废锰催化剂中锰,铁,镍,钴的硫酸直接浸出

本文报道了对苯二酚生产过程中废锰催化剂内所含主要元素锰、钴、镍、铁的硫酸浸取行为。认为锰的浸取反应原理由硫酸与二氧化锰的氧化还原反应,及铁、氧化亚铁与硫酸反应所生成的硫酸亚铁与二氧化锰的氧化还原反应组成。实验中选择了不同的搅拌转速、液固比、浸取剂硫酸的浓度、温度等操作条件,考察了锰、铁、镍、钴的浸取情况,其中温度的影响最显著。在浸取温度为80℃,浸取剂硫酸浓度为2.8mol/L,液固比为6.6:1,搅拌转速为250rpm,浸取反应时间为3.5h的条件下,锰的浸出率几乎达到100％,铁的浸出率为75％。镍,钴在所有的实验条件下,浸出率均接近100％。     

镍在氯水溶液中的浸出特性及其从废催化剂中回收镍的应用

镍在氯水溶液中的浸出特性及其从废催化剂中回收镍的应用ＰａｍｅｌａＡｌｅｘ等氯水溶液￣［１］可作为从各种硫化物、氧化物及金属资源中溶解有价贱金属的有效浸出剂。就应用该浸出剂处理镍的氯化物资源而论，至今只有Ｒｏｏｒｄａ和Ｑｕｅｎｅａｕ作过报道￣［２］，他...     

用废镍催化剂制取碳酸镍的研究

本文重点探讨了利用湿法流程处理废镍催化剂的技术方案及最优化工艺技术条件。全过程Ni金属回收率达80%以上,该工艺技术具有十分显著的经济效益。     

用硫酸从废锂电池中浸出钴的试验研究

采用正交试验与单因素试验法研究了用硫酸从废锂电池中浸出钴,考察了浸出时间、浸出温度、硫酸浓度及葡萄糖添加剂用量对钴浸出率的影响,确定了4个影响因素的主次关系。结果表明:在葡萄糖添加量10%、硫酸浓度3mol/L、浸出温度60℃、浸出时间45min条件下,钴浸出率达94.31%;4因素对钴浸出率的影响程度为葡萄糖添加量硫酸浓度浸出温度浸出时间。     

从废催化剂中回收钴和锌的实验研究

研究了硫酸浸出含锌钴废催化剂的湿法治金过程，讨论了用最佳方案除去铁、锰、铝、铜、硅等多种杂质。原料中锌的浸出率高达99．19％，净化液中Co^2 的氧化沉淀率为98．48％，氯化钴溶液中Co^2 草酸铵沉淀率98.24％，浸出液中钴总回收率达96．75％。     

由废镍催化剂制备氯化镍的研究

本文采用湿法工艺以氯化镍形式回收废镍催化剂中的镍。重点考察了硫酸浸镍过程的影响因素和水解除杂效果。在硫酸浓度40％、液固比3、温度75℃条件下,120min时镍浸出率可达98．50％;用NaOH中和浸出液pH为6时,Fe、Al、Ti等杂质均以氢氧化物沉淀形式被过滤除去,除杂后上述杂质含量均降至0．3mg／L以下。制得产品NiCl2·2H2O主体含量为99．80％,镍的总回收率为96．50％。     

从废镍催化剂中回收镍并生产硫酸镍

试验了从废镍催化剂中回收镍并生产硫酸镍。废镍催化剂用硫酸溶解并去除硅酸之后,通过碱析获得粗硫酸镍产品,再通过净化、二次碱析及结晶,获得纯度较高的NiSO4.7H2O产品。该方法可从废镍催化剂中充分回收镍资源,并对环境有利。     

用硫酸从湿法炼锌尾渣中浸出锗

研究了用硫酸从某湿法炼锌尾渣中浸出锗,考察了相关因素对锗浸出率的影响。结果表明:在冶炼渣细度-74μm占84.73%、液固体积质量比5/1、浸出温度90℃、氟化铵用量100 mL(质量浓度50 g/L)、硫酸用量150 mL(浓度5.7 mol/L)、浸出时间120 min条件下,锗平均浸出率为91.73%,浸出效果较好。     

从生产硫酸的废催化剂中回收和利用钒的研究

本文介绍了从硫酸生产的废催化剂中回收机的方法。回收率达98％以上,V_2O_5品位99.0％,可用于再制造硫酸催化剂,其催化性能与用新原料制造的相似。经济效益和解决环境污染问题。     

用硫酸从转底炉粗锌粉中浸出锌

研究了用硫酸从转底炉粗锌粉中浸出锌,考察了硫酸质量浓度、浸出温度和时间、固液质量体积比、搅拌速度对锌浸出率的影响.结果表明:在硫酸质量浓度230 g/L、浸出温度35℃、固液质量体积比1/4、浸出时间80 min、搅拌速度400 r/min条件下,锌浸出率达95％ 以上,浸出效果较好.     

