铅矿中氧化铅(PbO·Pb_3O_4)物相分析方法探索

用 2 0 % Na Cl— 10 % NH4 Cl浸取铅矾 (Pb SO4 ) ,并分离石灰石 (Ca CO3 )、毒重石 (Ba CO3 )、碳酸锶矿 (Sr CO3 )、菱锌矿 (Zn CO3 )、菱铁矿 (Fe CO3 )等碳酸盐。然后用 5 % HAc— 15 % NH4 Ac浸取白铅矿 (Pb CO3 )和 Pb O· Pb3 O4 。从浸取液铅量碱去白铅矿中的铅量 ,即为 Pb O· Pb3 O4 的含量     

硫酸铵焙烧活化石棉尾矿提取镁实验研究

本实验采用硫酸铵与石棉尾矿用高温炉焙烧的方法提取镁。首先利用差热-热重法分析石棉尾矿与硫酸铵混合物的热分解和化学反应的热效应,得出石棉尾矿与硫酸铵混合物在240~500℃下产生分解、失重。将石棉尾矿与硫酸铵混合均匀后在320℃、400℃和460℃下焙烧1h,用XRD分析焙烧产物,得出在320℃时石棉尾矿和硫酸铵反应主要生成(NH4)2Mg(SO4)2和(NH4)2Mg2(SO4)3;在400℃时主要生成(NH4)2Mg2(SO4)3;在460℃时主要生成MgSO4,由于吸水变为MgSO4.6H2O。研究了硫酸铵与石棉尾矿不同物质的量的配比、焙烧温度和焙烧时间对镁浸取率的影响,得出当硫酸铵与石棉尾矿物质的量之比为2∶1、焙烧温度为460℃、焙烧时间为60min时,镁的浸取率为83.1%。     

硫酸铵焙烧法提取粉煤灰中氧化铝的工艺技术研究

采用焙烧-酸浸取从粉煤灰中提取Al2O3.以硫酸铵为活化剂,在400℃下焙烧,使粉煤灰中的惰性Al2O3转变为活性硫酸铝铵(NH4Al(SO4)2),硫酸为溶出剂.探讨了焙烧温度、硫酸铵与粉煤灰混料比、酸浸反应时间、酸浸温度、硫酸质量分数及液固比等因素对粉煤友中Al2O3提取率的影响.结果表明,当焙烧温度为400～450℃,(NH-4)2SO4与Al2O3摩尔比为8时,粉煤灰中莫来石相完全消失;当(NH4)2SO4与Al2O3摩尔比为6,焙烧时间为120 min,硫酸质量分数为20％,浸取温度为80℃,溶出时间为2h,液固比为8mL/g时,粉煤灰中Al2O3提取率可达到78.86％.     

Fenton试剂氧化—絮凝法去除水中As(Ⅲ)

随着地下水砷污染问题的加重,砷污染已成为世界普遍关注的问题。为寻求经济合理的除砷技术,采用Fenton试剂氧化—絮凝法进行了水中As(Ⅲ))的去除试验。当废水初始As(Ⅲ)浓度为0.5 mg/L时,试验确定的最佳除砷条件为,调节废水初始pH=3.0、H_2O_2用量10 mg/L、Fe~(2+)与H_2O_2的摩尔比0.2、反应时间10 min,此时As(Ⅲ)去除率为95.17%。采用此最佳条件对赣州某实际废水进行除砷试验表明,As(Ⅲ))去除率可达94.71%,反应后水中As(Ⅲ))浓度为0.004 2 mg/L,低于《GB5749—2006生活饮用水卫生标准》中0.01 mg/L的标准。Fenton氧化—絮凝法除砷是利用Fenton反应产生的中间产物(包括H_2O_2、·OH、O_2·、·HO_2等)将As(Ⅲ)氧化与铁盐絮凝结合起来的一种方法。     

铜烟尘密闭浸取渣回收铜铋铅的研究

<正> 沈阳冶炼厂密闭鼓风炉和转炉炼铜的电收尘混合烟尘,目前直接返回炼铜鼓风炉处理,使烟气含砷高达55～100(毫克/标米~3)。这不但污染环境,而且影响该厂二氧化硫烟气干法制酸的正常运转。我们与沈阳冶炼厂和辽宁大学协作,采用“密闭浸取”的方法(见《有色金属》冶炼部分,1979年,第3期)浸取铜烟尘,获得浸取液和浸取渣。《重有色冶炼》1978年第2期已经报导浸取液     

某金矿石石硫合剂法浸金工艺研究

对河南省某金矿进行了LSSS法添加氯化钠在常温下的浸取条件研究 ,当LSSS中的液固比在 3∶1时 ,[NH3] =0 .5～ 0 .8mol/L ,[NaCl] =0 .8mol/L ,温度在 2 5℃ ,浸取时间为 3h ,浸出率可达到 94%以上 ,从而实现了在常温下、低 [NH3]浸取金的目标 ,并且降低了生产成本     

