共查询到19条相似文献,搜索用时 234 毫秒
1.
2.
3.
对于加拿大马尼托巴省派普斯通湖含钒的钛磁铁矿矿床,现已在实验室开发出一种火冶和水治相结合的方法,以回收钛、钒和铁。矿石含Fe57.5%、V0.66%和TiO216.6%.矿石经过选择还原熔炼,因此,大部分的铁存在于金属相中,而钒和钛则存在于渣相中.铁的纯度达到99%,渣中含FeO9%~35%、ToO231%~46%和V1.2%~1.6%.98%以上的钛和钒成为渣相。渣在950℃的条件下,用苏打发焙烧,然后用80℃的热水浸析以回收钒。浸析后的残余物在105℃的条件下再用盐酸加以处理,主要除去铁、镁和铝,以提高TiO2的含量。最终产品含TiO282.9%、FeO1.5%、SiO215.6%、MgO1%、Al2O32%和CaO0.3%;钛的总回收率为90%以上。这种产品可用作颜料工业的原料. 相似文献
4.
针对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的还原浸出液提出了预还原Fe3+,P204直接萃取回收铟的工艺。还原浸出液中铁达到50g/L以上,Fe3+占到10%左右,经预还原后Fe3+降低到0.5g/L左右,还原过后的浸出液进行直接萃取分离回收铟。考察了原液pH、相比、有机相浓度、搅拌转速等条件对整个萃取过程的影响。铟的萃取率主要受P204浓度和溶液pH的影响,萃取过程平衡时间为1~2min。三级逆流萃取综合验证试验表明,铟的萃取过程稳定,萃取率在98%以上,铟铁分离效果良好,分离系数达到10000以上,整个过程无乳化现象产生。直接萃取法回收铟具有操作简单、流程短、直收率高等特点。 相似文献
5.
《矿冶》2015,(1)
针对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的还原浸出液提出了预还原Fe3+,P204直接萃取回收铟的工艺。还原浸出液中铁达到50g/L以上,Fe3+占到10%左右,经预还原后Fe3+降低到0.5g/L左右,还原过后的浸出液进行直接萃取分离回收铟。考察了原液pH、相比、有机相浓度、搅拌转速等条件对整个萃取过程的影响。铟的萃取率主要受P204浓度和溶液pH的影响,萃取过程平衡时间为1~2min。三级逆流萃取综合验证试验表明,铟的萃取过程稳定,萃取率在98%以上,铟铁分离效果良好,分离系数达到10000以上,整个过程无乳化现象产生。直接萃取法回收铟具有操作简单、流程短、直收率高等特点。 相似文献
6.
我国锌资源储量丰富,含锌矿物中很大一部分以高铁闪锌矿的形式存在,并且其中含有丰富的铟资源。为了综合回收高铁闪锌矿湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属,开展了中浸渣和锌精矿的还原酸浸试验研究,其主要目的是利用硫酸浸出中性浸出渣中以铁酸盐形式残留的锌和铟,同时利用锌精矿将溶液中的三价铁还原为二价铁,实现锌精矿中锌、铟的同步浸出。研究了锌中浸渣和锌精矿的投料质量比、浸出剂浓度、液固比、反应温度、浸出时间对锌、铟浸出行为的影响。研究表明在初始硫酸浓度220 g/L,中浸渣与锌精矿质量比1∶0.25,粒度-74μm,液固比6,温度90℃,反应时间3 h的条件下,锌、铟的浸出率在96%以上,浸出液中95%以上的铁被还原为二价铁离子,实现了浸出与还原的同步进行。 相似文献
7.
8.
9.
两段酸浸法浸出铜烟尘中的铜锌铟 总被引:1,自引:0,他引:1
以某铜烟尘为处理对象,采用常压酸浸回收铜锌、氧压酸浸回收铟的两段酸浸法浸出其中的铜、锌、铟。常压酸浸法浸出铜烟尘中锌和铜的最佳条件为:浸出温度95℃,硫酸浓度180 g/L,搅拌速率350 r/min,液固比4∶1,浸出时间120 min,此时铜、锌、铟浸出率分别为84.25%、95.35%和9.98%。采用氧压酸浸法浸出铜烟尘中的铟,最佳条件为:浸出温度220℃,搅拌速率650 r/min,釜内氧分压0.60 MPa,液固比4∶1,硫酸浓度180 g/L,浸出时间150 min,此时铜、锌、铟浸出率分别为93.12%、97.89%和99.50%。 相似文献
10.
