高铜高砷烟灰加压浸出工艺

研究了加压浸出在高铜高砷烟灰浸出中的应用.结果表明:高铜高砷烟灰加压浸出较优的工艺条件为,液固比(mL/g)为5-1,初始硫酸浓度为0.74 mol/L,浸出温度453 K,氧分压0.7 MPa,浸出时间2 h,搅拌转速500 r/min;在该条件下,Cu、Zn浸出率分别约95%和99%,As浸出率约20%,Fe浸出率仅6%左右;Cu、Zn与As、Fe的分离效果较好,该浸出工艺运行效果良好且稳定.     

响应面法优化电炉炼钢粉尘中Zn的选择性浸出

研究浸出参数对电炉炼钢粉尘灰中选择浸出性Zn的影响,以Zn和Fe的浸出率为响应变量,以硫酸浓度、浸出温度、浸出时间和液固比为独立变量,采用基于三水平Box?Behnken的响应面法对浸出参数进行优化。对试验结果进行ANOVA分析和验证。在硫酸浓度为2.35 mol/L,浸出温度为25℃,浸出时间为56.42 min,液固比为5的条件下,可得到Zn的最大浸出率为79.09%, Fe的最小浸出率为4.08%。通过ANOVA分析表明,对Zn和Fe浸出率影响最大的因素为硫酸浓度和浸出温度。基于响应面法的模型与试验数据具有很好的一致性,Zn和Fe浸出率的相关系数分别为0.98和0.97。     

响应面法优化电炉炼钢粉尘中Zn的选择性浸出（英文）

研究浸出参数对电炉炼钢粉尘灰中选择浸出性Zn的影响,以Zn和Fe的浸出率为响应变量,以硫酸浓度、浸出温度、浸出时间和液固比为独立变量,采用基于三水平Box-Behnken的响应面法对浸出参数进行优化。对试验结果进行ANOVA分析和验证。在硫酸浓度为2.35 mol/L,浸出温度为25℃,浸出时间为56.42 min,液固比为5的条件下,可得到Zn的最大浸出率为79.09%,Fe的最小浸出率为4.08%。通过ANOVA分析表明,对Zn和Fe浸出率影响最大的因素为硫酸浓度和浸出温度。基于响应面法的模型与试验数据具有很好的一致性,Zn和Fe浸出率的相关系数分别为0.98和0.97。     

采用复合盐沉淀法从含砷废水中回收三氧化二砷及复合盐的循环利用

采用复合盐沉淀法处理含砷废水,研究了钙砷比、铜砷比、铁砷比、锌砷比对砷脱除率的影响,并以硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度为考察因素,对含砷沉淀渣进行浸出,从浸出液中回收三氧化二砷,同时回用脱砷后母液。结果表明:在n(Ca)/n(As)=1.05、n(Cu)/n(As)=0.45、n(Fe)/n(As)=1.20、n(Zn)/n(As)=1.20的复合盐配比下,处理初始As(Ⅲ)浓度为0.05～9.76 g/L含砷废水时,砷残留浓度均低于14 mg/L,通过增加复合盐用量进行二次脱砷沉淀,滤液中铜、锌、砷浓度在《污水综合排放标准》(GB8978—1996)范围内。在液固比(mL:g)为3:1、浸出时间为0.5 h、浸出温度为25℃、硫酸浓度0.87 mol/L条件下对含砷渣进行浸出,并回收三氧化二砷,可使砷回收率达到72.38%。将回收后母液回用处理初始As(Ⅲ)浓度为50mg/L的含砷废水,可使砷脱除率达83.65%,复合盐利用率可达80%以上,具有生态与经济双重效益。     

锌冶炼含镉烟尘制备高纯镉粉的新工艺

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。     

硫酸肼还原浸出锌中浸渣中镉(英文)

