从硫酸溶液中还原制取金属碲粉

采用SO2作还原剂从含碲的硫酸溶液中制取碲粉,并确定了SO2从硫酸溶液中还原碲的最佳条件:反应温度80℃,NaCl浓度1.2 mol/L,SO2流量0.1 m3/h,反应时间40 min,碲的还原率达到99.63%。还原所得粗碲粉经亚硫酸钠脱硒,盐酸酸洗除杂处理,硒、砷、锡、铜的脱出率分别达到99%、93%、80%、87.5%,得到含碲99.669%的金属碲粉。XRD和SEM表征表明还原碲粉的形态为针状晶体。     

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%。     

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。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

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。     

以含铜硒的粗碲为原料采用化学法制备高纯碲(英文)

以含铜、硒的粗碲为原料,采用硝酸氧化、盐酸浸出、二氧化硫还原、氢气气氛高温处理的化学方法制备高纯碲。在浓硝酸(69%)用量为化学计量的0.96倍、液固比为4:1、反应温度为20°C、反应时间为30min的条件下,用硝酸氧化粗碲,粗碲中铜的去除率达到99%。粗碲氧化后用盐酸浸出,在浓盐酸用量为化学计量的1.67倍、液固比为4:1、反应温度为20°C、反应时间为30min的条件下,碲的浸出率为99%。浸出液中Te(IV)经二氧化硫还原,碲粉纯度达到99.95%。碲粉在反应温度为730K的氢气中处理30min,其纯度由99.95%上升到99.9995%。     

从碲渣中选择性分离与回收碲的新工艺

以粗铋碱性精炼过程中产生的碲渣为研究对象,采用Na_2S浸出-Na_2SO_3还原的新工艺选择性分离回收碲。考察Na_2S浓度、浸出温度、浸出时间和液固比等工艺参数对碲浸出率的影响,以及Na_2SO_3过量系数、反应温度和反应时间等因素对碲还原率的影响。结果表明:在Na_2S浓度40 g/L、浸出温度50℃、浸出时间1 h、液固比8的条件下,碲的浸出率达87.77%;在Na_2SO_3过量系数2.0,反应温度30℃,反应时间30 min条件下,碲还原率达98.84%,还原产物中碲含量达97.34%,XRD结果显示其为单质态碲。Na_2S浸出-Na_2SO_3还原新工艺可以有效地分离回收碲渣中碲,实验过程简单、清洁,生产成本低,具有产业化前景。     

卤素离子催化作用下SO_2还原沉金后液及其热力学特征

以沉金后液为原料,采用SO_2为还原剂,研究在卤素以及卤素复合催化剂存在条件下还原沉金后液中的硒碲以及捕集贵金属金铂钯的工艺。结果表明:在85℃、硫酸浓度167 g/L、SO_2流量0.2 L/min的条件下,当Cl-催化剂浓度为1.1 mol/L、反应时间2 h,或当Br~-催化剂浓度为0.5 mol/L、反应时间3 h,或当I~-催化剂浓度为0.3 mol/L、反应时间2 h时,硒金铂钯还原率达到100%,碲还原率达到99.60%以上。采用卤素复合催化剂,当Na Cl与Na Br摩尔比为1:2时,有助于加快硒碲的还原,而且降低了催化剂的用量。SO_2催化还原后产物中含碲74.56%、铜11.85%、硒7.38%,贵金属金3.89%、铂0.19%、钯1.02%(质量分数);还原产物中碲以单质状态存在,产物形貌为球状体。热力学分析表明:硫酸浓度为167 g/L时,Se(Ⅳ)主要以H_2Se O_3形式存在,Te(Ⅳ)主要以H_3Te O_3~+形式存在;当溶液中有Cl~-存在时,溶液中H_3Te O_3~+在Cl~-缔合作用下逐渐转变为Te Cl_6~(2-),其电极电势较H_3Te O_3~+的正,促进碲的还原。     

