氯盐法分离浸锰渣中银的研究

提出了以氯化钠溶液为浸出剂从浸锰渣中分离银的方法。重点介绍了氯盐法浸银的基本原理,考察了温度、时间、氯离子浓度、盐酸用量及液固比对银浸出率的影响。结果表明:该方法可以使浸锰渣中银的浸出率达到90%以上,弃渣中银含量低于100g.t-1;氯盐法浸取银的较优条件为:温度80~85℃,浸出时间4~5h,氯离子浓度不小于200g.L-1,盐酸用量为200L.t-1渣,液固比4∶1。     

从碲渣中提取二氧化碲的试验研究

对从碲渣中提取二氧化碲的过程进行了试验研究,通过浸出、中和及二次沉淀等方法制取二氧化碲.结果表明,采用适当的浸出温度、时间和溶液的pH值,可得到纯度大于99％的二氧化碲.     

从铅渣中回收铟的试验研究

本文研究从含铟铅渣中回收铟,确定了含铟铅渣硫酸化焙烧的最佳条件,提高铟的回收率,也提高了铅渣的质量。     

从钒铬还原渣中提取钒

钒渣生产五氧化二钒过程中产生的废水含有少量钒和铬,应予回收,使之符合排放废水的标准。处理该废水后得到的钒、铬渣含V10—18％,Cr18—22％。根据钒铬电位,采用选择性氧化和碱浸湿渣法,对分离钒、铬很有效,含钒溶液经净化和沉淀后制成V_2O_5,铬渣另作它用。     

从含镓浸钒渣中浸出镓的试验研究

本研究作为含镓红热钒渣吹氧氧化后，同时压煮浸出钒和镓的基础研究，采用正交试验设计法，对已提取过钒的浸钒渣进行了碱浸实验。结果表明，渣中镓可以被浸出，镓浸出率（ηＧａ）主要随浸液浓度和浸出温度的变化而改变；浸出液碱（ＮａＯＨ）水质量比为０．２７１、浸出温度为４５７Ｋ左右时ηＧａ最大，为６５％左右。为减少浸液中铁硅的含量，并能够同时浸出钒和镓，应提高碱浓度，控制合适的保温时间，浸出温度以４７５Ｋ为宜。     

陈化除钼渣处理工艺试验研究

针对某地APT厂堆存的除钼渣的特点,提出采取碱性浸出-硫化沉钼-人造白钨的工艺,提取其中的铜、钼、钨。系统地考察了碱浸工序的工艺参数,确定碱性浸出的最佳条件。结果如下：碱用量为除钼渣的50％,添加剂A用量为除钼渣的5％,液固比L／S=3／1,温度为70℃,时间为3h,钨钼浸出分别为99．12％和98．42％,铜保留率～100％。对浸出液采用硫化沉钼,钼的沉淀率达到98．03％,钨的沉淀率为4．19％。沉钼后液采用人造白钨,钨的沉淀率达98．29％,产品WO,品位达50．10％。     

从硫酸锌溶液净化渣回收锌和钴扩大试验研究

西北铅锌冶炼厂锌系统湿法冶炼工艺采用二段深度净化除去硫酸锌溶液的杂质。文章报道了从二段净化产生渣回收锌和其它有价金属工艺的扩大试验。采用球磨分散-加稀硫酸溶液选择性从二段净化渣浸出锌。结果显示，控制浸出过程pH≥3．5，终点pH3．5～4．5，可使锌95％以上进入溶液，返回锌系统主流程回收，钴90％以上残留在渣中待处理，达到了锌、钴分离的目的。     

从钴渣中综合回收有价金属的研究

西北铅锌冶炼厂锌系统湿法冶炼工艺采用反向锑盐法净化除去硫酸锌溶液中的杂质。文章研究了从二段净化渣产生的渣中回收钴和其它有价金属的工艺,钴渣采用稀硫酸选择浸出,从浸出液中分别回收钴、镉、镍、锌,从浸出渣中回收铜、铅,Cu、Pb、Co、Cd、Zn的总收率分别达到100％、100％、90．33％、96．80％和95．51％。     

