镍基合金电解加要渣泥中镍和钴的回收

根据镍基合金电解加工渣泥的组成和热力学分析,用水洗-浸出-水争沉淀工艺处理这种渣泥,试验结果表明：氯化钠、硝酸钠和部分铬盐等可溶性化合物可以从渣泥中洗出;继而的硫酸浸出过程中,可将洗后渣泥中的镍、钴和铬浸出,而钨和钼留在浸出渣中,在浸出过程中,镍和钴的浸出率达98%,浸出液中的铬可通过水解沉淀法以氢氧化铬的形态除去,铬的脱除率达94.44%。     

在H2SO4-HCl-H2O复合体系中氧化浸出镍钼矿冶炼烟尘中的硒

对在H2SO4-HCl-H2O复合体系中氧化浸出镍钼矿冶炼烟尘中的硒进行热力学分析,确定从镍钼矿冶炼烟尘中浸出硒的新工艺及其最优技术参数.采用XRD对镍钼矿冶炼烟尘及其浸出渣进行表征.结果表明:在最佳技术条件下,硒浸出率达到98%,浸出渣含硒0.16%(质量分数);冶炼烟尘中硒以单质形式存在,未见硒及其化合物出现,表明烟尘中的硒浸出较完全;浸出渣主要由SiO2、CaSO4、A12SiO5、As2O3和KAlSi3O8组成.     

混合铜渣的微波浸出（英文）

在微波炉中采用双氧水和乙酸溶液浸出由转炉和闪速炉渣组成的混合铜渣。该混合铜渣含51%Fe_2O_3、3.8%CuO、3.2%Zn。研究表明,对混合渣浸出率影响较大的因素有:浸出时间,液固比,双氧水浓度和乙酸浓度。在最优的浸出条件下:乙酸浓度4 mol/L,双氧水浓度4 mol/L,微波功率900 W,浸出时间30 min,液固比25 mg/L,浸出温度100°C,铜、铁、锌的浸出率分别可达到95%、1.6%和30%。与传统的浸出工艺相比较,微波浸出可缩短浸出时间,同时,可选择性浸出渣中的金属元素。动力学研究表明,渣中金属元素的浸出可用一收缩未反应核模型来描述,浸出反应的表观活化能为16.64 kJ/mol,反应级数为1.09.     

盐酸浸出-硫酸化焙烧和水浸出从镍钼矿中提取钼和镍（英文）

为了从焙烧的镍钼矿中提取钼和镍,研究了盐酸浸出-硫酸化焙烧和水浸出处理焙烧后镍钼矿的过程。实验结果表明,焙烧的镍钼矿经过盐酸浸出-硫酸化焙烧然后水浸出后能够获得高的钼和镍浸出率。氧化焙烧的镍钼矿添加0.219 m L/g盐酸(12 mol/L)在液固比为3 m L/g的条件下于65°C浸出30 min;浸出渣添加51.9%浓硫酸在240°C下焙烧1 h;焙砂物料采用已经获得的第一段盐酸浸出液在95°C浸出2 h,钼和镍的总浸出率分别达到95.8%和91.3%。     

常压-氧压联合浸出锌置换渣中的镓和锗

针对锌置换渣中有价金属元素种类多、物相组成复杂的特点,本研究提出采用一段常压-二段氧压浸出的方法高效浸出锌置换渣中的有价金属。采用XRD和SEM-EDS对浸出渣物相以及形貌进行了分析。结果表明：在硫酸浓度1.5 mol/L、温度80℃、液固比7.5 mL/g、浸出时间3 h的条件下,常压浸出过程中Cu、Zn、Cd、Fe、Ni、Ga和Ge的浸出率分别为97.48%、99.43%、99.82%、97.21%、98.97%、97.74%、82.46%。对常压浸出渣进行二段氧压浸出,在氧气分压0.6 MPa以及硫酸浓度为0.25 mol/L条件下,Cu和Ge的浸出率可进一步分别提高至99.87%和91.66%。通过两段浸出,原来在置换渣中存在的Cu、Zn、Fe等物相消失,浸出渣主要由Pb和Si组成;铅的主要物相为PbSO₄,Si以粒径较小的聚合硅胶颗粒和块状SiO₂颗粒形式存在;聚合硅胶颗粒和块状SiO₂颗粒中Ge含量较高,对Ge的浸出造成不利影响。     

