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在传统硝酸浸出含银废催化剂中银的基础上,研究了双氧水浸出银的影响。在2mol/L HNO3,浸出温度70°C,浸出时间120min,固液比1:4条件下,通过逐次加入双氧水,银浸出率为99.76%,获得了较好浸出效果。浸出过程中,双氧水将Ag氧化为Ag2O,可有效提高银的浸出率,同时硝酸与银反应产生的氮氧化物被双氧水氧化生成硝酸继续参加反应。采用硝酸-双氧水作为浸出剂保证了银高效浸出,减少了氮氧化物排放,为含银废催化剂绿色高效回收提供了理论基础及技术支撑。 相似文献
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石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺 总被引:2,自引:0,他引:2
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%。 相似文献
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用硝酸作为浸出剂,通过正交试验考察了各工艺条件对含银电子废料中的银的浸出效率的影响。结果表明,硝酸浓度和浸出温度是影响浸出效率的主要因素;在硝酸浓度为8 mol/L、搅拌速度为100 r/min、浸出温度和时间分别为80℃和80 min的最佳条件下,浸出效率可达88%以上。控制温度为70℃,以 NaOH 溶液调节浸出液至近中性(pH=6.0),共存杂质 Cu、Fe、Pb、Ni 和 Bi的一次去除率达到80%以上,可得到较纯净的硝酸银溶液。 相似文献
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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%。 相似文献
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《中国有色金属学报》2019,(6)
采用响应曲面法对废石化催化剂微波辅助碱性浸出工艺进行优化研究,建立微波功率、反应时间和Na OH浓度及三者间交互作用对钒浸出率影响的二次多项式回归模型。结果表明:反应时间对钒浸出率的影响最显著;反应时间与Na OH浓度、微波功率与NaOH浓度的交互作用对钒浸出率具有显著性影响。最佳工艺条件为微波功率648 W,反应时间13.50 min,Na OH浓度87.51 g/L。此条件下,钒浸出率为97.55%±0.18%,与模型预测值吻合度较高。微波浸出机理研究结果表明:微波条件下,钒的浸出率能够得到明显提高,这与固体和液体之间的温度差和矿物表面裂缝的产生有密切关系。 相似文献
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采用直流电解法和化学法回收银氧化锡(AgSnO2)合金废料中的银和锡。优化得到的电解银工艺参数为:槽电压1.5~3.0 V,电解周期为24 h,电解液中Ag+浓度为150~260 g/L,HNO3浓度为15~20 g/L,同极距120~140 mm,极板排布为六阴极五阳极间隔交替排列。一个周期银氧化锡废料电解银直收率接近95%,主体纯银粉在阴极析出。富含氧化锡的阳极泥和残极用硝酸浸出少量残余银,不溶渣还原熔炼回收锡,硝酸浸出的含银溶液中加入氢氧化钠调节pH值到10,沉淀得氧化银,500℃焙烧得到单质银。废料中的银和锡均得到有效回收。全流程银的回收率不低于99%。 相似文献
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The leaching of rare earth elements (REEs) including cerium, lanthanum and neodymium from apatite concentrate obtained from iron ore wastes by nitric acid was studied. The effects of nitric acid concentration, solid to liquid ratio and leaching time on the recoveries of Ce, La and Nd were investigated using response surface methodology. The results showed that the acid concentration and solid to liquid ratio have significant effect on the leaching recoveries while the time has a little effect. The maximum REE leaching recoveries of 66.1%, 56.8% and 51.7% for Ce, La and Nd, respectively were achieved at the optimum leaching condition with 18% nitric acid concentration, 0.06 solid to liquid ratio and 38 min leaching time. The kinetics of cerium leaching was investigated using shrinking core model. It was observed that the leaching is composed of two stages. In the first stage a sharp increase in cerium leaching recovery was observed and at the longer time the leaching became slower. It was found that in the first stage the diffusion of reactants from ash layer is the rate controlling mechanism with an apparent activation energy of 6.54 kJ/mol, while in the second stage the mass transfer in the solution is the controlling mechanism. 相似文献
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为了回收金精炼氯化分金后生产银锭过程中副产品银渣中的金和银,对直接氰化及先酸溶再氰化处理效果进行了对比研究。结果表明,银渣经酸处理后,在优化条件下,其金浸出率可达95%以上,银浸出率可达90%左右,明显高于直接氰化;采用直接氰化处理方法,当银渣细磨至-0.038 mm占95%以上粒度时,氰化过程中加入碳酸氢铵,且氰化分段进行洗涤,延长浸出时间,可显著提高金、银浸出率。通过多次分段洗涤-氰化浸出工业试验,银渣中金回收率高达92.93%,银回收率84.17%。采用的方法操作过程简单,试剂消耗少,经济效益显著。 相似文献
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锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的固体废弃物,其含有的银具有巨大的经济价值,浮选回收银是重要的途径。锌浸出渣中浮选回收银,面临着含银矿物种类多而分散、矿物粒度细、酸性强及难免离子含量高等综合叠加影响。部分锌浸出渣可采用直接浮选法回收银,但对银赋存状态异常复杂的锌浸出渣,直接浮选往往难以实现银的高效选别回收,多采用进行一定的预处理后再浮选的间接浮选法。常用的预处理技术主要有浆洗、磨矿、外加载体、焙烧及热酸浸出等,预处理可针对性的调控矿浆环境、改变矿物的赋存状态及矿物表面性质,以提高选择性和捕收能力。各种预处理都有其独特的优缺点,合适的预处理技术结合湿法炼锌工艺或预处理技术的有机联合应用,对浮选回收锌浸出渣中的银将更为有效。 相似文献
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研究Tunceli孔雀石矿物在硝酸溶液中的溶出行为,以评估各种实验参数的影响.研究为分两个阶段.在第一步中,确定浸出过程的最佳条件,而在第二步中,对该过程进行动力学评估.在优化实验中,以硝酸浓度、温度、搅拌速度和固液比为自变量,采用中心组合设计法(CCD)获得实验数据.确定硝酸浓度、温度、固液比和搅拌速度的最佳值分别为... 相似文献
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The recovery of Ni, Co and Mn from spent battery material is very important to environment protection, utilization of resources and cost reduction of the material. The dissolution rates of Ni, Co and Mn with hydrochloric acid as leachant are all over 95% under the optimal conditions of initial hydrochloric acid of 6 mol/L, particle size of 120 μm for the exhausted scraps, molar ratio of H2O2 to MeS of 2, leaching temperature about 60 ℃, ratio of liquid to solid of 8, and leaching time of 2 h. The NixCoyMnz precursor for cathode material prepared from the purified leaching solution, can meet the demand of precursor by pure chemicals. The process is economic and feasible for base metals from spent battery material. 相似文献