S-H_2O系中纯异极矿水热硫化及矿相转变研究

为深入研究氧化锌矿元素硫水热硫化机理,本文以锌的重要硅酸盐类矿物-异极矿为研究对象,元素硫为硫化剂开展了纯异极矿水热硫化及矿相转变规律研究.在水热体系中合成的异极矿经XRD检测结果表明,合成矿物的纯度高,结晶度好.增大搅拌转速、提高转化温度、增加硫磺用量、缩小颗粒粒度均可显著提高异极矿的硫化转化率.在160℃下异极矿经水热硫化转化90min后有硫化锌生成,其XRD衍射峰随温度的升高而加强.在220℃下转化240 min后异极矿水热硫化过程已基本完成.     

用AC法从高锑低银类铅阳极泥中回收银和铅

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥，其氯化浸出渣经转化脱氯、硅氟酸浸铅、氨水浸银和水合肼还原，得到含Ag大于95％的银粉，铅以硅氟酸铅溶液返回电解精炼．在V苏打溶液／m浸出渣＝4mL／g，n苏打实＝1．6n苏打理，转化时间为4h及温度为80℃的最佳转化条件下，铅、银、氯的平均转化率为91．42％；在V(H2SiF6)／m浸出渣＝4mL／g，浸出时间为1h，温度为50--60℃的最佳浸铅条件下，硅氟酸浸铅率为85.74％--86．07％，硝酸浸铅率大于95％；在浸银过程中，银的浸出率约为94．o％，沉银率约为98．0％．在整个工艺中，银的直收率及总回收率分别为93．63％及98．80％，铅直收率为85．91％，总回收率98．99％．     

高锗锌精矿锌锗深度浸出及铁同步沉淀行为

稀散金属锗是中国战略新兴产业发展的保障性资源之一,在锌冶炼过程中,锗的综合高效回收具有重要意义.开展了高锗锌精矿两段逆流氧压酸浸过程Fe的沉淀机理和Zn、Ge高效浸出行为研究,通过技术参数优化与过程控制同时实现Zn、Ge的深度浸出和Fe的高效沉淀.结果表明：在I段低酸沉铁氧压酸浸过程中,反应温度是影响Fe沉淀的最主要因素,升高反应温度促进了Fe以黄钾铁矾(KFe₃(SO₄)₂(OH)₆)与赤铁矿(Fe₂O₃)形式沉淀,增大初始酸度,促进Zn、Ge的浸出,但对Fe沉淀起抑制作用;在Ⅱ段高温高酸浸出过程中,搅拌转速以及初始酸度的提高,促进了Zn、Ge、Fe的高效浸出,浸出终渣中硫化锌(ZnS)及亚稳态KFe₃(SO₄)₂(OH)₆物相的逐步消失,浸出终渣物相组成过渡到以单质硫(S⁰)为主,氧分压的增大促进了性质相对较为稳定的黄铁矿(FeS_2<...     

复杂铜铅混合精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜铅混合精矿中铜、铅矿物主要为黝铜矿和方铅矿,还含有较高的锌、银、砷和锑.本试验针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理,通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件.扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达98.89%、94.92%,Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中,铜锌与铅银分离彻底.浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收.浸出渣中的铅、银通过碳酸盐转化-硅氟酸浸铅-硫脲浸银进行回收.铜萃取率,铅、银浸出率分别为96%、94%和93%.     

高铝粉煤灰硫酸铵与碳酸钠焙烧活化对比研究

分别采用硫酸铵与碳酸钠焙烧活化法浸出高铝粉煤灰中的铝,考察了焙烧条件(焙烧温度、焙烧时间、试剂添加量)对铝浸出效果的影响,并对焙烧物料和浸出渣的物相进行了分析,探讨了焙烧活化及酸浸提铝的机理.经380℃焙烧,莫来石与硫酸铵活化反应生成易溶于酸的NH4Al(SO4)2,酸浸后,粉煤灰中的铝被成功提取;900℃焙烧下,莫来石及Si O2与碳酸钠活化反应生成易溶于酸的Na Al Si O4,Na2Si O3和Al2O3,酸浸后,粉煤灰中的铝被成功提出,并生成Si O2.两种方法均能实现粉煤灰中铝、硅的分别提取,铝的浸出率超过92%.相较于硫酸铵法,碳酸钠法焙烧温度高,酸浸过程中液固比大,硫酸消耗量高,且易生成凝胶状Si O2而难以过滤分离.因此,硫酸铵焙烧活化-硫酸浸出提取高铝粉煤灰中的铝更具优势.     