低品位铂钯精矿的富氧压浸出

对高镁低品位复杂铂钯精矿进行工艺矿物学分析,提出采用硫酸氧压浸出工艺对该精矿中的贱金属铜、镍、铁选择性浸出分离并富集铂钯的处理工艺。考察磨矿粒度、反应温度、时间、初始硫酸浓度、氧压、搅拌速度、木质素磺酸钙用量、液固比对铜、镍、铁浸出率及渣率的影响,确定最佳工艺参数。实验结果表明:当精矿粒度小于43μm占有率为93%、时间3 h、浸出温度150℃、初始硫酸浓度2 mol/L、氧分压0.7 MPa、搅拌速度400 r/min、添加剂木质素磺酸钙用量0.6 g、液固比5:1的最佳工艺条件下,铜浸出率达99.27%、镍浸出率达98.04%、渣率为37%左右,铂钯几乎不被浸出,铂和钯在浸出渣中富集近3倍。     

氰渣综合利用提取金银的试验研究

通过正交试验详细考察了矿浆浓度、硫酸过剩系数、反应温度和反应时间等因素对氰渣浸铁率的影响.结果表明矿浆浓度为35%、硫酸过剩系数为1.3、反应温度为100℃、反应时间为2.5 h的试验条件下,铁的浸出率最高,可达97.80%.对比氰渣和浸铁渣金、银的氰化浸出效果发现氰渣再氰化金、银的浸出率分别为5%和10%,而浸铁渣再氰化金、银的浸出率则分别高达87%和80%,因此氰渣浸铁再氰化是提高金、银回收率的有效途径之一.     

电炉钛渣碱浸除硅、铝机理研究

云南地区电炉钛渣中硅、铝含量较高,而钙、镁含量较低,针对此典型特点,首次提出由电炉钛渣经高压碱浸-高温改性-酸浸除杂制备人造金红石的新工艺。文章侧重研究碱浸除硅、铝的机理与脱除效果。研究结果表明:常压条件下,硅以Na2SiO3形态进入浸出液,浸出率达到65%,铝则以NaAl(OH)4形态进入浸出液,浸出率可达25%;高压条件下,硅的浸出率可达75%,铝的浸出率可达20%。有利于下阶段的高温改性,使TiO2得以富集、析出和长大。     

锌粉置换镓锗渣高压酸浸的浸出机理

研究锌粉置换镓锗渣的高压酸浸过程,考察硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度、助浸剂种类和添加量对Ga、Ge浸出率以及浸出渣过滤性能的影响。结果表明:增加硫酸浓度有利于Ga、Ge的浸出,但硫酸浓度超过156 g/L后,反而不利于Ge的浸出。浸出时间和温度对Ga、Ge浸出率影响较小,但增加浸出时间或提高反应温度均有利于改善浸出渣的过滤性能。添加硝酸钠或硝酸钙均可促进Ga、Ge的浸出,且硝酸钙的添加还可改善浸出渣的过滤性能。在硫酸浓度156 g/L、助浸剂硝酸钙60 g/L、液固比8、浸出温度150℃下浸出3 h,Ga、Ge浸出率可分别达到98%和94%以上,且浸出料浆过滤速度较常压酸浸时的提高近20倍。     