除钒尾渣短流程工艺制备高纯NH4VO3

粗TiCl4除钒尾渣含钒2%~5%,具有较高的回收利用价值。为实现除钒尾渣中钒资源的低成本回收,提出了除钒尾渣直接焙烧—铵盐浸出—沉钒制备偏钒酸铵的新工艺,并开展了相关条件试验,重点考察了 焙烧温度、NH4HCO3用量、浸出温度、浸出时间对提钒效果的影响。结果表明：①除钒尾渣在650 ℃下焙烧150 min,获得的焙烧样中主要物相有金红石型TiO2、锐钛型TiO2、Al2O3、V2O5和SiO2,钒氧化率达78.12%, 可采用铵盐浸出实现钒的低成本提取。②条件试验确定焙烧样适宜的浸出条件为：NH4HCO3用量n(NH4+)/n(V)=2,液固比5 mL/g,浸出温度80 ℃,浸出时间30 min。在上述条件下,钒浸出率可达76.65%,浸出液V浓度 为5.71 g/L。浸出液经4次循环浸出后,V浓度提高至19.66 g/L。该较高浓度的浸出液直接沉钒,获得了纯度＞99%的偏钒酸铵产品,满足标准一级品（YS/T 1022—2015）的要求,XRD分析进一步证实其具有较高的纯 度。研究结果可为除钒尾渣中钒资源的短流程回收提供技术支撑。     

伯胺N1923从钨酸钠溶液中萃取磷和砷的机理研究

在弱碱性条件下,伯胺N1923不萃取单独的HPO_4~(2-)和HAsO_4O_(2-)离子,钨酸钠溶液中的磷和砷完全以磷—钨和砷—钨杂多酸的形态被伯胺N1923萃取。本文研究了用伯胺N1923在弱碱性条件下萃取钨酸钠溶液中的磷和砷的机理。通过温度,粘度,萃余水相pH变化及红外光谱考察得出,伯胺N1923按溶剂化机理萃取磷—钨和砷—钨杂多酸,主要靠形成氢键的作用实现萃取。     

H3AsO4-FeSO4-K2SO4-H2O体系中水热矿物化固砷研究

本文在H3AsO4-FeSO4-K2SO4-H2O体系中研究了K+对水热臭葱石矿化沉砷过程中砷铁沉淀率、沉砷渣物相组成及转变规律的影响。结果表明：K+存在与否对沉砷渣物相组成影响显著,处于过饱和状态的Fe(III)除As(V)共沉淀生成臭葱石(FeAsO4?2H2O)并自身水解沉淀为碱式硫酸铁(Fe(OH)SO4)外,还会与K+结合以黄钾铁矾（KFe3(SO4)2(OH)6）形态竞争析出。当初始K+浓度为5 g/L、初始砷浓度10 g/L、初始铁砷摩尔比1.5、初始pH为1、反应温度160 ℃、搅拌转速500 r/min、反应时间3 h、氧分压0.6 MPa时,砷、铁沉淀率分别为96.7 %、96.5 %;沉砷渣物相组成主要为臭葱石、黄钾铁矾、碱式硫酸铁,其含量分别为65.0 %、24.2 %、10.8 %,臭葱石以大颗粒多面体状晶体形式产出,不规则晶体形态的黄钾铁矾小颗粒分散于其中;沉砷渣中 As、Fe、K、S含量分别为 23.39 %、25.72 %、1.84 %、4.09 %。通过将臭葱石矿化沉砷初始铁砷摩尔比控制在合理范围内可有效抑制亚稳态黄钾铁矾物相的形成,实现砷的高效沉淀、提高沉砷渣中砷含量并降低其产量。     

高砷硫化铜矿浸出液制备砷酸铜工艺的热力学

计算并绘制了Cu-As-H2O系的电位-pH图,对高砷硫化铜矿细菌浸出液制备砷酸铜的过程进行了热力学分析。细菌氧化浸出可同时浸出Cu和As,根据不同的pH值和铜砷比,得到了组成不同的砷酸铜(CuHAsO4、Cu5H2(AsO4)4、Cu2AsO4OH)。     

铜冶炼烟尘的综合利用

以铜转炉烟尘为原料, 采用高压酸浸工艺回收有价金属和脱除砷。结果表明, 在硫酸浓度4 mol/L、浸出温度100 ℃、浸出时间2 h条件下, 烟尘中砷、铁和铜浸出率分别为94.14%、93.80%、91.80%, 浸出渣主要物相为硫酸铅(PbSO₄);通过氧压沉砷处理浸出液, 使溶液中铁和砷形成臭葱石(FeAsO₄·2H₂O)而固化;沉砷后液主要物质为Cu²⁺和SO₄^2-, 可用于电解回收铜。该工艺可以实现铜烟尘中有价金属的综合回收, 同时将砷以臭葱石形式固化, 减少对环境的污染。     