煤灰酸浸渣烧结反应试验

为了实现煤炭资源化分级利用,以东北某热电厂循环流化床锅炉灰渣硫酸酸浸提铝后的酸浸渣为原料,研究以碳酸钠为助剂烧结过程中可能发生的化学反应.基于热力学计算结果,研究酸浸渣-碳酸钠体系的焙烧配比、焙烧时间和焙烧温度对二氧化硅溶出率的影响.实验结果表明:当焙烧温度为1 153 K、焙烧时间为1.5h、酸浸渣∶碳酸钠质量比为2∶3时,酸浸渣中二氧化硅的溶出率达到86%.对酸浸渣热分解过程的动力学研究结果表明,该过程符合Crank-Ginstling-Braunshtein方程,由实验结果计算可得,表观活化能为156.46kJ/mol.     

湿法浸出高硅氧化锌矿和锌硅酸盐矿物的研究及工艺进展

高硅氧化锌矿、锌硅酸盐矿物的储量丰富,可作为湿法炼锌重要的后备原料,因此对这类矿物的高效处理方法的研究成为近年湿法冶金领域的研究热点之一.本文对目前国内外高硅氧化锌矿和锌硅酸盐矿物的湿法浸出方法进行了较为系统的总结,分析了现有处理方法的特点.酸浸工艺可采用比较经济的硫酸,且可获得电锌作为最终产品,但需控制较为苛刻的工艺条件以避免大量硅胶的形成;碱浸出工艺的"锌拜耳法"循环虽避免了大量硅胶的形成,但硅的溶解却消耗相当量的碱,所得浸出液仍需考虑脱硅问题,最终只能电积得到锌粉产品,而且还需解决设备的腐蚀问题;氨法浸出能避免硅的溶出,矿浆过滤性能好,矿石中锌浸出率相对较高,同样可获得电锌作为最终产品,若能妥善解决氨水的强挥发问题,将是很有发展前景的工业化生产工艺.     

氧化预处理联合微波焙烧技术回收锌冶炼酸泥中的硒汞工艺

针对锌冶炼过程产生的含汞酸泥现有湿法工艺中汞硒浸出率低,常规焙烧工艺能耗高和造渣量大的现状,提出一种酸泥氧化预处理回收硒-微波焙烧回收汞的新工艺,以实现酸泥中汞硒的高效分离回收.对高锰酸钾氧化浸出硒汞的原理和工艺条件进行了研究,向浸硒液中加入氢氧化钠能得到氧化汞沉淀,将其与含汞浸出渣混合干燥后,进行微波焙烧处理回收汞单质.向含硒滤液中通入二氧化硫还原得到硒单质,最终实现了硒和汞高效分离回收的目的 .结果 表明:当浸出温度为80℃,浸出时间为5h,液固比为10∶1,转速为550 r/min,高锰酸钾加入量为理论值的1.2倍(以硒化汞和硫化汞含量计),溶液中的硫酸浓度为100 g/L时,硒的浸出率达到96％.当微波焙烧温度为500℃,焙烧时间为30 min时,汞回收率达到了98.5％.本工艺的硒浸出率和汞回收率高、能耗低,是一种具有应用前景和绿色高效的酸泥处理技术.     

从氰化尾渣中富集金的试验研究

采用酸浸除铁法对氰化尾渣进行了富集金的研究.在浸出温度为80℃、酸矿比为0.7、浸铁时间为4 h、液固比为4∶1的较优条件下,金在渣中的富集倍数为1.75倍,金含量由5.50g/t提高到9.61g/t.实验结果表明该方法可有效地将铁从氰化尾渣中浸出,使金富集在渣中,可提高金的氰化浸出率.     

