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FeCl3浸出铅精矿,铅浸出率可达99%以上,而铅精矿中的硫以元素硫形式在浸出渣中结晶析出,重结晶可回收硫磺资源,回收率大于90%,从而消除火法炼铅工艺SO2烟害,浸出液的FeCl2分离后常压下催化氧化再生为FeCl3,实现浸出剂循环。 相似文献
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介绍了将软锰矿和黄铜矿在催化剂的作用下同时浸出铜、锰的新工艺。讨论了各主要因素的影响,提出了最佳的浸出工艺条件。 相似文献
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分析了主要的还原浸出软锰矿的机理研究方法,包括:热力学分析、资料分析、反应过程动力学研究方法等。应将三种方法结合起来进行实验设计,各方法之间相辅相成相互支撑,才能完整而全面的对浸出过程机理进行研究。 相似文献
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采用广西钦州市低品位软锰矿-黄铁矿与硫酸直接浸取制备硫酸锰,以锰的浸出率为观察指标,研究液固比5∶1的浸出条件如时间、温度、硫酸用量、黄铁矿用量等工艺参数,同时研究中和反应条件和浓缩结晶条件对锰浸出率的影响。结果表明:将软锰矿150 g、黄铁矿60 g与98%硫酸110 mL直接浸取制备硫酸锰,在浸出时间为5 h、温度90℃、液固比5∶1、浸出率可达98.62%。另最佳中和条件为:中和剂(CaCO3)30 g、中和时间1 h、温度90℃、终点pH值5.4;最佳浓缩结晶温度在90℃左右,结晶后直接进行热过滤,使硫酸锰和溶液分离。 相似文献
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介绍含锰量26%~34%的软锰矿、硫铁矿、钢铁酸洗液与硫酸直接浸出制备硫酸锰溶液,经过净化、浓缩、干燥制备工业硫酸锰.对其工艺过程和技术条件进行探讨,产品质量符合标准,锰的利用率在93%以上. 相似文献
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贫软锰矿直接酸浸生产高纯碳酸锰的工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
介绍了含锰量18%~20%的贫软锰矿、硫铁矿与硫酸反应直接浸取制备硫酸锰溶液,经深度净化后,再与天然净化碱卤合成制备高纯碳酸锰的工艺过程和技术条件,产品质量符合标准要求,锰的浸出率达到95%,总合成收率达到90%以上。 相似文献
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为回收某低品位锰银矿中的锰、银金属,试验以硫铁矿作还原剂,用硫酸浸出矿石中的锰;浸锰渣用硫脲浸出银。针对试样矿石,试验研究了浸出的工艺条件,选择适宜的浸出工艺进行试验,锰的浸出率达到97.10%,银的浸出率达88.91%。 相似文献
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对半氧化锰矿的湿法浸出过程影响因素进行了实验研究,探讨了浸出机理. 结果表明,锰矿中MnCO3的浸出速率比MnO2快,MnCO3和MnO2形成消耗H+的竞争关系,MnCO3比MnO2易获得H+而易被浸出,而MnO2分解又有利于包裹于其中的MnCO3暴露而参与反应;在半氧化锰矿用量10.0 g、蔗糖用量0.6 g、硫酸浓度5 mol/L、反应温度90℃、反应时间60 min的浸出条件下,总Mn浸出率约为90%,其中MnO2与MnCO3的浸出率分别稳定在约95%和98%;锰矿中仍有约10%锰未被浸出,是由于存在难溶的硅酸锰及部分锰被包裹于惰性脉石中. 经800℃焙烧30 min后浸出,或在浸出过程中加入1.0 g氟化铵,总Mn浸出率分别达98%和96%,表明通过高温焙烧活化或添加氟离子作为助浸剂能消除脉石层的包裹阻碍作用,有利于提高锰浸出率. 相似文献
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通过单因素实验考察了黑钨渣硫酸浸钪规律. 结果表明,在温度90℃、酸渣质量比1.2:1、硫酸浓度29%(w)、反应2.5 h条件下,钪浸出率达88%,铁浸出率为98%. 在上述最佳浸出条件下通过调整反应过程料浆的酸度,探究了钪浸出和铁的草黄铁矾法抑制浸出规律. 结果表明,在温度90℃、硫酸浓度29%(w)、总硫酸加入量为1.0倍渣量(质量比)、一段加入0.8倍渣量的硫酸、反应2.0 h后加入剩余硫酸再反应0.5 h条件下,钪浸出率为87%,铁浸出率由98%降至57%,实现了铁抑制浸出. 相似文献
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探究甘蔗渣为还原剂在硫酸存在下浸取软锰矿中锰工艺条件,通过响应曲面试验,考查了甘蔗渣用量、液固比、硫酸浓度、温度以及反应时间对浸出结果的影响,实验表明:在取l0g软锰矿进行试验时,浸锰最佳工艺条件为既甘蔗渣用量为5 g,液固比取20∶1,硫酸浓度为3 mol/L,温度为80℃,时间为150 min,其浸出率达到95.03%. 相似文献
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Local pyrolusite ore from Om‐Bogma, Sinai, has been treated by sulfuric acid leaching process using either sawdust (C6H10O5)n or lactose (C12H22O11) as reducing agent to produce manganese sulfate. The manganese recoveries were 92.5 and 90.5% at sawdust and lactose respectively. 相似文献
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The feasibility of oxidation leaching process of nickel from nickel sulfide ore and the form of different components in the lixivium has been studied at first. The method of leaching nickel sulfide concentration directly by oxidants with existence of ultrasonic has been advanced. The process of leaching nickel from nickel sulfide concentration by using the system of persulfate and silver has been determined. The influence of different factors on the leaching rates of nickel, such as with and without ultrasonic, the concentration of Na2S2O8, liquid-solid ratio and the concentration of AgNO3 have been explored. The results show that: (1) in the oxidative leaching system, nickel can be leached completely as Ni2+ or NiSO4(aq.)from nickel sulfide concentration in theory; (2) the nicopyrite can not exist steadily in the persulfate acid leaching system, but Ni2+can. Meanwhile, sulfur may be existed steadily in the leaching process; (3) nicopyrite with much lower electrostatic potential may be leached earlier than chalcopyrite and sideropyrite; and (4) the overall reaction rate of the leaching process can be enhanced with ultrasonic radiation, but it does not change the mecha-nism of leaching. The more oxidant concentration or higher liquid-solid ratio is, the higher leaching percentage of nickel. The leach-ing percentage of nickel can be increased significantly by adding a small amount of AgNO3 during the leaching processes. Under the same conditions, the higher concentration of AgNO3 is, the higher leaching yields of nickel will be obtained. 相似文献