难溶铑物料高温高压快速溶解技术研究

铑粉的溶解是铑精炼提纯中的重要环节。传统方法溶解周期长,转化率低,易引入污染,使用高压釜在高温高压下溶解铑粉具有较强的应用前景。研究了液固比、盐酸浓度、温度等因素对铑粉浸出的影响。得到的最佳浸出工艺条件为:液固比10:1,盐酸浓度5 mol/L,反应温度200℃,氧气分压0.5 MPa,氯酸钠氧化剂用量为铑粉量的4倍。在400 r/min搅拌转速下反应,经3 h铑粉的一次浸出率达到99%以上。     

含铑树脂中铑的回收工艺研究

采用水溶液氯化法、王水溶解法和水溶液氯酸钠氧化法等3种湿法工艺从含铑树脂中回收铑,重点研究了溶解体系、反应温度、反应时间和液固比等对铑溶解率的影响。结果表明,在液固比12:1 mL/g、反应温度90℃、反应时间20 h的条件下,采用水溶液氯化法铑溶解率达到95%,经精炼后得到合格铑粉,铑的回收率达到92%。     

水溶液氯化法快速溶解纯铑粉

采用水溶液氯化法,在盐酸-氯酸钠体系中溶解铑粉,考察了反应温度、酸度、氧化剂用量、时间、液固比等因素对铑溶解率的影响。结果表明,浓盐酸升温至85℃后开始加氯酸钠,酸度为8~9 mol/L,饱和氯酸钠溶液用量为250 m L,液固比为45 m L/g,反应时间2 h,铑粉的一次溶解率达到95%以上。机理探讨认为,充当氧化剂的Cl O_3-在酸性条件下产生的活性[Cl],将金属态的铑氧化,并与体系中的Cl-配位形成[Rh Cl_3]~(3-)。     

铑粉粒度对其溶解的影响

铑是最难溶解的铂族金属之一,但在铑的提取和应用中铑的溶解又是必不可少的关键环节,研究发现铑粉粒度对铑的溶解有着直接的影响。考察了铑粉粒度和铑粉表面状态对铑溶解的影响。实验结果表明,铑的溶解率与其粒度呈现负相关的关系,粒度≥100μm的铑粉基本不溶解,粒度≤10μm级的铑粉有着很高溶解率。对王水溶解后的铑粉表面通过微区能谱分析表明,铑粉表面并没有氧化物形成,铑粉溶解过程中的微溶现象,是由于溶解时铑粉中的小颗粒铑粉首先溶解,当小颗粒铑粉溶解完,大颗粒铑粉不溶解所致。     

铑溶解提纯工艺的试验研究

进行了金属铑化学溶解的探索试验,发现在盐酸中引入由助溶剂ZRJ和适当的添加剂组成的混合溶剂,可使铑粉快速有效地溶解。通过采用正交试验优化法方案,确定了最佳的工艺配方和溶解反应条件,考察了各因素对铑粉溶解速度的影响。该方法应用于铑的精炼提纯工艺,可有效地提高铑的回收率。     

响应曲面法优化水溶液氯化溶解纯铑粉

利用响应曲面法中心组合设计(CCD)对水溶液氯化溶解纯铑粉的工艺参数进行优化,分别选取反应温度、酸度、时间、氧化剂用量四个主要影响因子,模拟得到二次多项式回归方程的预测模型。结果表明,铑的溶解率影响因子的显著顺序为:温度>时间>酸度>氧化剂用量,优化后的工艺条件为:反应温度90 min,温度90℃,氧化剂/铑粉质量比6.25,酸度8.7 mol/L,铑粉溶解率的预测值为97.13%,实际值为96.58%,响应曲面法优化模型准确有效。     

Thermodynamic Study on Synthesizing Rhodium Iodide by Direct Synthesis Method

采用直接合成法使铑粉和碘粉反应合成碘化铑.首先对碘的气化过程进行热力学计算,确定铑粉和碘粉反应的最高温度为600℃;通过吉布斯(Gibbs)自由能与温度的计算,得出该反应的适宜温度为500℃.在500℃温度下碘和铑能充分反应生成活性碘化铑.     