多金属结核与低品位硫化镍矿共提取中Acidithiobacillus ferrooxidans增速作用

为利用多金属结核与低品位硫化镍矿,提出嗜酸氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans,At. f菌)共浸出镍、钴、铜、锰工艺,考察有无Fe(Ⅲ)和At. f菌体系中S/Mn矿石质量比、矿浆浓度、搅拌速度、温度、接菌量和pH值对主金属元素浸出的影响,通过循环伏安、电化学极化、计时电流、XRD和SEM等分析手段揭示多金属共浸出过程中At. f菌的增速作用机理。结果表明:At. f菌可提高主金属元素浸出速度和回收率;At. f菌存在时,多金属结核阴极-低品位镍矿阳极电极间电位差增大,Fe~(3+)/Fe~(2+)和S~0/S~(2-)氧化还原加快,从而加速腐蚀反应。At. f菌促进多金属结核溶解过程电子转移和物质交换,引起低品位硫化镍矿氧化还原电位负移并释放吸附矿石表面S~0电子。有菌浸取时的镍、锰、铜和钴浸出率分别达95.34%、97.34%、92.24%和97.75%,比无菌浸取时的分别提高8.78%、4.78%、10.34%和5.46%。     

铜阳极泥加压酸浸预处理脱铜富集贵金属

铜阳极泥是铜电解精炼中的一种副产品,是回收贵金属的重要原料。以空气代替氧气为加恪气体,系统悁究了铜阳极泥加恪酸浸预处理工艺。悁究的影响因素包括硫酸浓度、空气分恪、浸出温度、浸出时间和液固比等。结果表明,在最优工艺条件下,铜的浸出率高达98%;碲、硒、银的浸出率分别为49%、13%、1%。试验数据表明：铜阳极泥经过加恪酸浸预处理,几乎所有的铜和部分的碲,能有效的从贵金属中分离出来,使贵金属得以富集。机理悁究表明：充分利用阳极泥中水溶性铜离子的自催化氧化作用,能有效提高铜的溶解速度。     

高压酸浸镍钼矿提取钼和镍

研究一项针对镍钼矿用高压酸浸的方法回收镍和钼的全湿法工艺。采用该工艺避免了传统上艺焙烧镍钼矿（15％～25％s）带来的人量S02和As2O3排放,减小了对环境的污染;与现有的湿法碱浸回收钼工艺相比,本工艺存酸浸过程中回收了儿乎全部的镍和人部分的钼。在氧压环境下,几乎全部的镍和大部分的钼都进入溶液,少部分的钼留在酸浸渣中,睃浸渣进一步用碱（NaOH）浸出。在最佳的实验条件下,97％的镍和96％的钼分别被浸出。     

铟的还原浸出动力学及分步沉淀选择性分离（英文）

开展硫化锌精矿还原浸出高铁锌浸出渣高效浸铟及浸出液中铟选择性分离的研究。结果表明：在固体物料粒度74～105μm、反应温度90℃、浸出时间300 min、硫酸浓度1.4 mol/L的条件下,铟的浸出率达95%以上。采用收缩核模型对还原浸出动力学进行分析,不同条件下的浸出实验结果表明反应受穿过固体产物层的扩散控制,活化能为17.96 k J/mol,相对于硫酸浓度的反应级数为2.41。铁粉置换沉铜过程铜和砷的沉淀率均达99%以上。98%以上的铟从含高亚铁离子浓度的硫酸锌溶液中选择性分离,获得铟含量约为2.4%的富铟渣,经酸浸-萃取-电积工艺流程进一步处理后可得到纯铟。     

Effect of temperature,oxygen partial pressure and calcium lignosulphonate on chalcopyrite dissolution in sulfuric acid solution

The pressure leaching mechanism of chalcopyrite was studied by both leaching tests and in-situ electrochemical measurements. The effects of leaching temperature, oxygen partial pressure, and calcium lignosulphonate, on copper extraction and iron extraction of chalcopyrite pressure leaching were investigated. The leaching rate is accelerated by increasing the leaching temperature from 120 to 150 °C and increasing oxygen partial pressure to 0.7 MPa. The release of iron is faster than that of copper due to the formation of iron-depleted sulfides. Under the optimal leaching conditions without calcium lignosulphonate, the copper and iron extraction rates are 79% and 81%, respectively. The leaching process is mixedly controlled by surface reaction and product layer diffusion with an activation energy of 36.61 kJ/mol. Calcium lignosulphonate can effectively remove the sulfur passive layer, and the activation energy is 45.59 kJ/mol, suggesting that the leaching process with calcium lignosulphonate is controlled by surface chemical reactions. Elemental sulfur is the main leaching product, which is mixed with iron-depleted sulfides and leads to the passivation of chalcopyrite. Electrochemical studies suggest that increasing the oxygen partial pressure leads to increasing the cathodic reaction rate and weakening the passivation of chalcopyrite.     

