褐铁型红土矿碱浸渣的常压酸浸工艺条件优化

采用Na2CO3焙烧-水洗方法处理褐铁型红土镍矿,并对预处理后的原料(碱浸渣)进行常压酸浸工艺研究. 通过热力学计算判断酸浸过程中可能发生的反应及趋势大小,考察各元素在硫酸和盐酸常压浸出中的行为,并结合浸出渣的XRD图谱,分析浸出过程中的反应,综合考虑浸出液及废渣处理等因素,选定盐酸为常压浸出剂. 实验研究了酸渣比、液固比、浸出温度和时间对各元素浸出规律的影响,确定优化酸浸条件为：酸渣质量比1.25,液固质量比4,浸出温度80℃,保温时间3 h,此时Ni, Co和Fe的浸出率分别达99.2%, 99.5%, 97.8%(w).     

定量风险分析（QRA）技术在环氧乙烷 储罐安全评价中的应用

基于硫酸钛白生产工艺的现状,将钛白废硫酸综合利用与富钛料的生产相结合,开展了钛白废酸加压浸出钛精矿制备富钛料的实验研究,并分别考察了酸矿比、浸出温度、浸出时间等因素对富钛料品位的影响。研究结果表明：在酸矿比（mL/g）为8∶1、酸浸温度为150 ℃、酸浸时间为7~8 h的条件下,可获得二氧化钛品位达80%以上的富钛料。通过XRD分析可知,酸浸完成后,钛精矿中的主要物相FeTiO3已转换为富钛料中的二氧化钛物相。     

钛白废酸加压浸出钛精矿制备富钛料实验研究

基于硫酸钛白生产工艺的现状,将钛白废硫酸综合利用与富钛料的生产相结合,开展了钛白废酸加压浸出钛精矿制备富钛料的实验研究,并分别考察了酸矿比、浸出温度、浸出时间等因素对富钛料品位的影响。研究结果表明：在酸矿比（mL/g）为8∶1、酸浸温度为150 ℃、酸浸时间为7~8 h的条件下,可获得二氧化钛品位达80%以上的富钛料。通过XRD分析可知,酸浸完成后,钛精矿中的主要物相FeTiO3已转换为富钛料中的二氧化钛物相。     

钛铁矿微波场中氧化-还原反应的研究*

对钛铁矿在微波场中预氧化和碳还原气氛下的化学反应进行了研究。采用X射线衍射（XRD）、扫描电镜（SEM）及能谱（EDS）分析手段,对钛铁矿微波氧化-还原后产物的物相、形貌、组成进行表征分析,并对微波还原后的钛铁矿物料进行了硫酸溶液（质量分数为20%）浸出行为研究。实验结果表明：钛铁矿在微波场（700 W,2.45 GHz）中氧化反应8 min会生成Fe2TiO5、Fe2O3及TiO2相,在随后的微波碳热还原过程中,钛铁矿中的铁离子由“非热点”处迁移到“热点”处,被还原成金属铁而聚集成球形富铁相,附着于矿物表面。经微波处理的物料在20%（质量分数）硫酸、40 ℃条件下酸解30 min,铁的浸出率有了显著提高,可达到75%以上。     

钛石膏硫酸浸取法提取铁质氧化物及石膏的物相变化

硫酸法生产钛白粉副产大量钛石膏，因其含有较多杂质而无法直接利用，目前可采用硫酸酸浸处理提高钛石膏的品质。本文以硫酸为浸取剂，研究钛石膏中铁质氧化物在不同硫酸浓度、反应温度、固液比、反应时间条件下的溶出规律以及酸浸产物的物相变化；采用XRD、XRF、SEM等分析手段，对钛石膏酸浸前后样品的物相、化学成分、形态等进行分析。结果表明，硫酸酸浸可以有效去除钛石膏中铁质氧化物，最佳工艺条件下去除率可达93.14%，白度由原来的8.1提高至54.4。在酸浸过程中随着硫酸浓度、反应温度、固液比等浸取条件的改变，钛石膏中的二水石膏脱水形成半水石膏和无水石膏。采用硫酸酸浸法处理钛石膏，滤液经处理可获得Fe(OH)₃，废液可循环利用，将为钛石膏的资源化利用提供新途径。     

