从铜铅锌复杂多金属精矿中两段加压浸出锌铜铁试验研究

针对某地铜铅锌复杂多金属精矿,研究了采用两段加压浸出法浸出锌、铜、铁。试验结果表明：以H2 SO4初始质量浓度105 g/L、Fe质量浓度约15 g/L、Zn质量浓度约55 g/L的溶液为浸出剂,在温度120℃、浸出时间2 h、液固体积质量比4 mL/g、总压力1．9 M Pa、搅拌转速600 r/min、添加剂加入量为矿石质量的0．3％条件下进行一次浸出,锌浸出率为72％左右,铜基本不被浸出,溶液中铁去除率为95％;对一次浸出渣,在硫酸初始质量浓度140 g/L、液固体积质量比4 mL/g、总压力1．9 M Pa、搅拌转速600 r/min、温度160℃、浸出时间3 h、添加剂加入量为一次浸出渣质量的0．3％的条件下进行二次浸出,锌、铜、铁浸出率分别为85．91％,77．76％和58．84％;二次浸出液配制浸出剂用于一次浸出。一次浸出液中,H2 SO4及Fe质量浓度较低,便于后续工序净化除杂、获得符合锌电积要求的净化液。     

某地铜钴渣氧压酸浸工艺研究

研究了采用氧压酸浸工艺从铜钴渣中浸出铜、钴的方法,得到最佳试验条件为:铜钴渣用量250 g,液固比(2.5～3):1,初始硫酸酸度10g/L,木质素0.5％,浸出温度175℃,氧气压力1.6 MPa,浸出时间2 h,在此条件下铜和钴的浸出率分别大于98％和99％.     

铜阳极泥二次预处理工艺优化

在铜阳极泥一次预处理脱铜、砷的试验基础上,研究了二次预处理脱锑、铋,同时避免碲分散的工艺。结果表明,在温度75℃、初酸浓度290g/L(以硫酸计)、初始Cl-浓度150g/L、反应时间3h、液固比4∶1、用SO2控制反应电位的条件下,锑浸出率为96.93%,铋浸出率为95.79%,碲可全部留在预处理渣中。     

某金精矿预氧化除铜提高金氰化浸出率的试验研究

该项试验研究了在加温条件下,浸出温度、浸出时间、金精矿粒度、NaCl浓度、H2SO4浓度等因素对化学预氧化除铜、氧化渣氰化浸金的影响。试验结果表明,在金精矿粒度-320目占90%、浸出温度95℃、初始c(H2SO4)=0.72mol/L、起始NaCl浓度0.67mol/L、液固比4∶1、浸出时间26h、搅拌速度750r/min的条件下,铜的浸出率可到达80%以上,氧化渣中金的氰化浸出率可达97.45%。     

高硫含铜物料直接浸出综合回收有价元素的研究

以某金矿氰化尾渣浮选得到的铜物料为原料,采用直接浸出-萃取-电积-七水硫酸锌制备的新工艺,得到了电铜、七水硫酸锌、硫磺与贵渣等产品。研究了铜、锌直接浸出的最佳工艺条件,结果表明,粒度为-0.043 3 mm占97%的铜物料在H2SO4240 g/L,HNO325 g/L的酸度下,控制浸出温度为116.8℃,液固比为5.94∶1,氧分压为0.5 MPa的条件下浸出360 min,铜的总浸出率高达94.53%。该工艺铜、锌、银和金的回收率分别高达88%、93.1%、90%和80%,有价元素回收率高,较焙烧-萃取-电积流程省去了焙烧和制酸系统,从而大大节减了基建投资,工业实用性强。     

铜冶炼白烟尘综合回收研究

介绍了铜冶炼白烟尘在不同浸出体系下的浸出效果。结果表明,酸浸体系较水浸、碱浸体系效果更好。在H2SO4浓度2mol/L、液固比4:1、温度50℃、浸出时间2h、搅拌速度400r/min的最佳酸浸条件下,铜、锌、砷、镉和铁的浸出率分别为99.75%、99.81%、86.85%、95.85%和57.83%。采用铁粉置换-铁盐沉砷-中和沉锌镉的方法从酸浸液中回收Cu、As、Zn和Cd,在最优条件下,铜、砷、锌和镉回收率分别为99.70%、98.81%、99.47%和99.98%。     