湿法炼锌中性浸出渣(中浸渣)是含有Cd和Zn等重金属元素的一种危险中间物料,对环境造成严重危害。本研究所用锌中浸渣含有约35.99%Zn、15.93%Fe和0.26%Cd,而Cd主要以铁酸盐的形式存在。研究硫酸肼浓度、硫酸初始浓度、温度、时间以及液固比对酸性还原浸出锌中浸渣Cd、Zn和Fe浸出率的影响。结果表明,中浸渣在硫酸肼浓度为33.3 g/L、硫酸初始浓度为80 g/L、浸出温度为95°C、液固比为10 m L/g、搅拌速度为400 r/min条件下还原浸出120 min,Cd、Zn和Fe的浸出率分别达90.81%、95.83%和94.19%。X射线衍射及扫描电镜-能谱分析显示还原浸出渣的主要物相为硫酸铅(Pb SO4)以及硫酸锌肼复盐((N2H5)2Zn(SO4)2)。     

H2SO4分解铁-FeCl3浸出焙烧金精矿中金

采用硫酸分解焙烧金精矿,金从黄铁矿中解离的同时金得到了富集,可采用氯化铁溶液非氰浸出金。研究了硫酸浓度及过量系数、分解温度对铁分解率的影响,优化工艺条件为,焙烧温度180 ℃,反应时间90 min,硫酸过量系数1.2,在此条件下,铁分解率为92.14%,金含量从原来的51.7 g/t提高到106.1 g/t;研究了反应温度、液固比对氯化铁溶液浸出硫酸浸出渣中金的影响,优化浸出条件为,液固比1.5,80 ℃浸出90 min,在此条件下,金浸出率96.8%。     

响应曲面法优化NaClO浸出贵州难浸金矿中的金

采用响应曲面法(RSM)优化NaClO浸出贵州难浸金矿中的金,探究了Na ClO浓度、温度、液固比、p H值4个因素之间的交互作用及其对金浸金率的影响,并进行了参数优化。RSM分析表明,各因素对金浸出率的显著程度为：NaClO浓度>液固比>p H>温度,NaClO浓度和p H之间的交互作用较为显著;得到较优的浸金工艺条件为：反应时间3 h,Na ClO浓度0.9 mol/L,初始pH=13.4,液固比8.2,温度27℃,在此条件下金的浸出率为93.4%。     

球磨预处理强化铜冶炼烟灰中砷与有价金属高效分离

探究了球磨预处理铜冶炼烟灰中As与有价金属的高效分离,并对比研究球磨及碱性介质中球磨预处理对烟灰中As分离浸出效果影响。结果表明:单独采用球磨预处理会抑制烟灰中As的浸出,与未球磨烟灰相比,浸出率由56.01%降至32.85%;而碱性介质的加入可显著提高As浸出率,浸出率则由56.01%升至78.52%,最优工艺参数为:NaOH与烟灰质量比(mNaOH:mAsh)=0.5:1、球磨活化60 min(碱性介质下球磨预处理(50±5) min后,投加入一定量的乙醇研磨(10±5) min)、转速600 r/min。另外,采用该方法处理后,烟灰中Cu、Zn、Pb、Cd基本未被浸出,且浸出残余固体物中As含量由5.74%降低至0.13%。SEM和粒径分析表明:球磨可使颗粒表面产生缺陷,减小烟灰粒度,增大反应比表面积,促进界面传质,提高As浸出率。XRD和XPS结果表明:球磨过程中局域产生高温高压,诱导固-固反应,As_2O_3等与Na OH反应转化为可溶性的砷酸盐,部分PbSO_4在局部高温下最终分解为PbO,进一步强化浸出过程中As与有价金属的高效分离,该方法为烟灰无害化及资源化的利用提供了理论依据。     

以废茶叶为还原剂在硫酸溶液中还原浸出氧化锰矿（英文）

采用废茶叶在硫酸溶液中还原浸出加蓬和湘西氧化锰矿石,探索废茶叶用量、硫酸浓度、固液比、浸出温度和反应时间对浸出过程的影响。对加蓬氧化锰矿,优化的浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:4、硫酸浓度2.5 mol/L、固液比7.5:1、浸出温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,加蓬氧化锰矿的浸出率几乎达100%。对于湘西氧化锰矿,优化浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:1、硫酸浓度1.7 mol/L、液固比7.5:1、温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,锰的浸出率达到99.8%。氧化锰矿的还原浸出过程符合内扩散控制模型,加蓬和湘西氧化锰矿石的还原浸出反应表观活化能分别为38.2 kJ/mol和20.4 kJ/mol。采用X-射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜(SEM)对浸出前、后的锰渣进行表征。     

