含锗锌浸出渣加压强化浸出及铁沉淀行为

针对锌浸出渣处理过程中存在有价金属回收率低、危废铁渣量大等关键技术难题,本文提出了锌浸出渣Ⅰ段控铁低酸加压浸出.Ⅱ段深度高酸加压浸出的两段逆流加压酸浸工艺路线。以某湿法炼锌企业产出的含锗锌浸出渣为研究对象,重点研究了Ⅰ段控铁加压低酸浸出过程中锌、锗、铁的浸出行为,铁的高温水解沉淀行为以及铁物相演变规律。结果表明：温度是影响铁高效沉淀与铁物相组成的关键因素,升高温度能促进Fe³⁺水解生成铁矾(MFe₃(SO₄)₂(OH)₆),并有利于铁酸盐(MeFe₂O₄)的溶解。降低初始酸度、延长反应时间均有利于铁矾晶体的发育长大;在高酸体系下,铁矾的热力学稳定性降低,且不利于Fe³⁺的水解沉淀,但通过升高反应温度可使Fe³⁺水解生成铁矾和赤铁矿(Fe₂O₃)等沉铁物相,达到铁高效沉淀分离的目的;因锌浸出渣中铁主要以Fe³⁺形式存在,故氧分压...     

高砷铅泥控制电位氯化浸出金银

考查高砷铅泥在盐酸介质控电氯化浸出过程中的若干因素（酸度、相对砷含量、液固比以及浸出电位等）。高砷铅泥在盐酸介质控电氯化过程中，金银的浸出损失会明明偏大，其损失量随砷与金（银）的含量比值的增加而增加；而浸出电位、液固比以及浸出液酸度过程也都是造成金（银）浸出损失的原因。     

贵锑选择性氯化浸出富集金过程中铅的行为研究

本文系统分析了高离子强度下含Pb2 、Cl-、SO42-酸性溶液各离子间的平衡,计算出不同条件下PbCl2、PbSO4在高Cl-、SO42-的酸性溶液中的溶解度(mol/L).绘制出25℃下,氢离子浓度分别为7.5、5、2.5、1、0.1(mol/L)时,PbCl2、PbSO4的溶解度(mol/L)随总硫酸根浓度[SO42-]T 和游离氯离子浓度[Cl-]的关系曲面.PbCl2、PbSO4的溶解度曲面在高酸度的条件下有一交线.根据浓度积原理,将优先析出溶解度小的物质,即较低曲面所表示的物质.将各条件下,两曲面的交线对底面做投影,由投影得到的溶解平衡曲线图便可根据溶液的组成及温度条件判断出溶液中的Pb2 的析出形式.结果表明:在含Pb2 、Cl-、SO42-酸性溶液中,[H ]≥7.5mol/L、[Cl-]＞2.5mol/L时,溶液中PbCl2的溶解度小于PbSO4的溶解度,PbCl2较PbSO4优先析出;随着[H ]的减小,PbSO4 的溶解度逐渐减小, PbSO4较PbCl2优先析出的范围增大;[H ]=0.1mol/L时,仅仅在硫酸根浓度非常低,游离氯离子浓度非常高时,才可能优先析出PbCl2;[H ]≤ 0.01mol/L时,在[SO42-]T 、[Cl-]可能达到的范围之内,都将优先析出PbSO4.从而较好地解释了在控制电位选择性氯化浸出高品位含金物料工艺中,分离铅时,加入了大量的SO42-,而析出铅渣99%以上是PbCl2的事实.     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

亚硫酸钠浸出-甲醛还原回收氯化渣中的银

为了改善氰化金泥湿法精炼过程中氯化渣铁粉置换工艺熔炼粗银时的工作环境,提高银的回收率,采用亚硫酸钠浸出-甲醛还原方法处理氯化渣。结果表明,在pH=8.5、液固质量比为20:1、35℃的条件下用浓度为250g/L的亚硫酸钠溶液浸出氯化渣3h后,银浸出率大于99%;浸银液在40%甲醛与银比例为5:2 (mL/g)、50℃的条件下还原1.5 h,银还原率达99%以上。浸出渣返回金泥氯化分金流程,浸银液还原后可再生循环使用,银综合回收率可达98%以上。     