赤泥盐酸浸出钇试验研究

赤泥是一种含有稀贵金属的二次矿产资源,本文提出了赤泥盐酸浸出钇的方法。研究了盐酸浓度、浸出温度、液固比、搅拌速率和反应时间等工艺参数对钇浸出率的影响。通过ICP-AES和XRD分析,探究赤泥盐酸浸出过程的物相变化和作用机理。结果表明,在盐酸体积浓度为30%、浸出温度为100℃、液固比为7 m L/g、搅拌速率为300 r/min和反应时间为60min的条件下,钇浸出率可达83%,此过程中钙霞石和方解石几乎全部溶解,赤铁矿和钙钛矿部分溶解,板钛矿和石英则没有溶解。     

铂铑合金电化学溶解工艺研究

为解决铂铑合金废料分离提纯工艺中的难题－铂铑合金的溶解，探讨了电化学溶解工艺，论述了在盐酸溶液中加入适量的过氧化氢进行交流电化学溶解的反应机理，讨论了电流密度，盐酸浓度，过氧化氢加入量，温度等因素合金溶解速度的影响，用正交试验方案找出了优化的工艺条件，获得了较快的溶解速度，该法操作简单，不需要赶硝作业，不污染铂铑溶解液，可与王水溶解，中温氯化，熔盐溶解等传统的方法相媲美，不污染的铂铑溶解液，可与王     

载体溶解法回收失效Pt/TiO2催化剂中的铂

研究了酸溶法溶解失效Pt/TiO2脱硝催化剂的TiO2载体,进一步富集和回收铂的工艺.结果表明,20％HF+30％HCl对TiO2载体溶解率可达95％,且金属铂基本无分散;系统研究了混酸中HF浓度、反应温度、时间、液固比对载体溶解率的影响;在20％HF+30％HCl为溶剂、反应温度为95℃、反应时间为3 h、体系液固比...     

微波辅助高效溶解铑的研究

铑的高效快速溶解是铂族金属冶金领域不可或缺的环节,并且是公认的难题。微波具有热效应及非热效应的特点,在微波辅助溶解下能够使溶解体系的温度、压力迅速提高并保持稳定;同时微波作用可以降低溶解反应活化能,提高了溶液体系中活性氯与铑的化学反应速度。采用微波辅助高效溶解工艺,在王水浓度50%、体系压力4.0 MPa、溶解时间120 min的条件下,铑的溶解率达到99.5%。     

加压氢还原法分离铑铱

用加压氢还原分离铑铱,考察了温度、氢压、反应时间、铑铱浓度比和氯离子浓度等因素对选择性还原铑的影响,指出本法可用于从大量铱中分离少量铑。     

铱溶液中氢还原分离微量铑的研究

研究了常压氢还原法分离铱溶液中微量铑的方法,并考察了温度、氢气流量、反应时间、铑的初始浓度和溶液中的盐酸浓度等因素对选择性还原铑的影响.研究结果表明在一定条件下,氢还原可使实际铱溶液中铑降到0.0007g/L,而铱基本上不会被还原.     

