选择性还原氨浸从高硅低品位铜钴矿中提取铜、钴 的工艺及其浸出动力学

研究了非洲高硅低品位铜钴矿氨浸体系下的浸出工艺与动力学。首先采用控制变量法,通过单因素实验,系统研究了浸出剂浓度、添加剂用量、反应温度、反应时间及液固比对铜钴浸出率的影响,其次通过X射线衍射(XRD)、电感耦合等离子体(ICP)和扫描电镜-能谱(SEM-EDS)对高硅低品位铜钴矿和浸出渣的物相及化学成分进行了分析对比。最后,对高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的动力学模型进行分析。结果表明,用硫酸铵作为浸取剂,在硫酸铵浓度为300 g/L、还原剂用量为0.7 g、浸出温度为353 K、反应时间为240 min、液固比为6:1的工艺条件下,铜的浸出率可达97.29%,钴的浸出率可达95.18%。高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的活化能、硫酸铵浓度的反应级数及粒度的反应级数分别为76.06 kJ/mol, 1.50和0.25,表明其应遵循界面化学反应控制,并建立了相应的动力学方程。     

盐酸浸取钡渣中钡离子工艺路线研究

钡渣是重晶石生产碳酸钡后残留的固体渣。钡渣中含有大量的钡盐。以贵州镇宁钡渣为原料,利用盐酸将钡渣中钡盐中的钡离子浸取出来进行二次利用。实验结果表明,钡离子的最佳浸取工艺条件为:3.0 mol/L盐酸浓度,液固比7∶1(g/g),浸取时间2 h,浸取温度80℃,搅拌速度400r/min。在此工艺条件下钡离子浸出率可达78.51%。     

低品位钼镍焙烧矿常压同时浸出钼镍的工艺研究

以低品位的钼镍矿石为原料与CaO混合高温焙烧,所得焙烧矿采用常压氨-碳铵浸出,对同时浸出镍和钼的工艺条件进行了研究。探讨了温度、液固比、浸出时间、碳酸铵的用量等因素对钼和镍浸出率的影响。结果表明,在浸出温度45℃,液固比4∶1(mL/g),浸出时间24h,碳酸铵用量w((NH4)2CO3)∶w(焙烧矿)=0.3的最佳浸出条件下,钼和镍的浸出率分别为94.0%和90.1%。     

以低品位钡矿制备高纯球状碳酸钡

制备方法：将低品位钡矿在一定温度下与氯化铵发生转化反应，气相产物氨气和二氧化碳经冷凝得到碳酸铵，将转化反应所得氯化钡溶液和所得碳酸铵精制后，添加EDTA二钠少量，发生反应，得到高纯球状碳酸钡。     

硫酸钠对钡渣的无害化效果研究

钡渣属于危险废弃物,目前仍以堆放为主,对环境造成了极大污染。针对此问题,研究了硫酸钠对钡渣的无害化,考查了其添加量、水加入量、反应时间等因素对钡渣无害化效果的影响。研究结果表明:当钡渣为100 g,硫酸钠过量系数为1. 25、水加入量为25 m L、反应时间为2 h的条件下,对钡渣无害化处理后,钡离子毒性浸出浓度从原始的2087. 4 mg/L降到84. 67 mg/L,钡离子去除效率为96%,满足GB5085. 3-2007对钡离子的毒性鉴别标准限值(100 mg/L)。     

非洲某氧化铜钴矿高效浸出钴铜的工艺研究

针对非洲某氧化铜钴矿还原浸出工艺,研究了矿样粒度、单还原剂和双还原剂、硫酸浓度、浸出时间、浸出温度、液固比等因素对钴铜浸出率的影响。结果表明:双还原剂优于单还原剂;最佳工艺条件为:球磨矿样粒度120目,加入浓硫酸使其质量浓度为0.15 g/L;按照先后顺序加入自来水体积8%的双氧水+矿样质量10%的亚硫酸钠,液固比为5∶1,浸出温度70℃,浸出时间30 min。钴、铜浸出率分别为99.01%和98.44%,浸出渣中w(Co)为0.12%、w(Cu)为0.052%。该最佳工艺条件可适用于非洲w(Co)为0.62%～8.88%的复杂品位氧化铜钴矿,尤其是低品位氧化铜钴矿处理。     

