稀土矿络合浸出废液合成的冰晶石脱硅

包头混合稀土精矿络合浸出分离稀土后的废液中含有大量的铝离子,经过特殊的工艺技术能够将废水中大量的铝合成冰晶石,但该冰晶石中的硅含量超标,发现采用硫酸-氢氟酸-盐酸的混酸可以有效地脱除冰晶石中硅的化合物。确定以下优化的脱硅条件:硫酸浓度0.4 mol/L、氢氟酸浓度0.8 mol/L、盐酸浓度0.4 mol/L、反应时间90 min、反应温度80℃、液固比5:1;在该条件下硅的脱除率达到74.24%,除硅后冰晶石中硅的含量为0.23%,达到冰晶石国家标准要求。XRD分析结果表明大部分硅和杂质已经被脱除;SEM测试结果表明混酸法脱除冰晶石中硅的过程中使冰晶石分散性变好,而冰晶石本身的化学结构并没有被破坏。     

锌粉置换镓锗渣草酸浸出过程

考察锌粉置换镓锗渣草酸浸出过程中,草酸浓度、浸出时间、液固比、浸出温度、双氧水浓度对镓、锗、锌、铁、铜、硅浸出率及浸出料浆过滤性能的影响,揭示在草酸浸出体系下添加双氧水促进镓、锗浸出的作用机理。结果表明,采用草酸和双氧水为浸出剂,不仅可实现镓、锗的选择性浸出,还可显著改善浸出料浆的过滤性能。双氧水促进镓、锗浸出的机理为其作为氧化剂使镓、锗单质及其硫化物氧化为可溶的氧化物;草酸与镓、锗可生成稳定络合物,而与硅的作用较弱,从而促进镓、锗的浸出,同时使浸出渣的过滤性能得以改善。在草酸浓度为110 g/L、双氧水浓度为0.12 mol/L、液固比(L/S)为8、搅拌速度为300 r/min、浸出温度为40℃、浸出时间为30 min的条件下,镓和锗浸出率分别为99.32%、98.86%,而铜、锌、硅的浸出率分别在0.82%、0.84%、0.43%,且浸出料浆的过滤速度由常压硫酸浸出体系下的0.48 mL/min提高到100 mL/min。     

常压富氧浸出含锗氧化锌烟尘EI北大核心CSCD

为提高含锗氧化锌烟尘中锗的浸出率,提出采用富氧常压浸出−中和工艺处理含锗氧化锌烟尘,通过调节合适的酸度控制烟尘中硅的浸出及氧的溶解,避免形成铁硅锗胶体造成锗的损失的同时控制溶液中Fe^(3+)浓度便于烟尘中硫化物的溶出。结果表明:常压富氧条件下,在温度为90℃、液固比为7 mL/g、控制终点pH为0.3~0.7的条件下浸出4 h,锗浸出率为83%,较传统工艺条件下的锗浸出率提高13%。浸出渣的物相主要为硫酸铅和硫化锌以及二氧化硅,表面出现多孔、蓬松状结构。锗主要以硅酸盐态赋存,84.94%以该状态赋存的锗被浸出,占总锗的59.24%。浸出液中Fe^(3+)浓度约为0.4 g/L,硅含量约为64.5 mg/L,实现了对Fe^(3+)及Si的控制。采用含锗氧化锌烟尘对溶液进行中和还原,表明控制溶液温度为90℃,pH为3.0,反应1.5 h,可将溶液中Fe^(3+)浓度控制在0.025 g/L内,满足后续的沉锗要求。     