粉煤灰提铝渣对预脱硅液模数的调控

以"粉煤灰预脱硅-碳酸钠活化-盐酸酸浸"工艺产生的粉煤灰提铝废渣为硅源,提高预脱硅过程产生的硅酸钠溶液的模数,利用X射线衍射仪和电感耦合等离子体发射光谱等手段对比研究了石英砂、市售超细二氧化硅以及粉煤灰提铝渣等不同硅源对硅酸钠溶液模数提高的影响,探讨了粉煤灰提铝渣作为硅源用于硅酸钠溶液提模的机理及杂质的影响,并将提模后的硅酸钠溶液用于制备高值化二氧化硅产品.结果表明,提铝渣因含有非晶态二氧化硅可用于低模数硅酸钠溶液提高模数的硅源,提铝渣与脱硅液在100℃下反应30min可得到模数大于3的硅酸钠溶液,用此硅酸钠溶液生产的高附加值二氧化硅产品能够达到HG/T 3061-2009标准.     

以铁尾矿为原料制备微/纳米结构白炭黑和氧化铁

采用酸碱联合法成功提取了铁尾矿中的铁和硅。以浸出液为原料,分别采用水热法制备了Fe_2O_3、化学沉淀法制备了白炭黑。用X射线衍射仪、扫描电镜对制取的Fe_2O_3、白炭黑的物相结构、粒度形貌进行表征。实验结果表明:酸浸实验中,反应120min、固液比1∶6、酸浓度为65%、温度为90℃时浸出效果最佳,铁的浸出率达到91.5%。碱浸试验中,反应360min、固液比为1∶2、温度为110℃时浸出效果最佳,浸出率达到63.48%。Fe_2O_3形貌近似为球状,粒径大小在1μm左右。白炭黑化学结构为无定型的水合二氧化硅,形貌近似为球状粒子,粒径在150nm左右。     

硼铁矿中硼镁铁的硫酸法共浸出研究

提出一种采用硫酸酸浸硼铁矿使其中的硼、镁和铁元素共同浸出的方法．硫酸酸浸硼铁矿时,主要是与矿物中的硼镁石[Mg（BO2）（OH）]、磁铁矿[Fe3O4]、蛇纹石[Mg3Si2O5（OH）4]反应．通过热力学分析,验证采用硫酸共溶硼铁矿中的硼、镁和铁元素的可行性,并考察硫酸浓度、液固比、酸浸时间和酸浸温度对酸浸的影响,确定硫酸酸浸硼铁矿的最佳工艺条件：硫酸的质量分数30％,液固比（质量比）8：1,浸出温度90℃,浸出时间120min,搅拌速度大约100r／min．在最佳浸出条件下,硼铁矿中的硼、镁和铁元素的浸出率分别达到99．0％,91．0％,92．9％以上,达到了硼铁矿中硼、镁和铁元素共浸出的目的．     

废弃焦粉提纯新工艺研究

针对高灰分焦粉大量废弃堆存的状况, 采用不同浸出剂对高灰分焦粉进行脱灰实验, 确定了碱-酸联合浸出的脱灰工艺, 研究了碱-酸联合浸出脱灰过程温度与脱灰率的关系.使用光谱分析、XRF和化学分析方法, 分析了原料焦粉、碱浸焦粉、碱浸后酸浸焦粉灰分中主要杂质元素铁、铝、钙、硅的存在形态和含量, 探讨了提纯过程的反应机理.焦粉经碱-酸联合浸出后, 灰分由28.6%降至3.85%, 脱灰率达到86.5%.     