贵州天柱重晶石回转窑还原焙烧生产工艺研究

中国重晶石资源储量丰富,为科学合理利用,避免重晶石开发过程中浪费,采用?3.2 m×60 m回转窑还原焙烧处理贵州天柱重晶石,考察了焙烧温度、抛煤对重晶石还原效果的影响。结果表明,当高温区温度为1 050~1 200 ℃、窑尾温度为500~600 ℃、窑头温度为750~850 ℃、回转窑转速为0.20~0.40 r/min、处理量为15~20 t/h、吨矿耗煤为191.64 kg时,获得粗钡中硫化钡质量分数为70.5%、粗钡浸出率为91.3%的良好指标,焙烧矿石及浸出考核指标均合格,对合理利用中国储量巨大的重晶石矿资源具有重要的现实意义。     

低品位氧化锌矿堆浸实验研究

对含锌11.49%的低品位氧化锌矿以自然粒度筑堆,堆高1 m,浓酸熟化、板结后,采用间歇式喷淋(1/3闲置),喷淋强度10~12 L/(m2×h),堆浸温度20~32℃,堆浸浸出液终点pH值控制在1.0~1.5,经过13周的堆浸后,2 t规模低品位氧化锌矿的锌堆浸浸出率大于93%. 堆浸渣石灰乳处理以消除其可能的环境污染. 低品位氧化锌矿堆浸浸出工艺在技术上是可行的.     

硫杆菌浸出低品位镍铜硫化矿

阐述了氧化亚铁硫杆菌(TF5)和氧化硫硫杆菌(TT)在摇瓶中浸出金川低品位含钴、镍、铜硫化矿的工艺条件实验. 结果表明,浸出过程的pH值应控制在2.0左右;细菌的接种量应控制在3.0?109个/ml左右;低矿浆浓度有利于浸出的进行;氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌混合浸出,以2:1的比例混合比1:1的比例浸出率要高.     

木薯酒糟还原浸出低品位软锰矿工艺研究

用木薯酒糟作还原剂,在硫酸水溶液中浸出低品位软锰矿。通过正交实验和单因素实验,考察了硫酸浓度、反应温度、反应时间和木薯酒糟用量等因素对锰浸出率的影响。结果表明,各因素影响锰浸出率大小的顺序为：硫酸浓度、反应温度、反应时间和木薯酒糟用量。木薯酒糟还原浸出低品位软锰矿适宜条件：硫酸浓度为3.13 mol/L、反应温度为90 ℃、反应时间为3 h、木薯酒糟与软锰矿质量比为0.3。在此条件下,锰的浸出率达到94.8%。     

氯化焙烧-水浸法回收钡渣中钡的研究

以氯化钙为氯化剂,采用氯化焙烧-水浸取的方法处理钡渣,钡渣中的钡以氯化钡的形式被回收。通过焙烧温度、焙烧时间、氯化剂用量等一系列条件实验确定了适宜工艺条件：焙烧温度为1 000 ℃、焙烧时间为45 min、氯化钙用量为理论量的1.3倍。在此条件下钡渣中的酸溶钡可全部回收,钡的回收率为86.8%。浸出液主要成分是氯化钡和氯化钙,经过蒸发浓缩、结晶析出氯化钡产品,其质量符合GB/T 1617—2014《工业氯化钡》的要求。     

某铅锌矿尾矿及废石Pb、Zn释放规律实验研究

为研究铅锌矿废石和尾矿对环境的潜在影响和危害,采用静态浸出实验,研究了溶液pH值和温度对铅锌重金属离子溶出的影响;采用模拟降水动态淋滤实验方法,研究了不同酸度下,铅锌重金属离子随时间的溶出规律。结果表明,在模拟降水动态淋溶条件下,铅、锌离子都有一定的溶出浓度,离子溶出浓度随淋溶时间延长而降低;与Pb2+相比较,Zn2+的溶出受淋溶液pH值及淋溶时间的影响更大,对强酸性淋溶很敏感。     

KOH亚熔盐浸出低品位难分解钽铌矿的实验

研究了低品位难分解钽铌矿的KOH亚熔盐浸出条件. 探讨了反应温度、初始KOH浓度、浸出时间和碱矿比等因素对铌和钽的浸出率的影响. 结果表明，铌和钽的浸出率分别可达98%和96%，较现行氢氟酸工艺提高10%以上，提高了难处理钽铌资源的利用率. 用无毒的KOH亚熔盐取代现行工艺中高浓高毒性的氢氟酸作为反应介质，从生产源头消除了F–的三废污染，为钽、铌湿法冶金开辟了一条新的途径.     