还原酸浸法从低品位水钴矿中提取铜和钴

以Na2SO3为还原剂从水钴矿还原酸浸液中提取铜和钴,研究了还原剂种类及用量、浸出温度、硫酸浓度等因素对水钴矿还原酸浸过程中有价金属铜和钴浸出率的影响。结果表明,Na2SO3是较适宜的还原剂;在还原剂用量为水钴矿原矿质量的10%、硫酸浓度为3 mol/L、浸出温度为60℃、液固比为2-1、浸出时间为60 min的条件下,铜和钴的浸出率分别达99.06%和98.87%。并提出了"M5640萃铜→黄钠铁矾法除铁→碳酸钠除铝→氟化钠除钙、镁→蒸发结晶得钴产品"的后续分离净化流程,能有望应用于水钴矿及类似物料中有价金属的提取与分离的工业生产。     

Ida~（2-）-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿

采用Ida2--H2O体系（亚氨二乙酸盐水溶液）处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿,考察浸出时间、液固比、配体总浓度、温度及pH值对矿物中主金属Zn及杂质元素Ca、Mg、Cu、Ni、Fe、Pb、Cd的溶出影响。结果表明：在弱碱性Ida2--H2O体系中,Ca、Mg、Fe不会被大量溶出,有价金属Cu、Ni、Pb、Cd可部分随主金属Zn溶出而进入浸出液;在浸出时间4h、液固比5：1、配体总浓度0.9mol/L、温度70℃、pH8的优化条件下,锌浸出率为76.6%。     

Ida~(2-)-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿(英文)

采用Ida2--H2O体系(亚氨二乙酸盐水溶液)处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿,考察浸出时间、液固比、配体总浓度、温度及pH值对矿物中主金属Zn及杂质元素Ca、Mg、Cu、Ni、Fe、Pb、Cd的溶出影响。结果表明:在弱碱性Ida2--H2O体系中,Ca、Mg、Fe不会被大量溶出,有价金属Cu、Ni、Pb、Cd可部分随主金属Zn溶出而进入浸出液;在浸出时间4h、液固比5:1、配体总浓度0.9mol/L、温度70℃、pH8的优化条件下,锌浸出率为76.6%。     

含铜砷的铜电解黑泥氧化酸浸-硫化沉淀分离和回收铜

开发从含铜砷的铜电解黑泥中分离和回收铜的湿法冶金新工艺.该工艺包括黑泥氧化酸浸和浸出液中选择性硫化沉铜两个步骤.研究各种工艺参数对铜和砷的浸出和沉淀的影响.在第一阶段中,最佳工艺条件为:初始H2SO4浓度为1.0 mol/L,液固比为10 mL/g,80℃下连续浸出4 h.此条件下铜浸出率可达95.2％,砷浸出率为97...     

砷碱渣稳定化处理合成臭葱石晶体固砷

砷碱渣中含有剧毒可溶性砷化合物,若不妥善处置,易造成水体污染和生物中毒。本研究目的是将砷碱渣中的砷转化为大颗粒晶型臭葱石以利于安全储存。在制备臭葱石晶体的反应中,考察了初始pH值、Fe/As摩尔比和反应温度对沉砷率及臭葱石形成的影响,并探究了不同条件下得到的沉淀的浸出毒性。结果表明:当初始pH值为1.0~2.0、Fe/As摩尔比为0.5~3.0及反应温度为105~175℃时,沉砷率可达80%以上,所得臭葱石晶体的As浸出浓度低于5 mg/L。在初始pH值为1.5、Fe/As摩尔比为1.0及反应温度为150℃的优化条件下,得到的臭葱石晶体呈八面体形状,颗粒尺寸可达20μm,且As浸出浓度低至0.08 mg/L,适于稳定化处理砷并长期安全储存。     