11.
12.
13.
液膜萃取法处理含铜废水的研究 总被引:1,自引:1,他引:0
探讨了以N902作流动载体, Mx-1作表面活性剂制备的乳化液膜对某治污厂含铜废水的处理情况。研究了内相酸浓度、载体用量、表面活性剂用量、油内比、乳水比、外相初始pH值等因素对铜萃取率的影响。实验结果表明: 当载体浓度(体积分数, 下同)3%、表面活性剂浓度5%、油内比1∶1、内相酸浓度2 mol/L、废液初始pH值大于4、乳水比1∶5时处理含铜废水, Cu2+的萃取率可达95%以上, Cu2+的富集浓度可达14 800 mg/L。而且该乳化液膜稳定性好, 溶胀小, 乳水分离快, 破乳容易。 相似文献
14.
为了解咪唑型离子液体--1-十六烷基-3-甲基咪唑双三氟甲磺酰亚胺([C16mim][NTf2])-正戊醇体系对Au(Ⅲ)的萃取效果,研究了不同pH值、不同萃取剂浓度([C16mim][NTf2]与正戊醇的质量体积比,g/L)、不同相比(离子液体相与浸金液相体积比VIL/Vaq,下同)对Au(Ⅲ)的萃取效果,并研究了[C16mim][NTf2]对Au(Ⅲ)的选择性萃取效果。结果表明:[C16mim][NTf2]对Au(Ⅲ)的萃取率随着pH值和相比的增大呈上升趋势;pH<1.6时,Au(Ⅲ)的萃取率随萃取剂浓度的增加而增大;[C16mim][NTf2]对Au(Ⅲ)有明显的选择性萃取效果,在浸金液Au3+浓度为0.05 g/L,相比为1∶3,浸金液pH=1.6~2.0,[C16mim][NTf2]浓度为5 g/L,常温萃取时间为2 min情况下,Au(Ⅲ)萃取率可达90%以上, Au对于Al、Cu、Fe、Zn的选择性系数β分别为466、780、1 118和1 404。 相似文献
15.
16.
《Minerals Engineering》2003,16(7):659-663
Experimental results for indium adsorption onto some ion exchange resins of different organic functional groups are presented. The following resins were tested: Ionac® SR-5 and Ionac® SR-12 (Sybron Chemicals), S950 (Purolite Company) and Amberlite® IR-120P (Rohm&Haas, Brazil). The indium concentration in the aqueous solution was based on a typical indium sulfate leach liquor obtained from a zinc hydrometallurgical processing route of a Brazilian plant and treated with solvent extraction for some impurities removal. The performance of the resin was based on the indium adsorption loading capacity and its selectivity concerning iron as a typical impurity present in the solution. Some parameters, such as initial pH and volume of the aqueous feed solution and contact time were studied. Batch tests were carried out. The experimental results allowed to select the chelating resin containing iminodiacetic acid groups with high potential for purification of the indium sulfate solution. 相似文献
17.
18.
19.
采用P204-仲辛醇皂化萃取体系从金精矿氰化尾渣酸浸液中萃取分离铁, 初步研究其萃取机理, 并考察了萃取体系、P204浓度和料液初始pH值、含铁浓度及加入介质NaCl对Fe(Ⅲ)萃取的影响以及相比(O/A)、H2SO4浓度对Fe(Ⅲ)反萃的影响。实验结果表明:P204和仲辛醇对酸浸液中的Fe(Ⅲ)具有一定协同萃取效应, 仲辛醇作为萃取体系中的相转移试剂, 尤其能改善铁的反萃效率。同时, 采用氨水皂化后的萃取体系铁的提取率显著提高。P204、仲辛醇以及260#溶剂油以1∶1∶2的体积比混合作为萃取体系, 在相比为2的条件下, 调整含铁10.18 g/L的原酸浸液的pH值接近2.0, 经过1级萃取, 萃余液中含铁低于0.25 g/L; 以25%(体积分数)的H2SO4反萃, 有机相中的铁基本被反萃完全。通过萃取和反萃, 铁离子溶液中杂质含量大大减少, 尤其是砷的含量。 相似文献