铜阳极泥处理过程中中和渣中碲的提取与制备

采用硫酸浸出二氧化硫还原方法从中和渣中制取单质碲。研究表明:采用硫酸浸出中和渣,当反应温度为30℃、反应时间为0.5 h、硫酸浓度为53.9 g/L、硫酸用量为理论用量的1.5倍时,碲浸出率为99.99%;采用亚硫酸钠还原酸浸液中碲时,碲(Ⅳ)发生水解生成二氧化碲;采用二氧化硫还原酸浸液中碲时,当反应温度为75℃、反应时间为2 h、盐酸浓度为3.2 mol/L、二氧化硫流量为0.4 L/min时,碲回收率达到99.84%。X射线衍射(XRD)分析表明二氧化硫还原得到的产物为单质碲,电感耦合等离子体发射光谱(ICP)分析表明,碲粉中碲含量为98.27%。扫描电子显微系统(SEM)分析表明,碲粉的形态为针形。     

从锌置换渣中分段浸出锌、铅、镓和锗

采用分段浸出方法从锌置换渣中选择性提取锌、铅、镓和锗.首段浸出过程通过控制合适的硫酸浓度与液固比条件,锌和镓的浸出率达到90％和99％以上,超过92％的锗留在硫酸浸出渣中;二段采用盐酸作为浸出剂选择性提取铅,铅的浸出率为99％,锗损失率小于2％;三段采用1 mol/L氢氧化钠作为浸出剂,通过破坏硅锗固溶体的结构,实现锗...     

锌冶炼含镉烟尘制备高纯镉粉的新工艺

采用硫酸浸出锌冶炼含镉烟尘,得到含镉硫酸浸出液,在硫酸镉浸出液中加入双氧水和FeCl3溶液,用NaOH溶液调节pH值后过滤,将滤液加入NaOH溶液中得到Cd(OH)2粉体,采用氢气还原得到镉粉。结果表明:当硫酸浓度为110 g/L、反应温度为65℃时,镉浸出率达99.63%。双氧水用量为理论量10倍、n(Fe)/n(As)为3:1、pH=5.5时,砷的去除率达99.5%,得到净化的硫酸镉溶液。将硫酸镉溶液以缓慢加料方式加入浓度为2 mol/L的NaOH溶液中,反应温度为25℃,控制终点pH=10,过滤洗涤得到粒径为10~20μm的Cd(OH)2粉体,采用氢气还原Cd(OH)2粉体,在反应温度为310℃、反应时间120 min、氢气流量40 L/h时,得到平均粒径为49.61μm的球形镉粉。     

以废茶叶为还原剂在硫酸溶液中还原浸出氧化锰矿（英文）

采用废茶叶在硫酸溶液中还原浸出加蓬和湘西氧化锰矿石,探索废茶叶用量、硫酸浓度、固液比、浸出温度和反应时间对浸出过程的影响。对加蓬氧化锰矿,优化的浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:4、硫酸浓度2.5 mol/L、固液比7.5:1、浸出温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,加蓬氧化锰矿的浸出率几乎达100%。对于湘西氧化锰矿,优化浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:1、硫酸浓度1.7 mol/L、液固比7.5:1、温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,锰的浸出率达到99.8%。氧化锰矿的还原浸出过程符合内扩散控制模型,加蓬和湘西氧化锰矿石的还原浸出反应表观活化能分别为38.2 kJ/mol和20.4 kJ/mol。采用X-射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜(SEM)对浸出前、后的锰渣进行表征。     

燕麦秸秆酸浸回收废旧锂电池中Co的动力学

以生物质燕麦秸秆粉为还原剂,在硫酸条件下酸浸回收废旧锂电池中的Co,并对其浸出过程进行动力学研究。结果表明:0~20 min酸浸Co的过程为反应核收缩模型,表观活化能为27.5 k J/mol;30~150 min(低于80℃)Co的浸出过程也符合反应核收缩模型,表观活化能为28.32 k J/mol,受扩散和化学反应混合控制,其中又以化学反应控制为主。在液固比为10 m L/g,单位质量电池渣所用麦秆粉量0.7 g、硫酸浓度2 mol/L、温度90℃、反应时间2 h的条件下,电池粉中Co的浸出率达到99%以上。     