煤矸石中Al2O3等成分的酸浸分离研究

摘要在实验室500ml酸浸装置上进行了煤矸石中Al2O3等成分的盐酸酸浸分离试验，考察了煤矸石性质，工艺条件对其中Al2O3等成分浸出率的影响，结果发现Al2O3等成分浸出率不仅与煤矸石中化学成分有关，而且还与其矿物纽分有关。较佳分离效果的工艺条件为熔烧温度600～800C，焙烧时问15～75min；酸浸温度100～110℃，酸浸时间90～120min。     

阳极合金残渣除Fe、Si的综合研究

在三层液电解精铝工业中,随着电解的进行,Fe和Si富集在阳极合金中,由于含有高含量的Fe、Si杂质而使熔点升高并析出形成阳极合金残渣.本研究采用重熔、精炼、酸浸工艺对阳极合金残渣进行综合处理.实验结果表明:阳极合金渣在经过900℃重熔,保温温度880℃、保温时间90min,酸浸温度90℃、酸浸时间5min的条件下,处理后的阳极合金渣中的铁含量为2.77％,硅含量0.93％,完全满足电解精铝工业的标准.     

含铟锌渣浸出和萃取铟的研究

湿法炼锌产出的锌渣含铟达700~850 g/t,采用两段酸浸,铟的浸出率可达90%以上,并提出了酸浸的工艺流程和最佳浸出条件.分别对酸液和有机相采用三级逆流萃取和反萃,铟的萃取率和反萃率分别达98.5%和99%以上,并提出了最佳萃取和反萃条件.     

赤泥中氧化铝和氧化铁的浸出

为回收赤泥中的铝和铁,解决赤泥污染和占地问题,研究了用盐酸溶出废赤泥中的氧化铝和氧化铁的工艺,考察了赤泥的焙烧、盐酸与赤泥的液固比、盐酸的浓度、酸浸时间、酸浸温度及酸浸方式对赤泥中氧化铝、氧化铁浸出率的影响.结果表明：赤泥不需要焙烧,盐酸与赤泥的液固比4∶1,盐酸的浓度为6mol/L,酸浸温度在109℃左右,酸浸时间为60 min,酸浸方式为二次浸出,氧化铝和氧化铁的浸出率分别为89.00%和98.39%.     

中等嗜热菌浸出高砷铜精矿研究

高砷铜精矿因含砷较高存在砷害问题,限制了其利用.论文针对云南某高砷硫化铜精矿,采用某中等嗜热菌S.P进行浸出,对比研究了精矿粒度、浸出方式、矿浆浓度、浸出时间和菌液初始Fe3+等因素对浸矿过程的影响.在最佳浸矿条件下中等嗜热菌S.P浸矿时Cu,As和Fe浸出率分别为82.39%,78.21%和40.38%.此外,试验表明高浓度的初始Fe3+显著促进铜精矿中铜、砷的浸出,在初始Fe3+浓度为0.08~0.32 mol/L时,铜浸出率为86.34%~97.06%,As浸出率为89.22%~94.13%.浸渣的X射线衍射结果表明中等嗜热菌S.P浸矿过程中生成单质硫和少量砷酸铜.研究为该类矿的生物冶金处理提供了一定的研究基础,对高砷硫化铜精矿资源的开发利用具有重要意义.     

高硅氧化锌矿浸出工艺的研究

针对高硅氧化锌矿的处理进行了研究,提出了二段循环酸浸的湿法冶金工艺.通过条件优化实验确定一、二段浸出条件分别为:始酸浓度75g/L、温度70℃、液固比6∶1、浸出时间1.5 h;始酸浓度18g/L、温度60℃、液固比3∶1、浸出时间0.5 h.本试验采用一段六轮循环浸出及二段三轮循环浸出,运行稳定,锌的总浸出率达到93.4%.     

金泥处理新工艺的研究

针对某金矿厂金泥生产过程中存在的问题：坩埚使用寿命低，熔炼产品合金中金银品位低及渣含金高，金收率低等，提出了金泥酸浸除锌、浸渣再熔炼，一步获得金银合金的新工艺。同时研究了硫酸加入量、浸出时间对锌浸出率的影响。试验结果表明，采用该新工艺不仅能消除锌对熔炼过程的危害，延长坩埚使用寿命，而且可将锌回收，当硫酸加入量为理论量１５％￣１７％，浸出时间不少于８０ｍｉｎ，固液比１：３时，锌浸出率≮９５％。含金浸