有机硅废触体与浆渣高值化利用新工艺

针对有机硅废触体和浆渣的高值化利用，提出机械活化浸出—氧化酸浸联合新工艺，并巧妙融入“以废治废”的创新思路，符合绿色低碳可持续发展的要求。对不同浸出酸度、浸出时间、机械活化、过滤优化等影响因素进行试验研究。结果表明：在机械活化后浸出时间90 min、氧化酸浸液固比3︰1、废盐酸浓度8%、富氧空气量25 L/h，活性助剂添加量0.5%最佳条件下，Cu的浸出率高达96.3%，促进了Si的富集和高效回收。本研究可以为有机硅废触体和浆渣的高值化利用的解决方案提供参考依据。     

用酸浸—生物浸出工艺从废锂离子电池电极材料中回收金属钴铜镍

研究了采用长期筛选驯化得到的一株金属耐受能力较强的氧化亚铁硫杆菌(T.f.)ESY06,以酸浸—生物浸出工艺从废锂离子电池电极材料中回收铜、钴、镍,考察了Fe2+质量浓度对ESY06生长的影响。结果表明:ESY06同时对铜、钴、镍的耐受能力分别为1.22、2.21、0.29g/L;Fe2+质量浓度为20g/L时,ESY06生长状况最好;采用酸浸—生物浸出工艺处理废锂离子电池正极材料,钴、镍浸出率分别为99.93%、99.46%,负极材料中的铜浸出率为99.78%,混合电极材料中的铜、钴、镍浸出率分别为99.88%、99.39%、99.55%。酸浸—生物浸出工艺对铜、钴、镍金属回收效果较好,对于从电池电极材料中回收有价金属有一定优势。     

细菌浸出含镍磁黄铁矿金矿的研究

在温度３０℃,ｐＨ＝２的条件下,研究了用氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌浸出含镍磁黄铁矿金矿。试验结果表明,只用氧化亚铁硫杆菌浸矿１６ｄ,铜的浸出率为５７％,镍的浸出率为８５％;用混合菌浸出含镍磁黄矿金矿,铜的镍的浸出率均有所提高,分别达到６３％和９１％。向浸出体系中加入一定量的Ａｇ＾＋,铜的浸出率明显提高,而镍的浸出率却降低。     

从废镍催化剂中酸浸镍试验研究

对比研究了硫酸、硝酸、盐酸从含镍废催化剂中浸出镍,考察了酸质量浓度、固液质量体积比、浸出时间、浸出温度对镍浸出率的影响,以及溶液pH对镍损失率和杂质去除率的影响。结果表明:与硝酸和盐酸相比,硫酸更适合作为镍浸出剂。在硫酸质量浓度364.5 g/L、固液质量体积比1∶6、浸出时间1 h、浸出温度60℃条件下,镍浸出率为94.6%,浸出效果较好。     

碱-酸联合浸出法回收废催化剂中有价金属的工艺研究

为了减少废催化剂中有价金属的浪费,实现资源的有效回收与利用,采用碱-酸联合浸出法对废加氢催化剂中的有价金属进行回收。考察了浸出时间、浸出温度、碳酸钠浓度和液固比等对有价金属溶出行为的影响规律。结果表明,最佳浸出条件为反应时间2 h、浸出温度80℃、碳酸钠浓度150 g/L、固液比1:8时,钼的浸出率94.57%,钒的浸出率为93.21%;浸出时间60 min,硫酸浓度3 mol/L,温度70℃,固液比1:8时,镍的浸出率为94.16%,铝的浸出率为23.43%。废加氢催化剂经过碱-酸联合浸出工艺,有价金属钼、钒、铝和镍的总浸出率分别达到96.45%,95.37%,23.43%和94.16%。     

从废高温镍钴合金中浸出镍和钴的试验研究

研究了采用"苏打焙烧-碱浸出铝、钼-氯气浸出钴、镍、铁等-TBP萃取除铁-中和水解除铬-P204萃取除微量杂质-N235萃取分离镍、钴"工艺处理废高温镍钴合金,重点考察了从废镍钴合金中浸出镍和钴,讨论了苏打焙烧温度和碱浓度对铝、钼浸出率的影响,碱浸渣氯气浸出电位、浸出时间、废合金粒度、添加剂的加入等因素对镍、钴浸出率的影响.试验确定了从废高温镍钴合金中浸出镍、钴的工艺优化条件.综合条件下,镍、钴平均浸出率分别为99.30%和97.67%,浸出渣中镍、钴质量分数平均为0.51%和0.44%.     