从除钼渣中浸出钨钼试验研究

研究了用常压碱浸法从某APT厂除钼渣中回收钨、钼、铜,考察了氢氧化钠用量、浸出温度、反应时间、液固体积质量比对钨、钼浸出率的影响。试验结果表明,在氢氧化钠用量为理论量、反应时间为60min、浸出温度为80℃、液固体积质量比为3∶1条件下,钨、钼浸出率分别为98.2%和98.3%,而铜以CuS形式留在渣中。     

从硫酸烧渣中回收铅的试验研究

进行了H2SO4+NaCI溶液浸出低品位硫酸烧渣回收铅的试验研究.考察了氯盐浓度、酸度、液固比对铅漫出率的影响.在氯盐浓度300g/L、[H+]=1mol/L、液固比5:1的条件下,铅的浸出率迭97.28%.以CaO调节漫出后液pH值为9,沉淀中铅的品位达到60%.     

锰渣磁选试验研究

针对某锰厂生产过程中产生的锰渣,采用磁选工艺进行选矿试验,考察了磁场强度对选矿的影响。通过两次扫选,得到锰品位22．46％的锰精矿,锰回收率为49．08％。     

电解锰渣回收锰制备高纯硫酸锰的研究

利用二氧化锰矿粉和硫酸的氧化作用浸出锰金属,再通过调节浸出液pH除大部分的铁,然后在不同pH条件下采用P204萃取剂两步法除钙铁和回收锰,最后经硫酸反萃取后浓缩结晶制备高纯硫酸锰。最佳工艺条件为:在硫酸浓度100g/L、液固体积质量比6mL/g、渣料质量比8、浸出温度90℃、浸出时间180min,锰浸出率可达93.5%;调节浸出液pH=4.0除大部分的铁,除铁率达到了84.8%,溶液浓缩定容至20mL,调节浸出液pH=1.6,加入体积比1∶1、皂化率30%的P204和磺化煤油萃取剂,萃取10min,钙、铁萃取率分别达到了91.2%和80.5%,再次调节浸出液至pH=3.5,加入体积比2∶1、皂化率30%的P204和磺化煤油萃取剂,萃取10min,锰萃取率最高达92.9%,最后经硫酸反萃取后浓缩结晶制备高纯硫酸锰,锰的总回收率达到了82.6%,溶液经浓缩结晶后得到的高纯硫酸锰纯度达到了99.78%,含铁0.0012%、钙0.0023%。     

铅锡锑冶炼浮渣的锡锑分离

采用碱性浸出技术对铅锡锑冶炼浮渣中的锡锑分离进行研究。试验表明,控制初始溶液NaOH浓度120~150g/L、浸出液固比L/S=2∶1、反应温度40℃、氧化剂加入量为物料量的3%~5%、反应时间2h的情况下,锡的浸出率可达到85%以上,而锑基本不浸出。富集了铅锑的浸出渣可直接返回铅锑合金熔炼系统,铅锡浸出液经结晶后得到含锡40.7%的锡酸钠。     

铜渣与镁渣复合改质后磁选提铁的工艺研究

将工业铜渣和工业镁渣按一定比例混合后进行复合改质,对改质后混合渣进行磁选,并通过XRD、SEM分析和热力学计算对改质前后混合渣中的物相变化特征进行研究。结果表明,复合改质能够使铜渣中弱磁性富铁相铁橄榄石向强磁性镁铁尖晶石转变,并可通过磁选进行分离。碱度的降低有利于混合渣中镁铁尖晶石形成,但不利于硅酸盐相生成。本文试验范围内碱度的最佳值为2.05,在该碱度下混合渣的磁选产率和回收率分别为65.32%和79.34%,且磁选后尾渣中硅酸盐相含量相对较多。     

