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相似文献
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1.
氨-硫酸铵体系中某铜矿尾矿氧化氨浸工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
以高碱性铜尾矿为研究对象, 在NH3·H2O-(NH4)2SO4体系中, 以过硫酸铵为氧化剂, 详细考察了浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及NH3/NH4+比率、氨、硫酸铵和过硫酸铵浓度对铜浸出率的影响。实验结果表明, 尾矿铜的最佳浸出条件为:搅拌速度为500 r/min, 浸出温度为40 ℃, 氨浓度2.4 mol/L, 硫酸铵浓度1.0 mol/L, 过硫酸铵浓度0.2 mol/L, 液固比7∶1, 在此条件下铜的浸出率为75.9%。  相似文献   

2.
脱硫降灰是实现中高硫煤清洁利用的关键, 而浮选法在细粒煤脱硫中占据了重要的地位。为了提高中高硫煤的浮选脱硫降灰效果, 以陕北子长煤为研究对象, 利用筛分及浮沉试验考察了原煤的颗粒特性, 并对比了三种无毒无机抑制剂氧化钙(CaO)、硫酸铵[(NH4)2SO4]、十水合焦磷酸钠(Na4P2O7·10H2O)以及其组合抑制剂对原煤脱硫降灰效果的影响, 并通过煤岩光片考察了浮选前后煤中黄铁矿的分布变化。结果表明, 浮选后煤岩光片中的黄铁矿分布密度有效下降, CaO的脱硫降灰效果最好, (NH4)2SO4和其相近, Na4P2O7·10H2O脱灰效果次之, 但几乎没有脱硫效果, CaO和(NH4)2SO4在用量分别为4 000 g/t和1 000 g/t时, 精煤硫分最低均为1.83%, 其脱硫效率最高分别为18.28%和12.35%, CaO和(NH4)2SO4组合药剂未展现较好的协同作用, 脱硫脱灰效果均不及三种单种抑制剂, 但对细粒煤的脱硫脱灰有一定的提升作用。CaO和(NH4)2SO4可作黄铁矿的抑制剂提高浮选的脱硫脱灰效率。   相似文献   

3.
四川甲基卡、李家沟等地锂辉石储量丰富,为下游锂电池储能材料等领域提供了重要的原料来源。传统锂辉石制碳酸锂工艺中,采用氢氧化钠中和法除去铁、铝等杂质,但是副产硫酸钠附加值低,导致生产成本较高,本论文研究了以氨气替代强氧化钠中和法除杂制碳酸锂工艺,发现在精制锂溶液沉淀结晶过程中存在LiNH4SO4复盐产生,影响了锂的收率和碳酸锂产品品质。为解决此问题,本论文采用等温溶解平衡法研究了三元体系Li+,NH4+ //SO42--H2O在298 K下的稳定相平衡关系,测定了平衡液相中各组分溶解度、密度和折光率数据,并绘制了该体系的相图、密度-组成图和折光率-组成图。结果表明该三元体系为复杂三元体系,有复盐LiNH4SO4形成;其稳定相图由3个固相结晶区,3条单变量曲线和2个共饱点组成,3个结晶区分别为(NH42SO4,Li2SO4·H2O和LiNH4SO4,且LiNH4SO4复盐的结晶区较大。研究结果表明,为了避免LiNH4SO4复盐的产生,需在锂辉石制工业级碳酸锂工艺前端通过钙离子沉淀法将锂溶液中锂硫比[Li2SO4·H2O/(NH42SO4]降到1.6以下,研究结果为四川锂辉石湿法冶金工艺中采用氨中和除杂提供了理论指导。   相似文献   

4.
介绍了采用过硫酸铵((NH4)2S2O8)作氧化剂、氯化钠(NaCl)作络合剂的无氰浸银新方法。对浸银过程中(NH4)2S2O8及NaCl的浓度、浸出温度和时间、浸出环境的pH值、浸出过程中的搅拌强度等进行了条件试验。试验研究结果表明,在(NH4)2S2O8浓度0.225%,NaCl浓度25%,浸出温度45 ℃,浸出时间6 h,搅拌速度675 r/min条件下,对银粉中银的浸出率可达95%以上。  相似文献   