电场强化氯化铵法浸取毒重石的实验研究

在外加电场强化的条件下,实验采用氯化铵法浸取毒重石,考察了液固质量比、氯化铵用量、阳极电流密度、反应温度和浸出时间等因素对钡浸取率的影响。实验结果表明,当液固质量比为5∶1,阳极电流密度为900 A/m2,原矿石与氯化铵质量比为1∶1,温度为90 ℃,浸取时间为3 h时,钡的浸取率高达91.53%。与传统的氯化铵法相比,电场强化下的钡矿浸取率提高了10.42%。     

盐酸分解高硅混合型胶磷矿工艺研究

中低品位磷矿的开发利用是中国磷化工产业可持续发展的基本保障。采用盐酸浸取高硅磷矿,通过单因素实验对其酸解工艺和过滤强化过程做了研究。结果表明,磷矿粒径≤180 μm、在反应温度为40 ℃、酸比（实际投入的盐酸量与理论耗酸量的质量比）为1.1、盐酸质量分数为20%以上、浸取10 min,此时P₂O₅浸取率可达到99%以上。盐酸浸取速率快,酸解率高。高硅磷矿酸解料浆中二氧化硅含量高、粒度小、沉降速度慢,导致过滤困难。添加非离子型聚丙烯酰胺絮凝剂,控制絮凝剂为酸解料浆质量的1.0%,沉降2 min之后,可显著强化过滤。     

用硫酸亚铁还原高含铁低品位软锰矿的工艺研究

采用FeSO4还原高含铁低品位软锰矿,通过单因素实验讨论了各因素对锰、铁浸出率的影响.通过数据处理和分析讨论得出用FeSO4作为还原剂、H2SO4浸取该锰矿的较优工艺条件为:反应温度80℃,反应时间2h,FeSO4用量为理论值的1.05倍,H2SO4用量为理论值的1.2倍,平均粒径小于106 μm,搅拌强度400 r/min,此时Mn的浸出率为95％以上,Fe的浸出率为46％.     

低品位铌钽矿高浓碱性介质浸出过程动力学研究

The leaching kinetics of niobium from a low-gr~te niobium-tantalum ore by concentrated KOH solution under atmospheric pressure has been studied. Significant effects of reaction temperature, KOH concentration,stirring speed, particle size and mass ratio of alkali-to-ore on the dissolution rate of niobium were examined. The experimental data of the leaching rates and the observed effects of the relevant operating variables were well interpreted with a shrinking core model under diffusion control. By using the Arrhenius expression, the apparent activation energy for the dissolution of niobium was evaluated. Finally, on the base of the shrinking core model, the rate equation was established.     

铝土矿硫酸焙烧与水浸提取铝铁

通过单因素实验和正交实验研究了铝土矿硫酸焙烧与水浸提铝铁过程中焙烧温度、焙烧时间和酸/矿摩尔比对铝和铁提取率的影响. 结果表明,在酸/矿摩尔比3.75:1、焙烧温度325℃,焙烧时间2.5 h的条件下,Al提取率达98%, Fe提取率达80%,各因素对铝铁提取率的影响顺序为：酸/矿摩尔比>焙烧温度>焙烧时间. 该工艺具有焙烧温度低、金属提取率高等特点,对铝土矿的开发利用具有重要的意义.     

钒铅锌矿硫酸浸出提取钒锌

钒铅锌矿含有多种有价金属,V品位高,具有较高的经济价值。本工作采用硫酸浸出法从该矿中提取钒锌,对浸出过程热力学进行分析,通过条件实验研究硫酸浓度、液固比、浸出时间、搅拌速率、浸出温度等条件对钒、铅、锌等主要有价金属浸出率的影响。结果表明,在较高pH值及较高温度下,浸出液中V会出现水解,含V的水解产物留在浸出渣中影响V浸出率。得到最优浸出条件为：硫酸浓度200 g/L,液固比3:1,浸出时间30 min,搅拌速率200 r/min,浸出温度为30℃。最优条件下V浸出率可达97.90%,Zn浸出率为97.11%,Fe浸出率<1%,Pb浸出率<0.01%。动力学分析结果表明,浸出过程的反应速率受扩散过程控制。酸浸过程使V和Zn进入浸出液,Pb和Fe留在浸出渣中,所得浸出液可使用离子交换或萃取法分离V和Zn。浸出渣中含钒0.41wt%、锌0.61wt%、铁15.50wt%、铅47.70wt%,主要成分为PbSO₄和FeO(OH),可返回火法炼铅系统。     

贵州某高岭土除铁试验研究

贵州某硬质高岭土矿石中铁含量较高,不能直接利用,必须进行除铁。针对高岭土矿石中铁矿物主要为黄铁矿和弱磁性氧化铁矿物,且其嵌布粒度极细的特点,开展了浮选除铁、强磁选除铁探索试验。并在此基础上进行了强磁-酸浸及强磁-氧化酸浸试验。结果表明,采用强磁选-氧化酸浸的方法效果较好,可将高岭土中的Fe含量由1.44%降到0.75%。