含锗锌浸出渣强化解离及有价金属浸出行为

针对含锗锌浸出渣处理过程中存在有价金属回收率低、工艺复杂等问题,本文提出了Ⅰ段控铁低酸加压浸出-Ⅱ段深度高酸加压浸出的两段逆流加压酸浸工艺。深入研究了Ⅱ段深度高酸加压浸出过程中载锌、锗复杂物相解离机理以及锌、锗、铁等有价金属的深度浸出行为。结果表明：升高反应温度、延长反应时间、增加氧分压不仅能促进载锌、锗铁酸盐(MeFe₂O₄, Me=Zn, Ge)复杂物相的高效解离,也有利于Fe(Ⅲ)水解沉淀反应的发生,浸出渣物相组成由以铁酸盐为主逐步演变为以铁矾为主;酸度是影响铁酸盐热力学优势区的重要因素,其热力学稳定性随体系酸度的升高而逐渐降低,酸度过高时铁的溶解速率大于其沉淀速率,同时因H+活性增强抑制了Fe(Ⅲ)水解生成黄钾铁矾反应的发生。在反应温度150℃、初始酸度100 g/L、反应时间180 min、氧分压0.4 MPa、搅拌转速500 r/min的优化技术条件下,锌、锗的浸出率分别为92.47%、61.33%,获得的浸出终渣中主要物相为铁矾、硫酸钙,其含锌、锗、铅、银、硫分别为1.41%、370.00 g/t、3.52%、150 g/t、1...     

铜复杂资源造锍熔炼过程中MgO对铜锍和二氧化硅饱和铁硅渣相平衡的影响（英文）

采用高温平衡实验及电子探针微区分析方法研究铜复杂资源中MgO对造锍熔炼平衡体系铜锍及熔炼渣成分(FeO_x-SiO₂-MgO)的影响。结果表明,在1300℃、p(SO₂)=10 k Pa熔炼条件下,增加熔炼渣中MgO含量可降低渣中FeO的活度,进而降低渣中氧分压(p(O₂))、减少铜在渣中化学溶解损失量;同时,渣中FeO活度降低可促进铜锍中Fe S氧化进渣,提高铜锍品位。在高硅渣型中,过量MgO易在渣中形成固相夹杂颗粒(Mg₂SiO₄-Fe₂SiO₄),导致渣黏度升高、增加渣中铜损失。当熔炼温度由1200℃升至1300℃及p(O₂)为10^-6 k Pa时,FeO_x-SiO₂-MgO渣中MgO的最大溶解量由3%增至8%(质量分数);渣中MgO含量增加时,可通过添加SiO₂熔剂调整渣型、升高熔炼温度,进而降低渣...     

控电氯化处理铜阳极泥的工艺研究

通过对铜阳极泥控电氯化、四氯乙烯脱硫、浓硫酸浸煮工艺过程研究,实现铜阳极泥贵贱分离目的。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

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%。     

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%。     

锌粉置换镓锗渣高压酸浸的浸出机理

研究锌粉置换镓锗渣的高压酸浸过程,考察硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度、助浸剂种类和添加量对Ga、Ge浸出率以及浸出渣过滤性能的影响。结果表明:增加硫酸浓度有利于Ga、Ge的浸出,但硫酸浓度超过156 g/L后,反而不利于Ge的浸出。浸出时间和温度对Ga、Ge浸出率影响较小,但增加浸出时间或提高反应温度均有利于改善浸出渣的过滤性能。添加硝酸钠或硝酸钙均可促进Ga、Ge的浸出,且硝酸钙的添加还可改善浸出渣的过滤性能。在硫酸浓度156 g/L、助浸剂硝酸钙60 g/L、液固比8、浸出温度150℃下浸出3 h,Ga、Ge浸出率可分别达到98%和94%以上,且浸出料浆过滤速度较常压酸浸时的提高近20倍。     

蛇纹石酸浸渣碱溶脱硅反应动力学

以蛇纹石酸浸渣为原料,系统研究了碱溶脱硅反应动力学。通过X射线衍射(XRD)、X射线荧光(XRF)、热重-差热(TG-DTA)和场发射扫描电镜-能谱(FESEM-EDS)对蛇纹石酸浸渣物相、化学组成、热稳定性及形貌结构进行了详细分析。利用单因素变量法对蛇纹石酸浸渣碱溶脱硅反应过程进行了研究,详细讨论了NaOH质量分数、反应温度、液固比、搅拌速度和粒度对酸浸渣中SiO₂溶出率的影响,并分别采用收缩核模型及Avrami方程拟合动力学,并建立了反应动力学方程。结果表明：在该体系中,蛇纹石酸浸渣碱溶过程动力学不符合传统的收缩核模型,而符合Avrami方程且拟合相关性较高;整个溶出过程受扩散控制,模型特征参数n₁=0.21,反应表观活化能E_a=8.62 kJ/mol。     