碳酸锰矿化学浸出过程研究

对碳酸锰矿的硫酸浸出工艺条件进行了研究,得出了最优浸出工艺条件.酸浸过程中的最佳温度是353 K,最佳酸浸时间是4 h,反应溶液的最佳pH是2,反应溶液的最佳的液固比是5:1,最佳酸浸搅拌速度为40 r/min,去除酸浸溶液中Fe3 、Al3 的最佳搅拌速度为80 r/min,去除硫酸锰溶液中的Fe3 、Al3 的最佳pH为5,以及去除硫酸锰溶液中的Ca2 、Mg2 时的静置时间为6 h,碳酸锰矿中Mn的实际浸出率达到85%以上.     

废CeO x -MnO x 基SCR脱硝催化剂还原酸浸综合回收铈锰

废选择性催化还原（SCR）脱硝催化剂中含有大量的有价金属,直接废弃易造成资源浪费及环境污染。以废CeO _x -MnO _x 基SCR脱硝催化剂为原料,采用热力学分析结合湿法冶金实验方法,研究了浸出条件对Ce、Mn元素浸出率的影响。结果表明,废催化剂直接酸浸Ce、Mn元素浸出率低,还原-酸浸Ce、Mn元素热力学条件上可行,抗坏血酸对Ce、Mn高价氧化物有明显的还原作用。当抗坏血酸质量分数为30%、硫酸浓度2mol/L、液固比6∶1、搅拌速度350r/min、80℃恒温反应5h时,Ce、Mn的浸出率分别达到92.09%、95.51%。加入抗坏血酸后,部分Ce⁴⁺和Mn⁴⁺还原为Ce³⁺和Mn²⁺,Ce⁴⁺/Ce的比值由75.82%降低到71.62%,Mn⁴⁺/Mn的比值由29.39%降低到27.17%,同时削弱了高价Ce辅助低价Mn向高价Mn转化的作用,使得Ce、Mn高效浸出,为CeO _x -MnO _x 基废催化剂中Ce、Mn资源化利用奠定了基础。     

从红土镍矿镍铁渣中分离浸取镍铬工艺

将镍铁渣破碎、球磨后磁选富集Ni于精矿中,富集Cr于尾矿中. 磁选后Ni从0.26%富集至2.57%(w),Cr从4.55%富集至4.61%(w). 考察了H2SO4常压酸浸精矿时Ni的浸出规律. 结果表明,在酸浸温度110℃、酸浓度220 g/L、酸浸时间2 h、液固质量比5的优化酸浸条件下,Ni浸出率为91.5%. 在80~120℃内,Ni浸出反应活化能为19.6 kJ/mol. Ni浸出反应主要受扩散控制. 用Na2CO3碱熔焙烧尾矿,在温度1000℃、Na2CO3/渣质量比0.65、时间1 h、镍铁渣尾矿粒度<74 mm的优化条件下,Cr浸出率为94.1%.     

机械活化对氧化锌矿碱法浸出及其物化性质的影响

研究了不同活化时间、活化方式对云南兰坪低品位氧化锌矿碱法浸出的影响. 结果表明,当浸出液NH4Cl浓度2.0 mol/L、NH3×H2O浓度1 mol/L、温度30℃、浸出液与浸出矿样液固比为10 L/g时,未活化矿样浸出90 min浸出率仅为60.08%,而活化90 min矿样浸出90 min的浸出率为69.36%,为可浸出含锌物相的103.97%;先磨后浸的强化效果优于边磨边浸. 不同活化时间、活化方式不仅造成矿物的形貌、粒度分布不同,而且使矿样在球磨过程中的物相转化存在差异：活化与浸出步骤分离时,球磨过程发生了机械化学反应,矿样中ZnS被氧化成利于浸出的物相,从而比两步骤合并的浸出效果好.     