从铜阳极泥综合渣中浸出碲的研究

采用氧化酸浸的方法从铜电解阳极泥处理过程中产生的综合渣中浸出碲。对氧化荆进行了选择,考察了氧化剂用量、残酸浓度和浸出时间对碲浸出率的影响,确定的最佳浸出条件为:浸出温度80℃、液固比10:1、每50g物料氧化剂A用量为1 g、残酸浓度3.6mol/L、浸出时间5 h。在最佳浸出条件下,碲的浸出率达到90.09%,铜的浸出率为97.81%。     

铜阳极泥除杂预处理工艺的研究

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.本文以铜阳极泥为原料,研究了硫酸化焙烧-酸浸预处理工艺.首先考察了酸泥比、温度、时间等因素对硫酸化焙烧蒸硒效果的影响.研究结果表明,硫酸化焙烧蒸硒工序中,当酸泥比为1.8、焙烧温度为650℃、焙烧时间为2h时,硒的脱除率达到98％以上;酸浸脱铜工序中,当酸浓度为150 g/L、酸浸温度为80℃、酸浸时间为2h时,铜的脱除率达到99％以上.而后对铜阳极泥进行了综合优化实验,铜阳极泥经两步预处理工序后得到34.87％渣,渣中金品位从原来的2054g/t富集到5848g/t.     

高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的顺序脱除

针对高含镍铜阳极泥,采用直接添加氢氧化钠焙烧-碱浸-酸浸流程进行Se、Te、Cu的脱除试验研究,并对过程的反应机理进行了分析。研究发现,加碱氧化焙烧过程中硒化物和碲化物中的Cu变成Cu O和Cu3Te O6;Se、Te分别转变成在碱性溶液中易溶的Na2Se O3和不溶的Ag2Te O3、Cu3Te O6,为Se、Te、Cu的选择性脱除奠定了基础。试验结果表明,最佳焙烧-碱浸的条件为:Na OH剂量为阳极泥的10%,焙烧时间1.5h,焙烧温度500℃。碱浸时间1.0h、Na OH浓度20g/L、碱浸温度80℃、液固比5∶1。在此条件下Se的浸出率为95.50%,碱浸渣中Se的含量从3.93%下降到0.23%。碱浸渣酸浸除铜碲的最佳条件为:H2SO4浓度为90g/L、酸浸温度70℃、酸浸时间1.0h、液固比20∶1;在此条件下,Cu、Te的脱除率分别为96.18%、98.48%。     

含铜钴硫酸渣中铜钴同步浸出试验研究

本文以含铜、钴硫酸渣为原料,采用直接酸浸方式回收其中的铜、钴,探究了原料细度、浸出温度、搅拌速度等工艺参数对铜钴浸出率的影响。在不磨矿、浸出温度为70℃、搅拌速度为400 r/min、液固比为4∶1、硫酸质量浓度为160 g/L、浸出时间为4 h的最佳浸出条件下,铜、钴浸出率分别为72.16%,70.81%。铜钴化学物相分析表明,硫酸渣中硫酸铜质量分数最高,次生硫化铜质量分数最低,在硫酸体系下,硫酸铜、自由氧化铜物相较易浸出。硫酸渣中钴主要以硫酸钴、亚铁酸钴、四氧化三钴形式存在,还含少量硫化钴和氧化亚钴。在硫酸体系下,硫酸钴和硫化钴易被浸出,四氧化三钴和亚铁酸钴较难浸出。     