硫酸体系浸出含铟锡烟尘试验研究

研究了从云南个旧某工厂的含铟锡烟尘中采用预氧化硫酸浸出法综合回收铟、锌和锡,考察了温度、反应时间、硫酸用量、氧化剂用量、液固体积质量比对铟、锌、锡浸出率的影响。试验结果表明,在温度90~100℃、硫酸用量为理论用量的2.25倍、氧化剂用量为锡烟尘质量的30%、液固体积质量比4∶1条件下浸出3h,铟、锌、锡浸出率分别为75.87%,98.92%和13.36%。     

镀锌灰的热酸浸出和除铁试验研究

采用单因素试验法研究了从镀锌灰中热酸浸出锌及黄钾铁矾法除铁。试验结果表明:在硫酸初始质量浓度为150g/L、浸出温度90℃、浸出时间3h、液固体积质量比6∶1条件下,锌浸出率在97%以上;用黄钾铁矾法除铁,在温度90℃、反应时间3h条件下,铁去除率在98%以上。     

废酸堆浸氧化铜锌矿工艺

本文涉及工业废酸资源化和废弃的氧化铜锌矿资源综合利用的方法。利用废酸堆浸氧化铜锌矿，从浸出液中回收硫酸铜、铁红、铁黄、活性氧化锌及硫酸铵。本法成本低廉，具有经济效益及环保效益。     

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,其与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0．037～0．074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS：MnO2摩尔比〉0．5,H2SO4：MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时问2h。在较佳条件下用0．037-0．074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85％以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93％以上的试验指标。实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和Fes2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低。因此,如果需要利用含Mn^2＋浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料人炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂。     

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0．037-0．074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS：MnO2摩尔比〉0．5,H2SO4：MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时间2h．在较佳条件下用0．037-0．074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85％以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93％以上的试验指标．实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和FeS2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低．因此,如果需要利用含Mn^2＋浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料入炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂．     

从中浸渣中氧压酸浸锌、铁的试验研究

研究了从湿法炼锌中浸渣中氧压酸浸锌和铁,考察了氧压、中浸渣粒度、硫酸质量浓度、浸出时间、浸出温度、液固体积质量比、木质素磺酸钠加入量对锌、铁浸出率的影响.结果表明:在液固体积质量3∶1、始酸质量浓度140～150 g/L、浸出温度(150±5)℃、氧气压力0.8MPa、浸出时间80～90 min、木质素磺酸钠用量为渣量的0.15％的最佳条件下,锌浸出率达98％,铁浸出率为60.87％;降低浸出液终酸质量浓度及提高浸出温度可以使铁有效形成沉淀,抑制其浸出.     

Reductive Leaching of Manganese Nodule Using Saw Dust in Sulphuric Acid Medium

Single-step reductive dissolution studies were carried out to extract Mn, Cu, Ni and Co values from manganese nodules of Indian Ocean using a cellulosic low-cost reductant (sawdust) in sulphuric acid medium. The leaching conditions were optimized for maximum extractions by varying experimental parameters such as time, amount of reductant, sulphuric acid concentration, temperature, and pulp density. It was observed that both acid as well as reductant were essential to successfully dissolve most of the desired metal values. 99.5% Mn, 99.1% Cu, 99.6% Ni, 93% Co and 64.6% Fe were dissolved under the conditions: pulp density 10% (wt/v), amount of sawdust 0.5 g/g of nodule, acid 5% (v/v), temp 105 °C, time 2 h. The enriched leach liquor was obtained following lock cycle technique. The composition of solution taken for purification was: 98.2 g/L Mn, 4.1 g/L Cu, 5 g/L Ni, 336 ppm Co with 12.3 g/L Fe. Precipitated bulk sulphides of Cu, Ni, Co and crystallized MnSO₄·H₂O were the two products obtained after Fe removal from the solution. A schematic flow sheet was suggested. The complete process comprised of simple hydrometallurgical unit operations.