氧化型锰银矿锰银分离工艺研究

氧化型锰银矿其锰、银分离是处理这类资源的关键工序。试验分别采用煤焙烧、植物副产湿法还原工艺对锰银精矿进行了锰、银分离工艺性能的对比研究。在相同酸消耗情况下,植物副产湿法浸出的锰浸出率接近煤焙烧浸出,而银在浸锰液中溶出率远低于煤焙烧浸出;以玉米秸杆粉还原分离为代表,其浸锰条件选择在L/D=4、n(酸)/n(Mn)=1.76、秸杆/矿粉质量比=0.275、95℃浸出时间4 h时,锰浸出率达97.30%,浸锰渣量少;玉米秸杆粉浸锰渣在NaCN用量5 kg/t渣、常温浸银6 h时,Ag的浸出率为97.77%;并对其它植物副产还原浸出锰性能进行了验证试验。所研究工艺在锰、银分离综合成本方面具有较好的优势。     

Optimization Study of Calcium Leaching From Steelmaking Slag

In order to study calcium leaching behavior for the steelmaking slag,factors that influence the leaching yield have been optimized.The results show that granularity of the slag,liquid to solid ratio（in short for L/S）,temperature and reaction time have a significant effect on the leaching yield.The optimal conditions for leaching are determined as follows：1） the granularity at 75 μm,L/S at 100,temperature at 60 ℃;2） the granularity at 75 μm,L/S at 50,temperature at 40 ℃.Finally,the optimal leaching yield under these conditions is about 15%     

Separation of Iron Droplets From Titania Bearing Slag

Owing to smelting vanadium-titanium magnetite ore,the amount of iron entrainment in slag as droplets is far higher than that in conventional BF slag.However,the iron droplets can be easily settled by blowing air into the molten slag.The results show that more than 80% of iron droplets in titania bearing slag can be settled and separated after treatment.The temperature rise of molten slag during the oxidizing process and the decreased viscosity caused by the component change of slag as well as air stirring in slag both accelerate the iron droplets settling.The vanadium content in the settled iron droplets and the original iron droplets was obtained by chemical analysis.The possible reason for the increased vanadium in the settled iron droplets was discussed by thermodynamic principles.     

改性含钛高炉渣中钙钛矿浮选分离工艺研究

为了实现攀钢含钛高炉渣中钛组分的有效回收,对其进行了化学组分的调整和高温选择性析出处理,在此基础上,进行了改性渣中主要矿物的浮选、人工混合矿浮选、改性渣浮选等研究。结果表明,辛基异羟肟酸(OHA)对三种矿物表现出一定的捕收能力和选择性;捕收剂与抑制剂用量对浮选效果未有明显效果,且耗酸量较大;通过SEM和EDX分析表明,各矿物表面被针状硫酸钙覆盖导致捕收剂与抑制剂对矿物的作用效果减弱,因此需要寻求较为有效的表面处理剂对改性渣处理后再进行浮选分离。     

湿法处理氧化铋渣分离铋的研究

采用氯化浸出—水解沉锑—中和沉铋工艺流程从火法处理铜铅阳极泥过程中产出的氧化铋渣中分离铋。研究了终酸浓度、浸出时间、浸出液固比、浸出温度等对铋浸出率的影响;水解方式、pH和水解时间对锑水解率的影响;以及pH、中和时间对铋沉淀率的影响。在适当的工艺条件下,铋浸出率可以达到95.25%,锑水解率可达83.77%,铋沉淀率可达99%以上,同时可以回收锑、铜等有价金属。     

转炉渣富钴镍浸出液镍钴分离工艺研究

以某厂镍电解生产净化工序氯气除钴产生的钴渣为氧化剂,除去转炉渣浸出液电积脱铜后液中的钴,实现转炉渣富钴镍浸出液中镍钴分离。结果表明,在钴渣含三价镍与钴量摩尔比为4～5,反应温度70～80℃,反应时间120min,终点pH 4.8～5的条件下,分离富集钴后的二次钴渣镍钴比可降为1～1.5,可用于生产钴产品。除钴后液可直接并入镍电解系统。