有机硅废触体中铜的高效提取及高纯铜制备EI北大核心CSCD

针对有机硅行业生产过程中产生的废触体,提出水浸预处理-氧化酸浸-旋流电积制备高纯铜的工艺。采用单因素实验法,分别考察反应温度、液固比、反应时间等因素对水浸预处理及氧化酸浸效果的影响。结果表明:在反应温度80℃、反应时间30 min、液固比3∶1 mL/g的优化条件下进行水浸预处理,处理后氯、铁的去除率可分别达到93.95%、5.25%,而铜不浸出;在双氧水用量为理论用量的2.0倍、反应温度为30℃、硫酸浓度为1.25 mol/L、液固比为3∶1 mL/g、反应时间为20 min的优化条件下,氧化酸浸过程中铜的浸出率可达93.59%,溶液中铁含量仅为0.25 g/L,且循环浸出时浸出率保持稳定。经循环浸出富集后的硫酸铜浸出液采用旋流电积制备高纯铜,得到的产品形貌平整,铜含量大于99.98%,达到GB/T467—2010的要求。     

难冶金精矿烟尘中铁砷碳的脱除对氰化浸金的影响

以难冶金精矿烟尘为原料,研究了氢氧化钠浸出、硫酸浸出以及硫酸与氢氧化钠联合浸出对烟尘中砷、铁和碳脱除及氰化浸金的影响。结果表明:在氢氧化钠浓度为6mol/L时,砷、碳脱除率分别为99.66%和60.63%,金浸出率为58.90%,较直接氰化浸出仅提高4.60%,砷的有效去除不能有效提高金的浸出率。在硫酸质量分数为15%时,铁、砷和碳脱除率分别为33.65%、80.38%和12.59%,金的浸出率为80.40%,与氢氧化钠浸出相比,硫酸浸出解离铁能有效提高金的浸出率。烟尘分别经过质量分数为15%硫酸浸出后氰化浸金,两次2 mol/L氢氧化钠浸出和氰化浸金后,烟尘中铁、砷和碳的总脱除率分别为33.65%、95.63%和79.60%,渣率为80.33%。此时,金的总浸出率为91.90%,氰化渣中金的含量为3.31g/t。与烟尘直接氰化浸出相比金的浸出率提高37.60%。     

从赤泥高炉炼铁炉渣中回收钪

为了研究在硫酸介质中直接浸出拜耳法赤泥高炉炼铁炉渣中钪的工艺条件,通过正交试验,考察了硫酸浓度,反应温度和反应时间等因素对钪的浸出效果的影响,并通过单因素试验优化了工艺条件。结果表明,影响钪的浸出率的主要因素依次为反应温度,硫酸浓度和反应时间;钪浸出的最佳条件为:硫酸浓度7.36 mol L-1,反应温度80℃,反应时间1 h,在此条件下钪的浸出率能达到82.38%。     

锌粉置换镓锗渣高压酸浸的浸出机理

研究锌粉置换镓锗渣的高压酸浸过程,考察硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度、助浸剂种类和添加量对Ga、Ge浸出率以及浸出渣过滤性能的影响。结果表明:增加硫酸浓度有利于Ga、Ge的浸出,但硫酸浓度超过156 g/L后,反而不利于Ge的浸出。浸出时间和温度对Ga、Ge浸出率影响较小,但增加浸出时间或提高反应温度均有利于改善浸出渣的过滤性能。添加硝酸钠或硝酸钙均可促进Ga、Ge的浸出,且硝酸钙的添加还可改善浸出渣的过滤性能。在硫酸浓度156 g/L、助浸剂硝酸钙60 g/L、液固比8、浸出温度150℃下浸出3 h,Ga、Ge浸出率可分别达到98%和94%以上,且浸出料浆过滤速度较常压酸浸时的提高近20倍。     