用硫酸从废催化剂中浸出锌和镍

介绍了用硫酸处理高锌含镍废催化剂的新方法,考察了影响锌和镍浸出的各因素。结果表明,在浸出温度60℃、时间30 min、搅拌速度300 r/min、硫酸浓度5 mol/L、液固体积质量比7∶1条件下,锌、镍浸出率分别为98.79%和68.97%。     

湿法回收废催化剂中铂钯技术进展

铂钯贵金属是汽车尾气净化催化剂和化工用催化剂的主要成分,从失效催化剂中分离回收铂钯贵金属是解决铂钯资源不足的重要途径之一。评述了从废催化剂中回收铂钯的方法和技术,重点讨论了废催化剂中铂钯金属的粗提工艺,包括湿法浸出工艺、生物浸出工艺及强化浸出手段,并比较了各种方法的优缺点。湿法工艺有载体溶解法、活性组分溶解法、全溶法和加压氰化法,其优点是技术简单,流程较短且成熟,成本相对低,是从失效催化剂中分离回收铂钯贵金属最常用的方法,但湿法浸出的主要缺点是浸出率不够稳定。技术上,生物浸出工艺具有反应温和,环境友好,适应性强等优势,但其仍处于研究探索阶段,工业化应用较少。强化铂钯浸出的手段有机械活化、微波、超声波强化浸出等,其中微波、超声波强化浸出方法应用较多。最后指出提高工艺技术水平、发展高效、环境友好型新技术是废催化剂中铂钯回收技术的发展方向。     

废钨-镍型加氢催化剂中综合回收有价金属的研究

研究了从含钨、镍废催化剂中回收钨、铝、镍的方法及生产工艺流程.该流程简单,实现了有价金属的综合回收.钨、铝、镍的浸出率高达96%以上、回收率分别为93.58%、98.37%、91.40%.钨酸钠产品、偏铝酸钠溶液质量均达到企标质量标准.     

从废锂离子电池除铜尾渣中浸出钴镍试验研究

研究了在超声场中从废锂离子电池除铜废渣中浸出钴和镍,考察了温度、硫酸浓度、液固体积质量比、浸出时间、机械搅拌速度和超声功率对钴、镍浸出率的影响。结果表明:在温度80℃、硫酸浓度2 mol/L、液固体积质量比8∶1、浸出时间2 h、搅拌速度100 r/min、超声功率300 W条件下,钴、镍浸出率分别达90%和87%,浸出效果较好。     

氯化铁溶液浸出低冰镍提取镍铜的研究

利用三价铁离子(Fe3+)的氧化性,采用氯化铁溶液浸取低冰镍,提取其中的镍、铜元素。本研究考察了浸出液固比、浸出温度、浸出时间、氯化铁溶液浓度对镍和铜浸出率的影响。动力学研究表明:氯化铁溶液浸出低冰镍时,镍元素的浸出过程由化学反应控制,铜元素的浸出过程由混合反应控制,经计算镍的浸出活化能为70.26 kJ/mol、铜元素的浸出活化能为38.62 kJ/mol。低冰镍和浸出渣的物相分析结果表明,浸出反应发生时,低冰镍中的硫元素被氧化成单质硫。本研究避免了传统工艺中的含硫气体污染问题。      

镍钼矿加压酸浸新工艺研究

提出一种加压酸浸处理镍钼矿的新工艺,考察温度、氧分压、液固比、时间等对镍钼转化率和浸出率的影响。结果表明,在液固比为5,氧分压为0.4 MPa,150℃反应2h的条件下,钼转化率可以达到98.3%以上,镍浸出率达到98.7%。     

红土镍矿加压浸出工艺残积型红土镍矿中和试验研究

残积型红土镍矿是一种重要的红土镍矿,镁元素含量较高(10％～27％),在红土镍矿加压浸出项目中,通常用来中和加压浸出的矿浆,矿浆中硫酸浓度通常为30 ～ 50 g/L.但残积矿用量对镍、钴浸出率有较大影响,为了更好地利用残积型红土镍矿,本文进行了常规浸出试验和还原浸出试验.试验结果表明:随着残积矿用量的增加(液固比降低...     

