微波焙烧预处理难浸含金硫精矿

对难浸含金硫精矿进行微波焙烧,考察微波功率、矿量(即样品质量)和焙烧时间对样品质量损失率和浸出率的影响。结果表明:当微波功率为16 k W、焙烧时间为50 min、矿量为900 g时,样品质量损失率可达28.12%,浸出率可达71.56%,较原矿直接碘化浸出率(9.82%)有了大幅提高。利用XRD和SEM技术分析焙烧前后样品的成分和表面形貌,微波焙烧后的样品较原矿更为松散、多孔,更利于浸出。     

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%。     

粉煤灰硫酸化焙烧提取硫酸铝的试验研究

研究了粉煤灰硫酸化焙烧提取氧化铝的工艺。对焙烧温度、酸灰比、比表面积、活化剂等影响因素进行了单因素试验和正交试验研究,确定最佳工艺条件:粉煤灰比表面积在1500m2/kg以上,焙烧温度280±20℃,时间2h,酸灰比1.6,活化剂用量15%,在此条件下粉煤灰中氧化铝浸出率可达85%。     

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%。     

白银公司三冶炼厂硫酸烧渣提金试验研究

为了综合回收硫酸烧渣中有价金属，试验采用硫酸－食盐浸出预处理后，氰化回收金银等的工艺流程，探讨了预处理及氰化的工艺条件，达到了综合回收金，银、铜、铅，锌等有价元素的目的。     

难处理含金硫精矿的焙烧氧化-硫代硫酸盐浸出

为了提高难处理含金硫精矿中金的浸出率,采用同步热分析仪研究在马弗炉中焙烧氧化难处理含金硫精矿的最佳条件,通过优化实验确定硫代硫酸盐浸出的最佳工艺参数。结果表明:在马弗炉中焙烧氧化难处理含金硫精矿最佳条件为在700℃温度下焙烧2 h,难处理含金硫精矿硫的去除率可达94.7%。焙烧后,金的浸出率大幅度提高。使用组成为0.03 mol/L CuSO4、1.0 mol/L NH3·H2O、0.3 mol/L Na2S2O3、0.1 mol/L(NH4)2SO4和0.3 mol/L Na2SO3的硫代硫酸盐溶液作为浸出剂,最佳浸出工艺参数如下:浸出时间18 h、液固比2:1、振荡速度250 r/min、浸出温度50℃。在此浸出工艺参数下,金浸出率达71.2%。     

铜渣“硫酸化焙烧-酸浸“新工艺研究

针对新疆阜康冶炼厂铜渣,采用“硫酸化焙烧-酸浸“新工艺进行了试验研究,考查了影响硫酸化焙烧及酸浸的各主要因素,确定了各自的适宜条件,取得了良好的技术指标.     

富硼渣硫酸法制取硼酸和一水硫酸镁

采用富硼渣硫酸法处理富硼渣,通过单因素试验和正交试验确定了富硼渣硫酸浸出的最佳试验条件。针对硫酸浸出液开发了先高温结晶制取一水硫酸镁再低温结晶制备硼酸工艺。结果表明:浸出温度为99℃,酸用量为理论用量的95%,浸出液固比为6:1,浸出时间为90 min时,B浸出率为98.76%,Mg浸出率达到74.32%。通过灰色关联分析理论对Mg的浸出率进行预测,预测值为75.06%,预测结果和实验结果具有较好的一致性。制得的一水硫酸镁纯度为95.42%,硼酸的纯度达到99.27%。     

氰化尾渣硫酸熟化焙烧中铁物相变化

利用热重分析仪、X射线衍射仪、扫描电镜分析了高砷高硫难处理金矿二次焙砂氰化尾渣硫酸熟化焙烧中铁物相变化及其终始状态矿物学特征。得出铁物相转变过程为:Fe2O3→HFe(SO4)2·4H2O→Fe2(SO4)3·5H2O→Fe2(SO4)3→Fe2O3。扫描电镜分析结果显示,硫酸熟化焙烧破坏了原有矿物有序结构,打开了包裹金的氧化铁,从而提高金的氰化浸出率。     

从低品位含金尾矿中回收金的堆浸参数研究

辽宁丹东某铜矿尾矿金品位为1.35 g/t,属低品位难处理金矿。采用柱浸模拟现场堆浸工艺条件,对工艺参数进行了模拟试验。条件实验表明,在浸出剂氰化钠浓度为0.10%、石灰水喷淋调整浸出液pH=11、矿层高度305 mm、在10℃以上浸出120 h,金浸出率为58.14%。放大试验延长浸出时间至480 h,金浸出率达到70%左右。获得的工艺参数可为堆浸生产提供指导。     

硫酸加压溶解法从氧化铝基废催化剂中回收铂

研究了硫酸加压溶解法从氧化铝基含铂废催化剂中回收铂。在高压釜中,反应温度130℃,压力4.5 kg/cm2,时间4 h,氧化铝载体的溶解效率较好;添加Ti Cl3溶液可将分散到溶液中的铂浓度降低至0.0005 g/L以下;富集物经溶解-精炼得到纯度大于99.98%的海绵铂,铂直收率为98.71%。     

Extraction of Vanadium from LD Converter Slag by Pressure Leaching Process with Titanium White Waste Acid