响应面法优化电炉炼钢粉尘中Zn的选择性浸出（英文）

研究浸出参数对电炉炼钢粉尘灰中选择浸出性Zn的影响,以Zn和Fe的浸出率为响应变量,以硫酸浓度、浸出温度、浸出时间和液固比为独立变量,采用基于三水平Box-Behnken的响应面法对浸出参数进行优化。对试验结果进行ANOVA分析和验证。在硫酸浓度为2.35 mol/L,浸出温度为25℃,浸出时间为56.42 min,液固比为5的条件下,可得到Zn的最大浸出率为79.09%,Fe的最小浸出率为4.08%。通过ANOVA分析表明,对Zn和Fe浸出率影响最大的因素为硫酸浓度和浸出温度。基于响应面法的模型与试验数据具有很好的一致性,Zn和Fe浸出率的相关系数分别为0.98和0.97。     

响应面法优化电炉炼钢粉尘中Zn的选择性浸出

研究浸出参数对电炉炼钢粉尘灰中选择浸出性Zn的影响,以Zn和Fe的浸出率为响应变量,以硫酸浓度、浸出温度、浸出时间和液固比为独立变量,采用基于三水平Box?Behnken的响应面法对浸出参数进行优化。对试验结果进行ANOVA分析和验证。在硫酸浓度为2.35 mol/L,浸出温度为25℃,浸出时间为56.42 min,液固比为5的条件下,可得到Zn的最大浸出率为79.09%, Fe的最小浸出率为4.08%。通过ANOVA分析表明,对Zn和Fe浸出率影响最大的因素为硫酸浓度和浸出温度。基于响应面法的模型与试验数据具有很好的一致性,Zn和Fe浸出率的相关系数分别为0.98和0.97。     

含锌尘泥中锌的浸出行为及动力学

采用单因素浸出试验对含锌尘泥中锌的浸出动力学进行研究,并探讨硫酸浓度、液固比、搅拌速度、反应温度等因素对锌浸出率的影响。结果表明:在硫酸浓度为0.5 mol/L,液固比为6:1(mL:g),搅拌速度为300 r/min,反应时间40 min的条件下,锌的最终浸出率达到96.30%;含锌冶金尘泥在硫酸体系中锌的浸出过程符合n=0.16的Avrami动力学模型,浸出反应表观活化能为10 k J/mol,表明整个浸出过程受边界层扩散控制。采用SEM、XRD及EDS表征含锌尘泥原料以及浸出渣的结构和形貌,结果表明绝大部分锌被浸出,而铁、硅、碳等元素则被留在浸出渣中。     

二氧化硫还原分解铁酸锌及锌浸渣工艺

锌冶炼浸出渣中锌主要以铁酸锌的形式存在,针对锌浸渣中铁酸锌难于分解的问题,以铁酸锌作为研究对象,研究二氧化硫作用下铁酸锌中锌的溶出和Fe(Ⅲ)的还原行为。考察初始硫酸浓度、液固比、二氧化硫通入量、反应时间、反应温度对二氧化硫还原分解铁酸锌行为的影响。结果表明:最佳反应条件如下,初始硫酸浓度120 g/L、液固比11:1、二氧化硫通入量0.41×10~(-2)mol/g、反应时间120 min、反应温度105℃。在最佳反应条件下,对锌浸渣开展还原浸出实验,锌的浸出率能达到99%以上,Fe(Ⅲ)的还原率能达到98%。通过ICP-MS和XRD分析表明,锌浸渣中的铁酸锌完全分解,还原浸出渣的主要成分为锌和铅,分别以ZnS和PbSO_4的形式存在。     