5.
采用基于硫酸根自由基(SO4-·)的高级氧化技术,将(NH4)2S2O8作为氧化剂氧化预处理黄铁矿。考察了(NH4)2S2O8和FeSO4浓度、浸出温度、浸出时间对氧化浸出黄铁矿效果的影响。结果表明,采用热活化(NH4)2S2O8产生SO4-·预处理黄铁矿,在(NH4)2S2O8浓度0.395 mol/L、浸出温度70 ℃、浸出时间8 h条件下,黄铁矿浸出率可达73.71%。通过动力学方程拟合,确定该体系浸出黄铁矿可采用收缩核动力学模型描述,浸出黄铁矿过程中反应速率的决定步骤为内扩散速率,其表观活化能为50.57 kJ/mol。通过绘制FeS2-(NH4)2S2O8-H2O体系E-pH图分析可知,常温下过硫酸盐溶液具有较高的氧化还原电位,理论上采用过硫酸盐氧化分解产生SO4-·浸出黄铁矿具有可行性。  相似文献   

6.
在NH3-(NH4)2SO4体系中, 采用氧压氨浸工艺, 研究了闪锌矿的浸出行为。研究表明, 在浸出温度110 ℃、总氨浓度4 mol/L、NH3与NH4+浓度比为5∶3、总压0.5 MPa、搅拌速度500 r/min、液固比25、矿物粒度-0.063 mm条件下浸出5 h, 锌浸出率可达97%。采用液固反应的收缩核模型进行模拟, 得到了闪锌矿氧压氨浸的浸出动力学方程式, 其表观活化能为47.26 kJ/mol。  相似文献   

7.
氧化铜矿物抗抑制作用的表面形貌研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
在Hallimond管中进行孔雀石纯矿物的硫化浮选试验,试验中添加(NH4)2SO4以测试其在过量Na2S存在时的抗抑制作用,通过扫描电子显微镜(SEM)研究了孔雀石纯矿物在不同试验条件下的表面形貌。结果表明,在过量Na2S存在的孔雀石浮选体系中,添加(NH4)2SO4后,可以起到抗抑制的作用。它可以使孔雀石表面生成的硫化膜更加坚实、致密和稳定,有利于黄药的吸附。  相似文献   

8.
贵州某微细浸染型金矿金品位为3.46 g/t, 在原矿性质分析的基础上, 采用硫代硫酸盐直接浸出工艺, 进行了探索试验、条件试验和综合优化试验, 确定了合理的浸出条件为: Na2S2O3·5H2O用量0.4 mol/L, CuSO4用量4 g/L, NH3·H2O用量4 mol/L, Na2SO3用量0.3 mol/L, 液固比为4∶1, pH为9.5。将原矿直接浸出与预处理后试样浸出进行对比试验, 获得金浸出率分别为72.10%和85.09%, 并对两者浸出率差异进行了分析。  相似文献   

9.
酸性 H2O2 氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁 矿、毒砂等载金矿物被有效溶解, 从而使金暴露出来,提高金浸出率。 研究了酸性 H2O2 体系中黄铁矿的氧 化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、 H2SO4 和 H2O2浓度等对浮选金精矿的预处理效果。 结果表明:H2O2 氧化 过程中没有固相生成物,黄铁矿中的 Fe 转 化为 Fe2+和 Fe3+ 于溶液中,Fe2+ 与 H2O2 可发生 Fenton 反应生成氧 化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有 H2SO4 生成,体系的 pH 值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性 H2O2 、·OH 和 Fe3+氧化,体系中 S 最终转化为 SO4 2-或 HSO4- 。 浮选金精矿在温度为 30 ℃ 、矿浆浓度为 100 g/L、 H2SO4 初始浓度为 0. 18 mol/L 和 H2O2 初始浓度为 1. 76 mol/L 的条件下氧化预处理后,Fe 浸出率、试样失重率分别为 95. 33%和 51. 42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出 率仅为 11. 68%,而经过酸性 H2O2预处理—浸出后,金浸出率可达 92. 69%。  相似文献   