利用双氧水为还原剂湿法浸出电解锰阳极泥中锰的研究

电解锰阳极泥是生产电解金属锰时阳极产生的副产物,其中含有大量锰、铅等资源.如何高效浸出电解锰阳极泥中的锰是实现其资源化利用的关键,本研究提出了一种H₂SO₄-H₂O₂浸出体系强化电解锰阳极泥中锰浸出的新方法,研究了H₂O₂和H₂SO₄用量、反应温度、反应时间以及固液比对电解锰阳极泥中锰浸出率的影响.研究结果表明,在阳极泥与H₂O₂质量比1∶0.8、阳极泥与H₂SO₄质量比1∶0.9、反应温度45℃、固液质量比1∶10条件下浸出反应15 min,锰的浸出率可达97.23%,浸出渣中Pb的质量分数高达53.71%.浸出机理分析表明,酸性条件下电解锰阳极泥中锰氧化物被H₂O₂还原浸出,浸出液中Mn主要以MnSO₄存在,浸出渣中Pb主要以PbSO₄...     

硫代硫酸钠浸出贵州卡林型金矿

研究了用硫代硫酸钠从贵州卡林型金矿中浸出金,考察了Na2S2O3浓度、乙二胺浓度、Cu2+浓度、Na2SO3浓度和溶液pH值等不同因素对金浸出率的影响.试验结果表明:Na2S2O3浓度为0.35 mol/L,乙二胺浓度为0.1 mol/L,Cu2+浓度为0.075 mol/L,Na2SO3浓度为0.1 mol/L,溶液...     

铜阳极泥复合浸出渣选择性分离硒过程热力学分析

铜阳极泥复合浸出渣是铜阳极泥采用复合浸出砷锑铋后的产物,采用硫酸化焙烧选择性分离硒。针对其含硒物质在选择性分离过程中的反应历程不明晰,本文利用Factsage数据库中相关热力学数据及Equilib平衡计算模块对含硒物质在不同温度时反应的■及反应过程平衡分析,明晰反应过程中的物相变化规律。结果表明：Cu₂Se与H₂SO₄在低温下反应生成固态Se、CuSO₄·H₂O、SO₂及H₂SO₄吸水形成H₂SO₄·H₂O;然后固态Se融化变成液态Se,同时与H₂SO₄·H₂O反应生成SeO₂、SO₂和H₂O;高温下CuSO₄·H₂O会脱水生成CuSO₄和H_2...     

钨冶炼渣中铁、锰浸出工艺研究

通过对原料进行XRF、XRD、SEM的分析检测,XRF确定原料中主要组成元素Fe、Mn、Ca,含量大约为23.41 %、7.166 %、15.22 %;XRD表明含量较高的铁化合物晶体和锰化合物晶体主要为Fe₂O₃、NaMn（Mn, Fe）₂（PO₄）₃;SEM表明钨冶炼渣中有结晶物质吸附在大颗粒表面,颗粒形貌、大小相差较大.选择硫酸作为钨冶炼渣的浸出剂,选择性浸出铁、锰,钙元素富集留滤渣中,10 g钨冶炼渣中锰、铁含量的浸出量大约为0.58 g和2.1 g左右.考察了反应温度、固液比、硫酸质量分数和反应时间对铁、锰浸出率的影响,通过正交实验表得到较优工艺条件:反应温度80 ℃、固液比为1:6（g/g）、质量分数为25 %（g/g）与反应时间为90 min.浸出次数为1次.浸出液循环浸出次数1次,可以使铁、锰的浓度提高大约50 %和38 %.浸出过程动力学计算较符合通过产物层的扩散为控制步骤,其中铁浸出速率较快.      

