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相似文献
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1.
在湿法炼锌工艺中,采用锑盐除钴法产出的净化钴渣经过酸性浸出后,锌、镉、钴等有价金属进入溶液,铜进入浸出渣。浸出液经过双氧水氧化除铁、低温锌粉置换除铜后,用α-亚硝基-β-萘酚的碱性溶液进行沉钴,沉钴渣经过酸洗除杂后,进行氧化焙烧而得粗Co2O4。该工艺,经济效益明显。  相似文献   

2.
湿法炼锌净化钴渣中富集钴的工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
在湿法炼锌工艺中,采用锑盐除钻法产出的净化钴渣经过酸性浸出后,锌、镉、钻等有价金属进入溶液,铜进入浸出渣。浸出液经过双氧水氧化除铁、低温锌粉置换除铜镉后,然后加入过硫酸钠,使溶液中的钴、铁、锰发生氧化,再用氢氧化钠溶液调整PH值在4.5~5.0之间,使溶液中的钻、铁、锰发生水解进入渣中。沉钴后液含Co≤5mg/l,避免了钴在湿法炼锌系统中的循环;钴的富集程度比较高,沉钴渣中钴的含量达到了20%以上,有利于钴的进一步精炼。  相似文献   

3.
钌蒸馏渣中贱金属的稀硫酸直接浸出率低,渣中的铂溶解率低,回收困难。采用焙烧研磨、还原预处理后,贱金属易被浸出;富集在硫酸浸出渣中铂易被王水溶解(溶出率99%),物料中的钌在渣中也得到富集;铂溶液经氯化铵沉淀煅烧得到粗铂;粗铂溶解后经多次氧化水解除杂、氯化铵沉淀法精炼,得到99.99%的海绵铂产品,铂回收率98.07%。  相似文献   

4.
氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺   总被引:1,自引:0,他引:1  
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%。  相似文献   

5.
研究了从亚氨基二乙酸浸出低品位氧化锌矿所得的Zn2+-Ida2-H2O溶液中锌的回收和浸出剂的再生.首先加入CaO调节溶液pH使锌以粗氧化锌形式加以回收,然后通入CO2气体使沉锌过程中所积累的大量钙离子以CaCO3形式脱除,同时实现浸出剂亚氨基二乙酸的再生.确定沉锌工艺条件如下:沉锌温度85℃、终点pH值10、陈化时间60 min;沉钙工艺条件如下:沉钙温度70℃、终点pH值8、CO2流量0.2 L/min.结果表明:浸出液按上述条件进行沉锌—沉钙—再浸出处理后,沉锌率为93.37%,沉钙率为97.88%,锌浸出率为78%;所得粗氧化锌含锌56.91%、铅3.40%,碳酸钙纯度大于97%.  相似文献   

6.
采用电解剥离-浸出正极材料、P204萃取除铝、秸秆硫酸浸出电池渣、草酸沉钴等工艺回收废旧锂电池中的钴。结果表明:经过20~30 min的电解剥离,实现了电池粉与铝箔的分离,钴的浸出率为50%,电流效率为70%;通过两次P204错流萃取除铝后,萃余液中Al3+含量可以降到0.4 mg/L,而钴却未损失;燕麦秸秆粉-硫酸浸出电池渣中钴的最佳工艺条件如下:硫酸2 mol/L、1 g电池渣加入0.5~0.7 g麦秆粉,固液比1:10,在80~90℃反应1~2 h,钴的浸出率达到98%以上;经三级浸出,COD的含量可降至1.3 g/L左右;草酸沉钴调节溶液温度为50℃,pH为2,保持n(2?Co)/n(2?42OC)=1,1 h后钴的一次沉淀率达到92%以上,滤液pH为0.2,其滤液可作为电解浸出液循环使用。  相似文献   