Na_2SO_3从硒碲富集物中浸出硒动力学(英文)

研究用Na2SO3溶液从硒碲富集物中浸出硒的动力学。该硒碲富集物的微观形貌主要为球状体和柱状体,其粒径范围为17.77～56.58μm,且其主要成分为41.73%Se和40.96%Te。研究Na2SO3浓度(126～315 g/L)、搅拌速度(100～400 r/min)、反应温度(23～95°C)、液固比(7:1～14:1)及硒碲富集物平均粒径(17.77～56.58μm)对Se浸出率的影响。结果表明:增加Na2SO3浓度、提高搅拌速度、升高反应温度和增加液固比均可以提高Se浸出率,而增大硒碲富集物的粒径会导致Se的浸出率降低;反应温度对Se浸出率影响较大,当反应温度从23°C升高至95°C时,Se浸出率从21%增至67%;该浸出过程符合Avrami模型,其模型特征参数和表观活化能分别为0.235和20.847kJ/mol。     

低钒转炉钢渣提钒湿法工艺的动力学研究

为了提高湿法浸出低钒钢渣中钒的浸出效率,并对湿法浸出低钒钢渣中钒提供理论依据,从动力学角度分析整个浸出过程。考察温度、液固比、硫酸质量分数和搅拌速率对浸出过程的影响。研究结果表明:在90℃、液固比为10?1以及硫酸浓度6.0mol/L时,浸取9h,低钒钢渣中钒的浸出率可达到95.3%。通过正交实验和动力学推导,得到描述浸出过程的经验方程,低钒钢渣湿法浸出钒的动力学模型为收缩核动力学模型,浸出过程的表观活化能为12.794kJ/mol,该模型表明浸出过程中的控制步骤取决于固膜扩散速率。提高温度、液固比和硫酸质量分数,均可加速钒的浸出速度,提高钒的浸出率。     

水钴矿中选择性提取铜和钴的新工艺

针对某水钴矿的特点,采取还原酸浸旋流电积新工艺选择性提取其中的铜和钴。系统考察初始硫酸浓度、温度、时间、Na2SO3用量、液固比等因素的影响,确定浸出最佳条件如下:初始硫酸浓度为75g/L,Na2SO3用量为7%,液固比L/S=4 mg/L,温度为70℃,时间为0.5 h。对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探索实验研究,得到纯度分别为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品,铜、钴的直收率分别达到98.23%和94.54%。     

氧化锌贫矿提锌渣中铅和银的氯盐一步浸出

运用X射线衍射、扫描电镜和X射线能谱等分析手段,对山东某地深度氧化锌贫矿提锌后渣进行工艺矿物学特征分析可知,矿物中金属赋存状态复杂,属难选矿物。开发出氯盐一步法浸出铅和银的新工艺,考察反应温度、NaCl浓度、添加剂用量、液固比、HCl加入量和浸出时间对浸出过程的影响。结果表明:加入添加剂对铅的浸出率没有影响,但可以显著提高银的浸出率。条件试验研究得出最佳工艺条件如下:浸出温度90℃、NaCl浓度390 g/L、添加剂用量15 mL、液固比(质量比)7?1、HCl加入量3 mL、浸出时间3 h。在此最佳工艺条件下,铅的浸出率达到95%左右,银的浸出率达到90%左右。     

Leaching of blended copper slag in microwave oven

Leaching of blended slag (BS) was investigated in a microwave oven using hydrogen peroxide and acetic acid. The BS was a mixture of converter and flash furnace slag containing 51% Fe₂O₃, 3.8% CuO, and 3.2% ZnO. The important variables that influence the metal extraction yield were leaching time, liquid-solid ratio, H₂O₂ and CH₃COOH concentrations. The preferred leaching conditions were as follows: CH₃COOH concentration 4 mol/L; H₂O₂ concentration 4 mol/L; microwave power 900 W; leaching time 30 min; liquid-solid ratio 25 mL/g BS; leaching temperature 100 °C. Under these conditions, the metal extractions of 95% Cu, 1.6% Fe, and 30% Zn were obtained. The results were compared with the traditional leaching results. It is evident that microwave heating causes a reduction in the leaching time. Also, the extraction yield results indicate that selective leaching of BS can be achieved under the preferred conditions. The dissolution kinetic of BS in hydrogen peroxide with acetic acid is controlled by a shrinking unreacted core model equation. The apparent activation energy and reaction order were found to be 16.64 kJ/mol and 1.09, respectively.