低温中和-加压酸浸提取煤矸石中铝铁

以贵州盘县煤矸石为研究对象,为解决其工业生产提取铝铁时酸耗量大、酸利用率低及后续铝铁产品分离困难等问题,根据其矿物组成特点,本文首次采用低温中和-加压酸浸工艺对铝铁提取进行了详细研究。室温下中和最优工艺条件为20%理论酸耗、浸出时间120min、液固比3∶1（硫酸溶液与固体的质量比,以g/g计）;以中和渣为原料,煤矸石理论酸耗为基础,加压酸浸最优工艺条件为浸出时间120min、浸出温度150℃、液固比3.5∶1（硫酸溶液与固体的质量比,以g/g计）。在此条件下,氧化铁浸出率为98.37%,氧化铝浸出率为95.77%,酸浸渣灰分中氧化硅质量分数为90.2%,氧化钛质量分数为9.18%。以最优工艺条件下的酸浸液循环中和新鲜煤矸石,得到的铝铁提取液中氧化铁浓度为57.95g/L,氧化铝浓度为62.20g/L。相比常规酸浸工艺具有酸耗低、酸利用率高等优点。借助X射线衍射仪（XRD）、傅里叶红外光谱仪（FTIR）和扫描电子显微镜（SEM）等分析手段,初步对两步溶出过程进行了机理分析,为煤矸石工业生产提取铝铁提供了新路线和理论支撑。     

红土镍矿硝酸加压浸出工艺

采用硝酸介质加压浸出处理红土镍矿,考察了初始硝酸浓度、浸出温度、保温时间和液固比对有价组分浸出率的影响,确定了该工艺的可行性。得到优化工艺条件为初始硝酸浓度330 kg/t,浸出温度190℃,保温时间60 min,液固比1.5:1~1.7:1 mL/g。最优工艺条件下,镍、钴的浸出率均大于85%,镁浸出率为80%,铝的浸出率大于60%,铁的浸出率低于1%,产出了含铁55%的富铁渣。对浸出液采用氧化镁梯级沉淀的方法,控制温度85℃、pH?3.0,可除掉95%的铁;控制pH=4.0~4.3,可除掉99%以上的铝,原矿中约90%以上的钪随铝进入渣相,得到含钪近1000 g/t的铝钪富集物;调节pH=7.5~8.0,溶液中的镍钴沉淀完全,得到含镍24.8%和含钴2.3%的氢氧化镍钴渣,实现了镍、钴与铁、铝高效分离和富集。梯级沉淀后的硝酸镁溶液蒸发结晶,在500℃下煅烧,得到轻质氧化镁;回收热分解产生的氮氧化物气体再生硝酸,常压下再生率达92%以上,实现了红土镍矿中有价组分的高效分离和浸出介质的循环利用。     

废糖蜜还原浸出低品位软锰矿及其影响因素分析

采用废糖蜜作还原剂,在硫酸介质中直接浸出低品位软锰矿,通过正交实验和单因素实验,考察了反应温度、反应时间、硫酸浓度和废糖蜜浓度等因素的影响,并对浸出机理进行了初步的探讨. 实验结果表明,通过控制浸出工艺条件,可获得较高的Mn浸出率和较低的Fe, Al浸出率. 由于废糖蜜中胶体等物质的存在,Mn浸出率高于相同条件下用纯糖作还原剂的结果,但Fe和Al的浸出率不受影响. 相关的浸出影响因素优化为：H2SO4 2.35 mol/L,废糖蜜75 g/L,反应时间2 h,反应温度90℃. 在此条件下,Mn浸出率达到96.7%,而Fe为34.4%,Al仅为25.5%.     