Te(Ⅳ)-H2SO4-H2O体系中卤素离子催化还原Te(Ⅳ)反应动力学

以卤素离子(Cl-、Br-、I-)为催化剂,对SO2还原Te(Ⅳ)反应动力学进行研究.结果表明:在高浓度硫酸体系中,卤素离子(Cl-、Br-、I-)的浓度为0.3 mol/L,SO2流量为18 L/h,温度为90 ℃,Cl-、Br-和I-的反应时间分别超过60、10、10 min时,Te(Ⅳ)还原率均为97%.以Cl-和Br-为催化剂时,还原产物为单质碲;I-为催化剂时,还原产物为TeI.Cl-催化还原Te(Ⅳ)动力学表明,反应速率与Te(Ⅳ)浓度的成正比,该化学反应属于准一级反应.反应活化能受Cl-浓度的影响,当Cl-浓度为0.1和0.3 mol/L时,其活化能分别为44.871和36.714 kJ/mol.     

采用亚硫酸钠还原法从沉金后液中回收稀贵金属

以铜阳极泥沉金后液为原料,采用亚硫酸钠作为还原剂,研究Cl-催化剂和卤素复合催化剂还原稀散元素硒和碲以及捕集沉金后液中贵金属金、铂、钯的工艺,并通过XRD和SEM对还原产物分别进行物相分析和显微形貌表征。结果表明:当单一Cl-催化剂浓度为1.1 mol/L、反应温度为85℃、反应时间为2 h、体系硫酸浓度为368 g/L、亚硫酸钠用量为100 g/L时,硒、金、铂、钯还原率为100%,碲还原率为97.7%。采用复合催化剂条件下,当nNa Cl:nNa Br为1:2时,硒和碲的还原速率明显加快。还原产物主要成分为碲73.95%、铜12.35%、硒7.65%、金3.31%、钯0.95%、铂0.24%;还原产物中碲主要以单质状态存在,其形貌主要为柱状体。     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

焙烧氟碳铈矿硫酸浸出稀土的动力学(英文)

研究了硫酸浸出德昌稀土与天青石共伴生矿的焙烧矿过程。考查粒度、搅拌速度、硫酸浓度和温度对稀土浸出率的影响,并对稀土的浸出动力学进行分析。在选定的浸出条件下:粒径0.074～0.100mm、硫酸浓度1.5mol/L、液固比8:1、搅拌速度500r/min,稀土浸出反应受内扩散控制,表观活化能为9.977kJ/mol。     

Acid Leaching Extraction of Ga and Ge

The U.S. Bureau of Mines recently investigated sulfuric acid leaching to extract gallium and germanium from a zinc processing residue containing 0.32% Ga and 0.46% Ge. These metals can be extracted by leaching with sulfuric acid alone or by leaching with sulfuric acid and sulfur dioxide. A low temperature roasting treatment also aids in extracting 20% more germanium. A high percentage of the residue’s remaining zinc and cadmium is extracted using either technique.     

Gold leaching with elemental sulfur in alkaline solutions under oxygen pressure

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＣｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓ ,ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄｂｙｅｆｆｅｃｔｉｖｅｎｅｓｓａｎｄｌｏｗｏｐｅｒａｔｉｎｇｃｏｓｔ,ａｓａｃｏｎｖｅｎｔｉｏｎａｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｇｏｌｄｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｆｒｏｍｏｒｅｓ ,ｈａｓｂｅｅｎｕｓｅｄｉｎｉｎｄｕｓｔｒｙｆｏｒｏｖｅｒ 10 0ｙｅａｒｓ .Ｈｏｗｅｖｅｒｔｈｅｃｙａｎｉｄｅｉｓａｈｉｇｈｌｙｔｏｘｉｃｃｈｅｍｉｃａｌ,ａｎｄｃｏｍｍｅｒｃｉａｌｃｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓｉｓｌｉｍｉｔｅｄｉｎｔ…     

湿法炼锌净化渣酸浸的动力学

对湿法炼锌净化渣的浸出动力学进行了研究,并探讨了硫酸浓度、反应温度、粒度等对钴、锌浸出率的影响规律。从动力学的角度分析了整个浸出过程,得到优化条件：液固比50：1(mL/g),硫酸浓度100 g/L,反应温度70°C,粒度75~80μm,反应时间20 min。在此优化条件下钴的浸出率为99.8%,锌的浸出率为91.97%。结果表明：在硫酸体系中钴的浸出符合不生成固体产物层的“未反应收缩核”模型。通过 Arrhenius 经验公式求得钴和锌表观反应活化能分别为11.693 kJ/mol和6.6894 kJ/mol,这表明浸出过程受边界层扩散控制。     