7.
为了从焙烧的镍钼矿中提取钼和镍,研究了盐酸浸出-硫酸化焙烧和水浸出处理焙烧后镍钼矿的过程。实验结果表明,焙烧的镍钼矿经过盐酸浸出-硫酸化焙烧然后水浸出后能够获得高的钼和镍浸出率。氧化焙烧的镍钼矿添加0.219 m L/g盐酸(12 mol/L)在液固比为3 m L/g的条件下于65°C浸出30 min;浸出渣添加51.9%浓硫酸在240°C下焙烧1 h;焙砂物料采用已经获得的第一段盐酸浸出液在95°C浸出2 h,钼和镍的总浸出率分别达到95.8%和91.3%。  相似文献   

8.
在盐酸介质中加入氯酸钠和氯化钠使银电解阳极泥中的金、铂、钯等贵金属和铜、铅、铋等贱金属被氧化浸出进入溶液中,而银生成氯化银进入渣中,通过加入氢氧化钠溶液调整浸出液的pH值,使铅、铋等水解除去,然后加入草酸使净化后液中的金被还原,金粉经盐酸、硝酸、氨水洗涤后铸锭,产出的金锭符合国家1#金锭的标准。  相似文献   

9.
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。  相似文献   

10.
王明  齐建云  宁新霞  王祥 《贵金属》2019,40(1):47-56
采用添加剂焙烧-氰化浸出中试处理锰银矿。回转窑连续运转80 h,物料焙烧时间30±5 min,所得焙砂产率85.54%,焙砂中银含量237.73 g/t、锰含量24.68%,银回收率99.19%,锰回收率98.70%;焙砂经500 L反应釜直接氰化浸出,浸出液固比2:1~2.2:1,时间6~15 h,氰化钠用量700 g/t原矿,所得银浸出率86.5%,氰化尾渣满足冶金用锰矿石标准。  相似文献   

11.
The reduction of manganese dioxide in low-grade manganese ore by biomass roasting process was investigated for extracting manganese from poor manganese ore more effectively. In this study,the cinder of ore fines and sawdust was further leached by sulphuric acid to obtain MnSO4. Over 97% manganese in ores can be converted into MnSO4. Effects of the mass ratio of manganese ore to sawdust, roasting temperature and time, leaching temperature and time, leaching agent concentration and liquid-solid ratio were studied. The manganese recovery achieved 97.71% under the conditions: the mass ratio of manganese ore to sawdust of 5:1, roasting temperature 500℃ for 40min, leaching temperature 60℃ for 40min, sulphuric acid concentration of 1mol/L and liquid-solid ratio of 10:1. This technology can be suitable for extraction of Mn in low-grade manganese ore.  相似文献   

12.
软锰矿两矿法选择性浸出   总被引:7,自引:1,他引:6  
采用黄铁矿软锰矿酸浸工艺直接浸出软锰矿,浸出过程中Fe、Si、Al等杂质残留在矿石内,形成残留物层。通过控制浸出的动力学条件,可以实现锰的选择性浸出,降低浸出液中的杂质含量。扫描电镜和电子能谱试验表明,锰的浸出过程应以未反应收缩核模型描述  相似文献   

13.
This article investigated molybdenum recovery from oxygen pressure water leaching residue of Ni–Mo ore using alkaline leaching, followed by chemical treatment of leach liquor. Parameters affecting Mo leaching rate, such as sodium hydroxide concentration, reaction time, a liquid-to-solid ratio, and temperature for the preliminary alkaline leaching were experimentally determined. The results showed that more than 88 % of molybdenum was leached under the optimum conditions (2.5 ml·g?1 NaOH, 80 °C, a liquid to solid ratio 3 ml·g?1, and reaction time 3 h). After the purification of leach liquor, a CaMoO4 product of 99.2 % purity could be obtained by CaCl2 precipitation method. The whole Mo recovery reached about 82.7 %.  相似文献   

14.
研究一项针对镍钼矿用高压酸浸的方法回收镍和钼的全湿法工艺。采用该工艺避免了传统上艺焙烧镍钼矿(15%~25%s)带来的人量S02和As2O3排放,减小了对环境的污染;与现有的湿法碱浸回收钼工艺相比,本工艺存酸浸过程中回收了儿乎全部的镍和人部分的钼。在氧压环境下,几乎全部的镍和大部分的钼都进入溶液,少部分的钼留在酸浸渣中,睃浸渣进一步用碱(NaOH)浸出。在最佳的实验条件下,97%的镍和96%的钼分别被浸出。  相似文献   