从废弃印刷线路板中回收金的试验

试验研究了采用硫脲法有效地从废弃印刷线路板中回收金。试验结果表明，硫脲回收金的主要影响因素有：温度、硫脲质量浓度、Fe^3＋质量分数、浸出时间、硫酸体积分数；合适的浸出条件是：固液比为1：5，浸出温度为35℃，硫脲质量浓度为10g／l，Fe^3＋抖质量分数为0．3％，浸出时间为1h，硫酸体积分数为5％。     

Coupling leaching of sphalerite concentrate

Coupling process of sphalerite concentrate leaching in H2SO4-HNO3 and tetrachloroethylene extracting of sulfur was investigated. Effects of leaching temperature, leaching time, mass ratio of liquid to solid and tetrachloroethylene addition on zinc leaching processes were examined separately. SEM images of sphalerite concentrate and residues were performed by using JEM-6700F field emission scanning electron microscope. The relationship between the number of recycling and extraction ratio of zinc was studied. The results indicate that 99.6% zinc is obtained after leaching for 3 h at 85℃ and pressure of 0.1MPaO2, with 20g sphalerite concentrate in 200 mL leaching solution containing 2.0mol/L H2SO4 and 0.2mol/L HNO3, in the presence of 10 mL C2Cl4. The leaching time of zinc is 50% shorter than that in the common leaching. The coupling effect is distinct. The recycled C2Cl4 exerts little influence on extraction ratio of zinc.     

钢铁厂烧结机头灰中铅的配位浸出行为与综合回收

针对钢铁厂烧结机头灰中富含铅、铁、碳、钾、氯等多种有价元素的特点,根据氯离子与铅配位的特性,采用配位浸出的方式实现铅与铁、碳等元素的选择性分离回收。SEM-EDS、XRD等研究分析表明,烧结机头灰中铅主要以絮状的KPb2Cl5等物相吸附于铁氧化合物、硅铝酸盐和碳颗粒表面,铁主要以Fe2O3和Fe3O4物相存在。实验考察了溶液pH值、温度、氯离子浓度、浸出时间和液固比等因素对铅浸出率的影响。研究表明,在溶液pH值为3.0,浸出温度为80℃,氯离子浓度为6 mol/L,液固比(mL/g)为10:1,浸出时间为2 h的优化条件下,烧结机头灰中铅化合物与氯发生配位溶解反应生成PbCl2 i i-(i=1~4)等易溶解的络合离子,实现铅的浸出,铅浸出率为95.7%;而烧结机头灰中对钢铁冶炼有用的铁、碳、硅、铝等元素不被浸出,富集在浸出渣中,较好地实现了选择性浸出。浸出液中的铅经冷却结晶、洗涤纯化后,获得纯度为99%的氯化铅产品。     

回转窑内渣成分优化实现锌铅元素的高效回收（英文）

在回转窑内从高硅锌浸出渣中实现高效回收锌铅金属。XRD、SEM、EDS及ICP表征结果表明,浸出渣含12.4%SiO₂、16.1%Zn和7.4%Pb(质量分数)。热力学分析表明,在回转窑内1150～1250℃的冶炼环境下,锌浸出渣中极易产生锌和铅的金属蒸气。通过分析13种冶金渣成分的黏度及熔点,发现3种渣成分(47%SiO₂-23%CaO-30%FeO、40%SiO₂-28%CaO-32%FeO、40%SiO₂-30%CaO-30%FeO,质量分数)具有合适的物理特性,即熔点和黏度分别为1150～1280℃和0.2～0.5 Pa·s。工业实验表明,采用优化的渣成分,锌和铅的回收率分别高达97.3%和94.5%,冶炼后渣内锌和铅的含量分别低至0.51%和0.45%(质量分数)。水淬渣的国标浸出实验表明,浸出液中含1.82 mg/L Zn、～0.01 mg/L Cu、0.0004 mg/L As、～0.01 mg/L Cd、0.08 mg/L Pb和～0.02 mg/L Hg,证实锌浸出渣同步实现无害化...