Preparation of boric acid from low-grade ascharite and recovery of magnesium sulfate

Boric acid and kieserite were prepared from low-grade ascharite by sulfuric acid method. This method results in the recovery of 71.06% and 45.03% for boric acid and kieserite, respectively. Meanwhile, the boric acid was precipitated from the filtrate at low temperature and the solution was recycled without discharging waste liquid in the whole process. The influence of amount of sulfuric acid, mass fraction of sulfuric acid, reaction temperature and reaction time on the leaching rate of boric acid were studied. The results show that the leaching rate of boric acid reaches 93.80% under the following conditions: the amount of sulfuric acid is 85% of theoretical dosage; the mass fraction of sulfuric acid is 25%; reaction temperature is 95 ℃; and the reaction time is 100 min. Meanwhile, the effects of mass fraction of magnesium sulfate, crystallization temperature and crystallization time on the crystallization of kieserite were investigated and the optimal crystallization conditions are obtained: the mass fraction of magnesium sulfate is 28%; the crystallization temperature is 180 ℃ and the crystallization time is 4 h.     

铟的还原浸出动力学及分步沉淀选择性分离（英文）

开展硫化锌精矿还原浸出高铁锌浸出渣高效浸铟及浸出液中铟选择性分离的研究。结果表明：在固体物料粒度74～105μm、反应温度90℃、浸出时间300 min、硫酸浓度1.4 mol/L的条件下,铟的浸出率达95%以上。采用收缩核模型对还原浸出动力学进行分析,不同条件下的浸出实验结果表明反应受穿过固体产物层的扩散控制,活化能为17.96 k J/mol,相对于硫酸浓度的反应级数为2.41。铁粉置换沉铜过程铜和砷的沉淀率均达99%以上。98%以上的铟从含高亚铁离子浓度的硫酸锌溶液中选择性分离,获得铟含量约为2.4%的富铟渣,经酸浸-萃取-电积工艺流程进一步处理后可得到纯铟。     

Kinetics of zinc sulfide concentrate direct leaching in pilot plant scale and development of semi-empirical model

The direct leaching kinetics of an iron-poor zinc sulfide concentrate in the tubular reactor was examined. All tests were carried out in the pilot plant. To allow the execution of hydrostatic pressure condition, the slurry with ferrous sulfate and sulfuric acid solution was filled into a vertical tube (9 m in height) and air was blown from the bottom of the reactor. The effects of initial acid concentration, temperature, particle size, initial zinc sulfate concentration, pulp density and the concentration of Fe on the leaching kinetics were investigated. Results of the kinetic analysis indicate that direct leaching of zinc sulfide concentrate follows shrinking core model (SCM). This process was controlled by a chemical reaction with the apparent activation energy of 49.7 kJ/mol. Furthermore, a semi-empirical equation is obtained, showing that the order of the iron, sulfuric acid and zinc sulfate concentrations and particle radius are 0.982, 0.189, ?0.097 and ?0.992, respectively. Analysis of the unreacted and reacted sulfide particles by SEM–EDS shows that insensitive agitation in the reactor causes detachment of the sulfur layer from the particles surface in lower than 60% Zn conversion and lixiviant in the face with sphalerite particles.     

铜阳极泥加压酸浸预处理脱铜富集贵金属

铜阳极泥是铜电解精炼中的一种副产品,是回收贵金属的重要原料。以空气代替氧气为加恪气体,系统悁究了铜阳极泥加恪酸浸预处理工艺。悁究的影响因素包括硫酸浓度、空气分恪、浸出温度、浸出时间和液固比等。结果表明,在最优工艺条件下,铜的浸出率高达98%;碲、硒、银的浸出率分别为49%、13%、1%。试验数据表明：铜阳极泥经过加恪酸浸预处理,几乎所有的铜和部分的碲,能有效的从贵金属中分离出来,使贵金属得以富集。机理悁究表明：充分利用阳极泥中水溶性铜离子的自催化氧化作用,能有效提高铜的溶解速度。