云南元江镍红土矿加压酸浸动力学

用加压硫酸浸出法处理云南元江高铁低镁型镍红土矿,考察了浸出过程的动力学及控制步骤。研究结果表明,镍钴浸出过程可用收缩未反应核模型来描述,镍钴浸出率符合动力学方程1-（1-x）1/3～k.t,其浸出反应的表观活化能分别为41.41 kJ/mol和43.70 kJ/mol,界面化学反应为控制步骤。     

印尼某红土矿硫酸加压浸出矿物组成变化研究

印尼苏拉威西岛La-paopao矿区红土镍矿储量约7326万吨,含镍约为1.25％,以此红土镍矿为对象,系统分析了矿样中主要矿物的种类、赋存状态及产出特征.结果 表明:矿样含Fe (40.15％),Ni(1.42％),Co(0.15％),Mg(0.37％),SiO2(6.92％)(质量分数),是典型的褐铁型红土镍矿;组...     

Copper leaching from nanoparticles of chalcopyrite concentrate

In this research, the effect of mechanical activation, via ball milling, of copper sulfide concentrate on the efficiency and mechanism of copper leaching in an acidic ferric chloride solution was investigated. Copper concentrate, containing chalcopyrite as the main constituent, was supplied from Sarcheshme mine, located in the central part of Iran. By 24 hours of ball milling, the size of the concentrate particles was decreased to about 50 nm. The leaching of ball-milled samples was completed in a relatively more dilute solution and in shorter leaching times than that of unmilled samples. Ball milling of the concentrate from 0 to 180 minutes led to an increase in the efficiency of copper leaching in a acidic ferric chloride solution from 43 to 86%. Copper recovery was completed after 360, 540, 960, and 1440 minutes of leaching for the samples subjected to ball milling for 300, 240, 120, and 60 minutes, respectively. The activation energy of leaching process in the unmilled sample was 60.23 kJ/mol, while the activation energy of leaching for 24 hours of the ball-milled concentrate was 5.56 kJ/mol. The intensive decrease of activation energy after 24 hours ball milling was thought to be the result of the acceleration of the chemical reaction in very fine particles of the nanometrical scale. The low amount of activation energy suggested that the leaching rate controlling step was mass transfer in the concentrate milled for 24 hours. This article was submitted by the authors in English.     

The leaching kinetics of cobalt and nickel from aluminum-coprecipitated products

The leaching behavior of cobalt and nickel from aluminum-coprecipitated products in ammoniacal solutions has been investigated. Cobalt and nickel were precipitated with aluminum in a solution containing 0.5 M of total ammonia, a mixture of ammonium hydroxide and ammonium nitrate at pH 10. The leaching was carried out at 2 M total ammonia concentration at pH 10. The effect of aging the coprecipitated products on the leaching behavior of cobalt and nickel was also investigated. The equation of continuity with a source term for a spherical coordinate was solved numerically using a forward finite differentiation technique to describe the leaching of cobalt. The nickel leaching kinetics was best described by chemical reaction at the solid/liquid interface of the grains of the precipitated product. The Arrhenius activation energy for cobalt and nickel was found to be very much influenced by the aging time of coprecipitated products and varying over a wide range, 10.5 to 26.8 kJ/mol for cobalt and 15.0 to 38.9 kJ/mole for nickel.     

从软锰矿酸浸沉淀渣中回收钴镍

以软锰矿酸浸工艺中除杂产生的二甲基二硫代氨基甲酸盐沉淀为原料,在酸性条件下利用硝酸钠氧化浸出钴和镍。考察硝酸钠用量、硫酸浓度、反应温度和时间等因素对钴和镍浸出效果的影响。结果表明,在硝酸钠用量35.0g/L,硫酸浓度1.84mol/L,50℃浸出3h的条件下,钴和镍的浸出率分别达到96%和94%。     

机械活化强化石煤酸浸提钒的动力学研究

通过考察浸出温度及硫酸浓度对石煤提钒浸出的影响,研究了机械活化前后矿样的浸出动力学。结果表明,未活化矿样浸出表观活化能为23.49kJ/mol,反应级数为2.34,矿样活化20min后,浸出表观活化能降为16.85kJ/mol,反应级数降至2.21。机械活化能够增强矿样的表面活性,降低浸出过程对温度和硫酸浓度的依赖。     

低品位红土镍矿盐酸浸出实验研究

随着镍钴价格的上涨以及硫化矿日益减少,从红土矿中提取镍钴成为研究的重点。出于对低品位镍氧化矿资源经济利用的考虑,本研究探求处理低含量镍红土矿全湿法工艺。文章主要探讨了使用盐酸对云南沅江地区的红土镍矿进行浸出的工艺条件,使用细度为0．15mm的矿样,酸料比2．7,在浸出温度80℃,固液比1：4,搅拌速度300r／min,反应时间2h的条件下,镍的浸出率达到93．94％。