还原酸浸法从低品位水钴矿中提取铜和钴

以Na2SO3为还原剂从水钴矿还原酸浸液中提取铜和钴,研究了还原剂种类及用量、浸出温度、硫酸浓度等因素对水钴矿还原酸浸过程中有价金属铜和钴浸出率的影响。结果表明,Na2SO3是较适宜的还原剂;在还原剂用量为水钴矿原矿质量的10%、硫酸浓度为3 mol/L、浸出温度为60℃、液固比为2-1、浸出时间为60 min的条件下,铜和钴的浸出率分别达99.06%和98.87%。并提出了"M5640萃铜→黄钠铁矾法除铁→碳酸钠除铝→氟化钠除钙、镁→蒸发结晶得钴产品"的后续分离净化流程,能有望应用于水钴矿及类似物料中有价金属的提取与分离的工业生产。     

Study of decomposing carbonyl slag

1 Introduction Carbonyl slag is a kind of solid from the material with nickel by carbonylation. It usually contains Cu, Ni, Co, Fe, S, As, Sb, Au, Ag and platinum metals, and holds great recovery value. At present, with the development of the technology o…     

助剂作用下不同浸取方法从电解锰渣中回收锰

以8-羟基奎宁、原磺酸酯、十六烷基三甲基溴化铵、磷酸三丁酯、柠檬酸为浸取助剂,对普通浸取法和超声浸取法从锰渣中回收锰进行考查,对助剂类型和用量、固液比、浸取温度、浸取时间和酸渣比对锰浸出率的影响进行了探讨.结果表明:以质量百分比浓度为1%的柠檬酸为浸取助剂,当固体的质量与液体体积比为1:4(g/mE)、酸的体积与锰渣质量比为0.3:1(mL/g)、在60℃温度下浸取120 min,锰渣中锰浸出率为55.6%.相同条件下,超声浸取15 min,锰浸出率为55.4%.超声助剂浸取法锰浸出率是普通无助剂浸取法的2.69倍,是无助剂超声浸取法的1.5倍.对于相同的浸出率,超声助剂浸取法的浸取时间只有普通浸取法的1/8.     

氧压酸浸处理锌焙砂中浸渣的新工艺研究

锌焙砂一般采用中性-低酸-高酸三段浸出工序,该工艺在酸浸出中浸渣的过程中,铁也大量浸出进入到溶液中,加重了净化电积前除铁的负担。通过将传统锌湿法冶金工艺与氧压酸浸新工艺相结合,研究了氧压酸浸处理中浸渣的氧气压力、硫酸浓度、温度、浸出时间、粒度、液固比和分散剂等相关因素的影响。实验结果表明该工艺不仅提高了锌的浸出率（〉98％）,降低了铁的浸出率（〈50％）,缩短了生产周期,降低了生产成本,具有良好的经济效益;而且还具有环境友好和资源利用率高等优点,实现了简化工艺和节能减排的目的,为工业化生产提供了参考．     

失效汽车催化剂中铂族金属的加压氰化浸出

研究了加压氰化法从失效汽车催化剂中选择性浸出铂族金属, 考察了加压氰化过程影响金属浸出率的各种因素. 实验结果表明 对200 g处理批量的小实验铂族金属氰化浸出率分别达到Pt98%, Pd99%, Rh96%; 千克级放大实验可完全重现小实验结果, 且该工艺也适应于其他类型失效催化剂的处理.     

含钴高温合金废料的综合利用

采用鼓风酸浸、Ｐ_（２０４）萃取除杂、Ｐ_（２０４）萃取分离钴、镍的工艺流程，对钴、镍、铬含量较高的合金废料实行了综合回收，钴的回收率达８４．６％。采用该流程可快、省、优地生产出合格的氧化钴粉和综合回收氧化亚镍。