预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

从高酸浸出锌渣回收银

本文针对某锌冶炼厂高酸浸出渣含银高的特点,采用硫酸化焙烧-水浸脱锌铁-氯化浸银-冷却结晶PbCl2-铅片置换沉银的工艺,对高酸浸出渣开展了回收银的研究。结果表明,锌和铁的浸出率分别达到92．66％和94．67％,浸出液返回炼锌主流程生产电锌;银和铅的浸出率分别达到94．17％和97．89％;用铅片置换得到粗银粉,银置换率达到99%以上。     

采用中温菌和常温菌浸出含砷金精矿

考察了不同矿浆浓度和接种量对细菌浸出含砷金精矿的影响。结果表明：中度嗜热嗜酸铁氧化菌MLY和嗜酸氧化亚铁硫杆菌（Acidthiobacillus ferrooxidans,At.f）的浸矿效果不同。MLY和At.f对含砷金精矿的浸出机理也不同;接种MLY的矿浆中,可能主要是溶液中的细菌将Fe^2＋氧化为Fe^3＋,再由Fe^3＋氧化溶解矿物,即以间接浸出作用为主;而接种At.f可能首先是At.f被吸附到矿物表面,通过细菌与矿物之间的某种界面作用引起矿物溶解,矿物溶解产生的Fe^2＋被游离菌氧化成为Fe^3＋,从而溶解矿物,即At.f浸出可能包括直接作用和间接作用的共同效应。     

含锑金精矿碱性硫化钠浸出锑研究与工业实践

为了回收含锑金精矿中的锑，减少锑对两段焙烧过程的影响，对浮选富集得到的含锑金精矿进行硫化钠碱性浸出锑研究。优化实验表明，在液固比1.5:1 (mL/g)，氢氧化钠用量20 g/L，硫化钠用量40 g/L，反应温度80℃，浸出30 min，锑浸出率可达98%以上。在此基础上，采用焙烧炉余热将电解贫液加温至80℃，对液固分离方式、锑电积阴阳极板和冷冻结晶装置进行工艺改造，使锑的浸出率>98%、阴极锑纯度>95%，日产锑量增加17.35%。     

转炉钒渣氧压酸浸过程V-Fe-H_2O系的电位—pH图

根据高温水溶液中计算各反应电位、pH及电解质活度因子的经验公式,通过热力学计算,得到氧分压为0.5 MPa、对应质量浓度为0.1mol/kg的离子活度以及温度分别为60、100、150和200℃条件下V-Fe-H2O系的电位—pH图。在pH<2的酸性条件下,V3+、VO2+和VO2+的稳定区一直位于Fe3+和Fe2+的稳定区范围内。随着温度由60℃提高到200℃,可溶性钒铁离子稳定共存区的pH值逐渐降低,氧化还原电位逐渐提高,钒铁尖晶石及氧化物的稳定区变化不大。热力学研究结果表明:采用氧压酸浸工艺能够将转炉渣中的钒充分浸出,但不能通过一步浸出在提钒的同时将钒、铁分离,浸出液还需要进一步净化来生产钒制品。转炉钒渣氧压酸浸的实验结果表明:在浸出温度140℃、氧分压0.5 MPa、粒度0.055～0.075 mm、液固比15-1(体积与质量比)、浸出时间120 min、搅拌速度500 r/min及初酸浓度200 g/L H2SO4的条件下,钒的浸出率为96.87%,铁的浸出率为89.25%,实验结果与热力学计算结果相符合。     

低品位钛渣酸解反应及固相物浸出试验研究

研究了低品位钛渣和74渣的反应剧烈程度,酸解反应过程,酸解固相物颜色变化和浸出之间差异,采用荧光分析仪和X射线衍射分析仪测试了低品位钛渣生成难溶解固相物元素含量和物相,对比分析了低品位钛渣和74渣的残渣物相。结果表明:低品位钛渣酸解反应比74渣缓慢,适当降低酸解反应速率,延长反应时间,酸解率由78.5%提高至94.5%;部分Fe²⁺氧化为Fe³⁺是低品位钛渣酸解生成褐色固相物的主要原因;难溶解固相物主要元素为Ti、S和Fe,它们以TiO₂和Fe₂(SO₄)₃等形式存在;低品位钛渣浸出时间长与难溶解固相物成分无关,主要与固相物状态有关;固相物硬实且多孔性差是浸出时间长的主要原因。     

磁化焙烧对氰化尾渣中金、铁回收的影响(英文)EI北大核心CSCD

对氰化尾渣的焙烧预处理及其对有价金属综合回收的影响进行了研究。结果表明:当焙烧温度为750℃、焙烧时间为1.25h、还原剂添加量为6%时,铁的磁化率为86.27%,金的浸出率达到46.14%。结合矿物构造与赤铁矿磁化焙烧原理,探讨了焙烧对金浸出影响的机理,认为赤铁矿磁化焙烧后解离出的包裹金,是提高金浸出率的主要来源。