半氧化锰矿的浸出过程

对半氧化锰矿的湿法浸出过程影响因素进行了实验研究,探讨了浸出机理. 结果表明,锰矿中MnCO3的浸出速率比MnO2快,MnCO3和MnO2形成消耗H+的竞争关系,MnCO3比MnO2易获得H+而易被浸出,而MnO2分解又有利于包裹于其中的MnCO3暴露而参与反应;在半氧化锰矿用量10.0 g、蔗糖用量0.6 g、硫酸浓度5 mol/L、反应温度90℃、反应时间60 min的浸出条件下,总Mn浸出率约为90%,其中MnO2与MnCO3的浸出率分别稳定在约95%和98%;锰矿中仍有约10%锰未被浸出,是由于存在难溶的硅酸锰及部分锰被包裹于惰性脉石中. 经800℃焙烧30 min后浸出,或在浸出过程中加入1.0 g氟化铵,总Mn浸出率分别达98%和96%,表明通过高温焙烧活化或添加氟离子作为助浸剂能消除脉石层的包裹阻碍作用,有利于提高锰浸出率.     

某低品位锰银矿浸出锰、银试验研究

为回收某低品位锰银矿中的锰、银金属,试验以硫铁矿作还原剂,用硫酸浸出矿石中的锰;浸锰渣用硫脲浸出银。针对试样矿石,试验研究了浸出的工艺条件,选择适宜的浸出工艺进行试验,锰的浸出率达到97.10%,银的浸出率达88.91%。     

用硫酸从镍氢电池负极板废料中浸出镍钴

为了吲收有价金属,实现废物循环利用,对硫酸浸出镍氢电池负极扳废料中的镍钻元素进行了生产性试验研究。基于硫酸与负极板反应放出大量热量及产生大量气体的原理,采用涂层钢带一体、静态不施加搅拌的浸出方式,考察了硫酸浓度、液固比（硫酸体积与负极板废料的质量比）、反应时间、温度等因素对镍钴浸出的影响。生产性试验结果表明：在硫酸浓度为2．0mol／L、液固比为6：1、反应时间为30min、初始温度为常温的条件下,镍钴浸出率均在98％以上,稀土浸出率在90％以上,铁浸出率只有3％～6％。     

基于响应曲面法的甘蔗渣浸取软锰矿优化工艺研究

探究甘蔗渣为还原剂在硫酸存在下浸取软锰矿中锰工艺条件,通过响应曲面试验,考查了甘蔗渣用量、液固比、硫酸浓度、温度以及反应时间对浸出结果的影响,实验表明：在取l0g软锰矿进行试验时,浸锰最佳工艺条件为既甘蔗渣用量为5 g,液固比取20∶1,硫酸浓度为3 mol/L,温度为80℃,时间为150 min,其浸出率达到95.03％.     

含锰冶炼粉尘的加压硫酸浸出

研究了含锰收尘灰加压浸出的影响因素. 结果表明,优化浸出工艺条件为：液固比5 mL/g,初始硫酸浓度120 g/L,浸出温度120℃,体系压力0.8 MPa,锰收尘灰/硫铁矿质量比1:0.5,浸出时间2 h,搅拌转速500 r/min. 在该条件下,Mn浸出率约96.1%,Fe浸出率仅7%左右,终酸残余率约34.9%. 该浸出工艺效果良好且稳定,Mn与其他杂质元素的分离效果良好,可取得常压浸出条件难以取得的理想浸出效果.     

蔗髓低温还原焙烧-浸出低品位软锰矿工艺

以蔗渣造纸工业废弃物蔗髓为还原剂,研究了低温焙烧还原浸出软锰矿的新工艺. 考察了蔗髓与软锰矿中锰的质量比、焙烧时间、焙烧温度、搅拌速率、浸出温度、浸出时间、H2SO4浓度和液固比对锰浸出率的影响,并分析还原焙烧过程. 结果表明,锰浸出率随蔗髓用量、焙烧时间、焙烧温度、搅拌速率、浸出温度、浸出时间、H2SO4浓度和液固比增加先增加然后基本保持不变. 蔗髓热解生成还原性气体有机物将软锰矿中高价锰氧化物MnO2还原为低价MnO. 适宜的焙烧还原浸出条件为：蔗髓/锰质量比0.62:1、还原焙烧温度350℃、还原焙烧时间60 min、浸出搅拌速率200 r/min、浸出温度60℃、浸出时间40 min、H2SO4浓度3.0 mol/L、液固比6 mL/g. 在此条件下,软锰矿的浸出率可达97%.