15.
研究尼日利亚钛铁矿矿物学特征和经机械活化和碱性焙烧处理后的浸出行为。研究了 NaOH/矿石比、H2SO4浓度、浸出和焙烧温度对钛回收率的影响。结果表明,机械活化对钛铁矿石的浸出有明显的增强作用。钛铁矿经机械活化后,加入60%NaOH在850°C下焙烧,在温度为90°C,经60%H2SO4浸出4 h下的浸出率为72%。对焙烧矿、水处理后残渣和酸浸滤渣的XRD物相分析证实了反应机理和实验结果。  相似文献   

16.
吴浩  黄万抚  邱峰  胡雪飞 《贵金属》2016,37(3):72-78
硫氰酸盐是一种高效、稳定、环保的金矿物浸出剂。讨论了硫氰酸盐浸金机理,从电化学角度阐述了浸出过程发生的反应与可行性,总结了焙烧氧化、加压氧化、化学氧化等预处理方法对硫氰酸盐浸金工艺的影响,归纳了浸出工艺参数浸出剂、氧化剂、p H、杂质离子、硫脲在浸金过程的作用,概括了硫氰酸盐浸出贵液中回收金的方法。从应用、工艺、机理角度概述了硫氰酸盐浸金体系近年来的研究与发展,并提出存在的问题与不足,指出了硫氰酸盐浸金的研究方向。  相似文献   

17.
镍基合金电解加要渣泥中镍和钴的回收   总被引:3,自引:0,他引:3  
根据镍基合金电解加工渣泥的组成和热力学分析,用水洗-浸出-水争沉淀工艺处理这种渣泥,试验结果表明:氯化钠、硝酸钠和部分铬盐等可溶性化合物可以从渣泥中洗出;继而的硫酸浸出过程中,可将洗后渣泥中的镍、钴和铬浸出,而钨和钼留在浸出渣中,在浸出过程中,镍和钴的浸出率达98%,浸出液中的铬可通过水解沉淀法以氢氧化铬的形态除去,铬的脱除率达94.44%。  相似文献   

18.
A hydrometallurgical process is proposed in this article to recover manganese from a zinc electrowinning residue. The article describes the digestion-leaching experiments, precipitation, and electrowinning assays to recover Mn from this residue. Anode slime is treated with sulfuric acidic in a furnace within a temperature range of 400–450°C, leached with water, and then filtered. The results show that the dissolution of manganese increases with increasing temperature in the digestion step. The recovery yield of manganese was higher than 90%. As manganese electrolysis requires an electrolyte free of Zn, Ni, Co, and Cu pollutants, the sulfuric acid liquor needs a purification step. Na2S is used to remove pollutants. The results obtained in this study have shown that the proposed process for the recovery of manganese from this type of residue is technically viable.  相似文献   

19.
从镍钼矿中提取镍钼的工艺   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对现行镍钼矿处理工艺存在的钼镍需要分别提取的缺陷,提出镍钼矿加钙氧化焙烧-低温硫酸化焙烧-水浸提取镍钼的新工艺。以贵州遵义镍钼矿为原料,对CaO加入量、氧化焙烧温度、氧化焙烧时间、硫酸加入量、硫酸化焙烧温度、硫酸化焙烧时间以及焙砂水浸工艺参数对镍钼浸出率的影响进行研究。结果表明:在最佳工艺条件下,钼的浸出率为97.33%,镍的浸出率为93.16%,且最佳工艺参数为100 g镍钼矿加入35 g CaO,700℃氧化焙烧2 h,得到的焙砂加入70 mL浓硫酸,再经250℃硫酸化焙烧2 h;硫酸化焙烧得到的焙砂按液固比2:1加水搅拌,经98℃浸出2 h。加入CaO不仅能有效减少镍钼矿氧化焙烧烟气对环境造成的污染,而且能显著提高镍的浸出率。  相似文献   

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