10.
采用碱浸预处理-酸浸提钒的两段浸出工艺从含钒粘土矿中浸出钒, 考察了碱浸预处理工序中NaOH用量和浸出时间、预处理后酸浸工序中H2SO4用量、浸出温度、浸出时间、液固比等因素对钒浸出率的影响。碱浸预处理能部分溶解Si、Al矿物, 从而破坏含钒矿物晶体结构, 为酸浸提钒时提高钒浸出率并降低酸耗创造条件。实验结果表明, 在95 ℃温度下用20%NaOH对矿样浸出24 h后, 酸浸工序中H2SO4用量30%, 温度95 ℃, 液固比1.5∶1, 浸出时间12 h, 钒浸取率达到了80%以上。  相似文献   

11.
以含铅锌烟尘为原料, 采用机械活化-硫酸浸出的湿法冶炼工艺分离铅锌烟尘中的金属铅及锌。着重研究了机械活化前后不同的硫酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间等工艺条件对原料中Zn浸出率及Pb入渣率的影响。实验结果表明, 机械活化前, H2SO4直接浸出铅锌烟尘的最佳工艺参数为H2SO4浓度175 g/L、液固比7∶1、浸出温度60 ℃、浸出时间60 min。在最佳工艺条件下, Zn浸出率达92.47%, Pb入渣率为90.30%。原料机械活化30min后, 最佳工艺条件变为H2SO4溶液浓度150 g/L、液固比5∶1、浸出温度50 ℃、浸出时间40 min。此时Zn浸出率达91.52%及Pb入渣率为95.36%。机械活化后铅锌烟尘的Zn浸出率及Pb入渣率对 H2SO4溶液浓度、液固比、浸出温度、浸出时间的依赖性明显降低。  相似文献   

12.
以V2O5含量0.51%的某石煤钒矿石为试验原料,采用焙烧-酸浸工艺对其进行了系统的试验研究。分别考察了焙烧和浸出工艺参数对矿石中V2O5浸出率的影响。试验结果显示,在入料粒度-0.074 mm粒级含量占63.80%、焙烧温度800℃、焙烧时间2 h的焙烧条件及浸出温度70℃、H2SO4用量(H2SO4与浸出试样的质量比)12%、液固比2:1、浸出时间2 h的浸出条件下,V2O5的浸出率可达到70.81%。研究结果为该类V2O5含量未达到工业品位的石煤钒矿石的开发利用提供了参考。   相似文献   

13.
文燕 《矿冶》2023,32(1):84-90
以碲化铜渣为原料,采用酸性氧化浸出、碱性浸出、除杂、氧化沉碲和溶解还原的湿法工艺回收碲化铜渣中的碲。结果表明:酸性氧化浸出过程,在NaClO3加入量35 g/L、H2SO4浓度70 g/L、液固比(体积质量比)10?1、温度为70℃的优化工艺条件下,可实现Cu、Te的有效分离;采用NaOH溶液浸出酸浸渣,以Na2S作为沉淀剂净化碱浸液,然后采用H2O2氧化沉淀碱浸液中的Te(Ⅳ),并采用HCl-SO2溶解还原高碲酸钠获得高纯度碲粉,碲粉经熔铸后得到符合YS/T 222—2010中Te 9999标准的碲锭产品。工业实践表明,该工艺可有效实现碲化铜渣中碲资源的高效回收,碲的回收率达95%。  相似文献   

14.
以新疆滴水低品位氧化铜矿为研究对象, 在(NH4)2SO4-NH3浸出体系中分别考察了磨矿细度、浸出时间、总氨浓度、氧化剂用量、NH4+∶NH3比率等因素对铜浸出率的影响。最终确定最佳工艺条件为 磨矿细度-0.074 mm粒级占86%, 反应温度25 ℃, 搅拌转速200 r/min, 一段浸出液固比2∶1, 过硫酸铵0.15 mol/L, 氨水浓度3 mol/L, 硫酸铵浓度1.5 mol/L, 搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;二段过硫酸铵、氨水和硫酸铵添加用量减半, 继续搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;三段浸出药剂用量与二段浸出相同, 搅拌浸出2 h, 静置4 h完毕。该条件下, 可获得铜浸出率大于86%的优良指标。  相似文献   