新疆滴水低品位氧化铜矿常温氧化氨浸工艺研究

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。     

含砷废渣处理现状及对策

伴随着优质矿逐渐被消耗,复杂含砷矿逐渐被开采出来,含砷废渣的产量不断增加,而砷及含砷化合物毒性很大,因此如何有效的处理含砷废渣使其无害化变的非常迫切。介绍了砷的危害,含砷废渣的来源,综述了含砷废渣处理方法的现状及存在的问题。目前,处理含砷废渣含砷废渣的方法主要有硫酸铜置换法、硫酸铁法和碱浸法等资源化处理,以及水泥固化、钙盐稳定化等固化稳定化处理。但这些方法都存在相应的不足,为了能有效的解决含砷废渣的问题,提出了臭葱石稳定化是处理含砷废渣的对策。     

高砷金精矿硫代硫酸盐浸出试验研究

以某高砷金矿经两次粗选—两次精选—四次扫选选别得到的含金24.6g/t的金精矿为原料,采用响应曲面法对该金精矿硫代硫酸盐浸出过程进行优化分析,同时探索了S_2O_3~(2-)、NH_4~+和Cu~(2+)浓度等因素对浸出效果的影响。结果表明,浸出溶液中的S_2O_3~(2-)、NH_4~+和Cu~(2+)浓度对金浸出率的影响程度依次是[S_2O_3~(2-)]>[Cu~(2+)]>[NH_4~+]。在浸出时间4h、浸出温度40℃、矿浆pH值10、搅拌速度300r/min、硫代硫酸钠浓度0.5mol/L、硫酸铵浓度1.0mol/L、铜离子浓度为0.035mol/L条件下可获得最佳的浸出效果,最佳金浸出率为90.28%,可实现该高砷金精矿中金元素的有效回收。研究结果可为解决该类型浮选金精矿浸出方案和高砷金精矿硫代硫酸盐浸金工艺提供参考。     

高砷铜矿湿法脱砷及砷固化工艺研究进展

高砷铜矿是一类重要的铜资源,砷含量高,通过物理分选方法无法实现高效脱砷。目前,湿法脱砷是一种高砷铜矿脱砷的重要手段。本文主要阐述了高砷铜矿砷脱除的湿法工艺,包括酸浸脱砷、碱浸脱砷、细菌脱砷,并对三种湿法脱砷工艺的原理和优缺点进行了总结。此外,对高砷铜矿浸出后的含砷浸出液,分析了化学沉淀法、电化学处理、吸附法、生物法等固砷方法,指出了对应固砷方法的原理、适用范围及其优缺点。最后,总结分析了湿法脱砷及固砷方法的问题,并对脱砷方法进行了展望。     

不同氨-铵浸出体系对氧化铜矿铜浸出率影响规律的研究

通过不同氨-铵浸出体系对氧化铜矿浸出影响的试验研究,确定了不同氨-铵浸出体系对铜浸出率的显著性影响顺序是:氨-氨基甲酸铵>氨-碳酸铵>氨-氯化铵>氨-氟化铵>氨-碳酸氢铵>氨-硫酸铵。采用氨-氨基甲酸铵浸出体系对新疆滴水高钙镁低品位泥质氧化铜矿进行浸出试验,铜浸出率高达85.25%。     

低品位氧化锌矿的氨—铵盐浸出研究

对某难选低品位氧化锌矿的氨法浸出进行了研究。结果表明,以NH3-NH4Cl为浸出剂,在适宜的条件下浸出该低品位氧化锌矿,锌的浸出率可达87.51%。该浸出过程所需温度为35℃左右,能耗较低。     

不同氨-铵浸出体系对氧化铜矿浸出率的影响规律研究

本文通过不同氨-铵浸出体系对氧化铜矿浸出率影响的试验研究,确定了不同氨-铵浸出体系对铜浸出率的显著性影响顺序是：氨-氨基甲酸铵＞氨-碳酸铵＞氨-氯化铵＞氨-氟化铵＞氨-碳酸氢铵＞氨-硫酸铵。采用氨-氨基甲酸铵浸出体系对新疆滴水高钙镁低品位泥质氧化铜矿进行铜的浸出试验,其铜浸出率高达85.25%。     

低品位氧化铜矿石选矿工艺研究进展

我国低品位氧化铜矿石资源储量较丰富,而易选、高品位铜矿石资源较贫乏。为解决我国铜资源的自给自足问题,加强低品位氧化铜矿石资源的选冶技术研究非常必要。为使业界较全面了解低品位氧化铜矿石资源的开发利用现状,推动低品位氧化铜矿石资源选冶技术的进步,主要从常规浸出、细菌浸出、选冶联合工艺等方面介绍了低品位氧化铜矿石选矿技术的研究现状和进展,并且指出常规浸出、细菌浸出以及选冶联合工艺将是未来解决低品位难选氧化铜矿石资源开发利用问题的重要手段。     

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。