研究了以钛白废酸直接加压浸出转炉钒渣提钒的工艺。矿物学研究表明：钒、钛、铁、锰、铬等金属元素形成的尖晶石是转炉钒渣的主要物相。绘制了V-Fe-H2O、V-Ti-H2O、V-Mn-H2O、V-Cr-H2O等三元系150 ℃高温电位-pH图,明确了酸浸提钒过程的热力学：在低酸度浸出提钒条件下,可溶性离子Fe2+、Fe3+、Mn2+、Cr2+、Cr3+等的热力学稳定与可溶性含钒离子的热力学稳定区重合,酸浸过程中与钒共同进入浸出液中。钛白废酸酸浸正交试验结果表明：温度和初始酸浓度是影响酸浸过程的主要因素。基于正交试验结果,进一步考察温度对浸出过程的影响,结果表明,随着酸浸温度由100 ℃升高到160 ℃的过程中,浸出渣中的钛有效富集含量在4.56%至12.0%之间变化,其他离子主要赋存于浸出液中。在较优条件下：温度 140 ℃,液固比10:1,初始酸浓度200 g·L-1,搅拌转速500 r/min,酸浸时间90 min,钒的浸出率为 96.85%     

焙烧预处理过程中硫的转化对浸金的影响

以贵州某卡林型金矿为悁究对象,采用XRD、化恘分析等方法,探索了焙烧预处理过程中焙烧温度、焙烧时间对硫转化率与金浸出率之间相互影响规律。结果表明,在700℃温度下,焙烧1.5~2 h,可以充分打开金的硫化物包裹,浸出率近90%;硫转化率由83.01%升高至91.02%,金浸出率与硫转化率基本呈线性正相关关系,相关系数r=0.93517。     

盐酸浸出焙烧金精矿工艺研究

研究了盐酸浓度、反应温度、液固比和反应时间对盐酸浸出焙烧金精矿的影响,用正交试验优化工艺条件。单因素实验表明,盐酸浸出焙烧金精矿的浸出率与盐酸浓度、反应温度和反应时间呈正相关趋势,液固比为1.5:1时具有最大的金浸出率。正交试验表明,在所选择的因素水平范围内,盐酸浓度影响最为明显,反应温度和反应时间影响较大,液固比影响最小。在优化反应条件下(盐酸浓度8 mol/L、液固比1.5:1、90℃浸出90 min),金的浸出率达到95.53%。盐酸浸出后焙烧金精矿中大量赤铁矿被浸入溶液,释放包裹金的同时增加了Fe³⁺浓度,促进了金的浸出。     

Leaching of vanadium from stone coal with sulfuric acid

The effects of roasting, mass ratio of H2SO4 to stone coal, leaching temperature, liquid-to-solid ratio, grinding fineness of stone coal, and two-stage counter-current leaching on the vanadium leaching ratio were studied. The results show that the vanadium leaching ratio of roasted stone coal through two-stage counter-current leaching can reach 65.1% at the mass ratio of H2SO4 to stone coal of 20%, leaching temperature for the production of vanadium from stone coal.     

氧压酸浸低品位富银硫化矿富集提取银和锌

由于含有大量的黄铁矿和白铁矿(它们约占原矿的70%,质量分数),以及闪铅矿一定程度上的氧化,云南澜沧铅矿股份有限公司所产的富银硫化矿难以富集.本文通过对该矿在90-170℃下氧压酸浸,以期连同后面的氰化能提取精矿中的银.通过进行2L高压釜的小型试验,考察了温度、酸度、碘化钠用量、氧分压、氧气流速对银和锌回收率的影响.结果表明,银的回收率取决于银是否进入黄钾铁矾渣,或者与碘化钠反应生成碘化银沉淀.在优化的条件下,银和锌的回收率分别达到71.5%和41.29%.     

含锗真空炉渣在HCl-CaCl2-H2O体系中浸出锗的动力学研究

为提高真空炉渣中锗的浸出率提供理论依据,对含锗真空炉渣在HCl-CaCl2-H2O体系中锗的浸出动力学进行了研究。结果表明,浸出过程属于生成固体产物层的"未反应核收缩模型",其宏观动力学方程为:1–2/3x–(1–x)2/3=4.66×10-3CHCl1.027CCaCl21.046d-0.862exp(–21068/RT)t,表观活化能为21.068kJ/mol,浸出过程受灰分层扩散控制;提高盐酸的浓度、氯化钙浓度、浸出温度、液固比及减小矿物粒度均可加快锗的浸出速度,提高锗的浸出率。     

银阳极泥硝酸浸出液中铂和钯的还原富集

银阳极泥在硝酸浸出时,大部分铂和钯会进入溶液,最终返回熔炼系统,铂钯直收率因此偏低。研究了亚硫酸氢钠还原沉淀硝酸浸出脱银液中铂和钯的工艺条件。结果表明,还原剂用量、硝酸浓度、反应温度和时间均对铂和钯沉淀率有影响。在优化条件下,铂和钯的沉淀率分别可达到99.5%和99.7%,所得精矿中铂和钯含量分别为1.70%和13.59%。     

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%。     

富银低品位锰矿和闪锌矿的联合氧压酸浸

进行了硫化锌和含银低品位锰矿联合氧压酸浸的小型试验,以考察影响浸出的各种因素,诸如浸出温度、浸出时间、氧分压和搅拌速度.实验在2L的高压釜内进行.实验结果表明,硫化锌和含银低品位锰矿能相互促进浸出,但这种耦合作用须在一定条件下才会起作用.作者对一些浸出做了探讨.为下一步扩大试验的需要,本文给出了合理的浸出条件:浸出温度, 110℃; 浸出时间,2h; 氧分压, 0.6MPa; 硫酸用量, 1.2倍理论用量.