15.
硫代硫酸盐浸出法是一种具有前景的无氰浸出方法,它与常规氰化法相比具有浸出时间短、浸出率高、低毒环保等优点。基于硫代硫酸盐的化学性质论述了硫代硫酸盐浸银过程中氧化剂Cu2+、Cu(NH342+和O2的氧化作用是决定浸出率和试剂消耗率的关键因素。   相似文献   

16.
以云南某锌厂提供的复杂挥发窑渣为研究对象,在理论分析的基础上,采用H2O2-H2SO4水溶液体系常压条件下协同浸出其中的有价金属。以In、Cu及Zn浸出率为考察指标,探讨了H2O2用量、硫酸浓度、反应温度、反应时间、液固比等因素对In、Cu、Zn浸出率的影响。结果表明,在H2O2(30%)用量0.6 mL/g、硫酸浓度3 mol/L、反应温度80 ℃、反应时间2 h、液固比6∶1条件下,In浸出率93.92%、Cu浸出率89.84%、Zn浸出率66.49%。浸出渣中贵金属Ag含量大于0.01%,富集比3.23,初步实现了窑渣中有价金属的分离与综合利用。  相似文献   

17.
实验研究了锌精矿在H2SO4-HNO3 体系中浸出过程。考察了浸出温度、液 固比、四氯乙烯的加入对锌浸出的影响。通过扫描电镜分析比较了浸出前矿粒、普通浸出矿渣和加入四氯乙烯后浸出矿渣的表面形貌。结果表明, 在85 ℃, 氧气压力为0.1 MPa ,H2SO4 浓度为2.0 mol L, HNO3 浓度为0 .2 mol/L, 液 固比为10∶1 条件下, 在200 mL 浸出液中加入10 mL 四氯乙烯萃取硫磺的同时,锌的浸出率在3 h 内达到99.6%, 与普通浸出相比, 浸出时间缩短了50%。可见, 加入四氯乙烯显著地提高了浸出速率。  相似文献   

18.
采用还原氨浸法对高锰氢氧化镍钴原料中的镍钴进行了选择性浸出研究。采用NH3·H2O-NH4HCO3浸出体系, 引入水合肼作还原剂, 可有效实现镍钴的选择性浸出, 原料中的锰不被浸出而富集成为高锰渣。在ρ(CO2)T=35~40 g/L, ρ(NH3)T=110~120 g/L, 还原剂85% N2H4·H2O溶液用量为原料中钴元素摩尔含量的2倍, 液固比为15 mL/g, 室温下浸出3 h, 保温陈化2 h的条件下, 镍钴浸出率分别达到98.75%和92.71%, 约99%的锰进入浸出渣中。  相似文献   

19.
采用45%H2SO4溶液作为浸出剂浸出含钒云母,研究了其溶解行为。结果表明:在浸出过程中,含钒云母矿物晶格原子键能、键长、电荷平衡以及分子构型发生变化;矿物中V、Al元素在H2SO4中浸出过程中表现出溶出行为一致,以等速率从固相中溶蚀释放出来;V、Al元素溶出率与矿物晶面间距密切相关。  相似文献   

20.
将火法炼铜所得含砷高达22%的难溶性白烟灰进行氧化焙烧处理, 然后用稀酸对铜进行浸出试验, 考察了焙烧时间和焙烧温度对铜浸出率的影响, 并对其热力学性质进行了分析。试验结果表明, 用2 mol/L的H2SO4以4∶1的液固比对白烟灰直接浸出, 铜的浸出率为45%;在焙烧温度500 ℃以上焙烧1 h, 用1 mol/L的H2SO4在相同条件下浸出, 可以使白烟灰中铜的浸出率达到98%, 同时, 可回收白烟灰中95%以上的三氧化二砷。对相关氧化反应的热力学数据进行分析计算表明, 焙烧后铜的化合物变成了易浸出的氧化物或硫酸盐, 因而浸出率提高。  相似文献   

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