沉铂钯后液中碲铋的分离与回收工艺

以铜阳极泥处理中的沉铂钯后液为原料,经过氢氧化钠沉淀、酸浸沉淀渣、SO_2还原后,得到碲粉和还原碲后液,在还原碲后液中加入氢氧化钠沉淀后过滤得到氯氧铋,在氯氧铋中加入氢氧化钠溶液脱氯制得氧化铋。结果表明:加入氢氧化钠调节沉铂钯后液pH为6、反应温度20~25℃、反应时间为1 h时,沉铂钯后液中碲和铋沉淀率分别达到99.91%和99.96%;沉铂钯后液得到的沉淀渣混酸浸出适宜条件是3 mol/L盐酸和1.5 mol/L硫酸体积比为2:1,H~+浓度为3 mol/L,反应温度为50℃,反应时间为2 h,铋和碲的浸出率分别为99.93%和98.21%;在富集碲铋的浸出液中通入SO_2还原,当SO_2流量为0.25 L/min、反应温度为70℃、反应时间为50 min时,碲的还原率为96.59%,还原碲粉中碲含量达到79.45%,砷和铋含量仅为0.003%和0.067%(质量分数);在SO_2还原碲后液中加入氢氧化钠调节溶液pH值为2,过滤后得到氯氧铋;在氯氧铋中加入6 mol/L氢氧化钠溶液,当液固比为3:1、反应温度为80℃、反应时间为2 h时,所得氧化铋产物中氧化铋含量达到93.80%。     

镓精矿中镓的提取工艺

采用"焙烧-硫酸浸出-中和沉淀"工艺提取明矾石精矿中的镓,获得含Ga 0.1%以上的镓精矿。为了实现镓精矿的高值化利用,提出"碱浸-离子交换-溶液净化-电积"回收镓精矿中金属镓的工艺,对最佳工艺条件进行研究。在最佳工艺条件下,镓精矿中Ga的碱浸浸出率达98.46%;离子交换实验表明,采用D5240树脂可以有效地富集镓,但杂质钒也得到富集,树脂解吸液中含镓2.1g/L,钒0.23g/L;在pH=12的条件下,可通过钙盐法除钒,当解吸液中Ca~(2+)添加量为0.02mol/L时,钒浓度降至1.45mg/L;镓电积过程中电流效率呈现先增大后减小的趋势,当电积时间为2h时,电流效率达到峰值4.3%;随着电积液中NaOH浓度的升高,阴极表面形貌由粗糙变得光滑。当NaOH浓度为200g/L时,阴极表面平整光滑,可获得99.94%金属镓。     

锌冶炼中浸渣锌还原浸出机制与动力学

以锌冶炼中浸渣为研究对象,研究中浸渣的化学成分及锌的存在形态,锌主要以铁酸锌形式存在。采用SO2做还原剂,研究温度、初始硫酸浓度、二氧化硫分压对锌浸出效率的影响,并分析中浸渣中锌还原浸出反应机制及动力学。结果表明:H+在锌还原浸出过程中起关键作用,锌还原浸出反应活化能为31.67 k J/mol,为化学反应控制;SO2做还原剂时,反应时间、液固比及初始酸度均大幅降低。反应最佳工艺条件:初始硫酸浓度80 g/L、温度95℃、液固比(L/S)10 m L/g、二氧化硫分压200 k Pa、反应时间120 min。该工艺条件下,中浸渣中锌浸出率达99%以上。XRD和ICP分析表明:中浸渣中铁酸锌分解,硫化锌在该反应条件下未完全浸出,还原浸出渣中主要化学成分为铅和锌,主要物相为Pb SO4和Zn S。     

钒钛磁铁矿提钒尾渣浸取钒

采用硫酸氢氟酸次氯酸钠组合浸出体系浸取钒钛磁铁矿提钒尾渣中的钒,研究浸出过程中试剂浓度、浸出液固比、浸出温度、浸出时间、物料粒度对钒浸出率的影响。结果表明:钒的浸出率随试剂浓度、液固比、温度和时间的升高而增大;当矿物粒度小于0.20 mm时,钒浸出率有随矿物粒度变小而减小的趋势。在物料粒度0.15~0.25 mm、初始硫酸浓度150 g/L、初始氢氟酸浓度30 g/L、次氯酸钠加入量为矿量1.5%、矿浆液固比6:1、浸出温度90℃、浸出时间6 h、搅拌速度500 r/min的条件下,钒的浸出率可达85%以上。