自动电位滴定法测定铬矿石中三氧化二铬

采用Na₂O₂将样品在800 ℃下熔融,加入H₂SO₄和H₃PO₄溶解、(NH₄)₂S₂O₈氧化后,建立了(NH₄)₂Fe(SO₄)₂还原-KMnO₄返滴定法测定铬矿石中Cr₂O₃含量的自动电位滴定法。对电极和滴定参数进行了研究,并考察了影响滴定终点判断的多种因素。最终确定213型铂电极作为指示电极;(NH₄)₂Fe(SO₄)₂和KMnO₄标准溶液标定时信号漂移选择15 mV/min,加液速度分别为10 mL/min和最大值,等当点识别标准分别为80和70;样品反滴定时信号漂移选择20 mV/min,加液速度为最大值,等当点识别标准为70。采用方法对铬矿石标准物质GBW07201和GBW07202进行测定,其相对标准偏差(RSD,n=10)为0.14%和0.09%,与认定值相对误差为0.04%和0.06%。将方法用于不同产地的铁矿石实际样品中三氧化二铬的测定,结果与国标方法GB/T 24230-2009基本一致。     

废轮胎热解炭黑灰渣中锌提取工艺

废轮胎经煤油预处理后, 经热解生成炭黑, 之后煅烧生成灰渣, 针对废轮胎热解炭黑煅烧后灰渣中锌的提取进行了相关研究, 采用酸溶-分步沉淀法, 最终锌以氧化锌产品回收。分别采用4种无机酸(HCl、HNO₃、H₂SO₄及醋酸)对灰渣进行酸溶处理, 得出盐酸对灰渣酸溶效果最佳; 在此基础上, 考察了酸浓度、液固比(酸体积/炭黑质量)、浸出时间、酸解温度等因素对锌离子浸出效果的影响, 得到锌浸出的优化工艺条件为:酸浓度2 mo1/L、温度20 ℃、浸出时间60 min和液固比6:1 (mL/g), 在此条件下浸出锌离子的浸出率约为91.4%。经分步沉淀法对滤液进行沉淀、煅烧后, 得到纯度约为98.2%氧化锌产品, 灰渣中锌提取率达到81.4%左右。      

含钛电炉熔分渣制备4A分子筛及其吸附性能

以含钛电炉熔分渣提钛后的水浸液为原料,采用常压回流法和水热法分别合成了4A分子筛.在控制硅铝比（n（SiO₂）/n（Al₂O₃）摩尔比）为2的条件下,系统探讨了水钠比（n（H₂O）/n（Na₂O）摩尔比）、反应时间和温度对合成4A分子筛物相和微观形貌的影响.当控制水钠比为80且反应时间为8 h时,采用常压回流法可以制备出尺寸均一且结晶完全的4A分子筛;而采用水热法在120℃条件下,3 h即可制备得到形状规则的4A分子筛.另外,探讨了水热法不同反应温度条件下制备的分子筛对硫酸铜溶液吸附性能的影响.结果表明:反应温度为120℃条件下合成的4A分子筛对铜离子的吸附效率最高,在150 min时其吸附率可达70%.      

污酸中有价成份的综合利用及有害元素As的去除工艺试验研究

目前我国大型冶炼企业产生的污酸均被当做一种高浓度重金属废水来处理,不仅需要高额的废水处理费用,而且还会产生大量的废水处理渣。结合污酸及氧化锌烟灰的主要成份,采用循环浸出工艺,利用污酸对氧化锌烟灰进行浸出,浸出完全后,综合回收浸出液中的Cu、Zn、As。实验研究了终点pH、浸出温度、浸出时间对污酸一次浸出和二次循环浸出的影响,以及双氧水加入量、温度、时间对一次除As的影响和硫化钠加入量、温度、时间对二次除As的影响。实验表明:最佳一次浸出条件为终点pH值为1.5、反应温度为85 ℃、反应时间为5 h;最佳二次循环浸出条件为终点pH值为4、反应温度为85 ℃;最佳一次除As条件为每毫升二次循环浸出液添加0.067 mL双氧水、反应温度为40 ℃、反应时间为1.5 h;最佳二次除As条件为每毫升一次除As后液添加0.02 g硫化钠、反应温度为35 ℃、反应时间为2 h。污酸综合利用后, 原来的高浓度重金属废水变成了中性废水,其中的重金属（As、Cu、Zn）质量浓度分别降至3.26、2.63和50.63 mg·L?1,稍加处理即可达到污水综合排放标准。此工艺既综合回收了污酸和氧化锌烟灰中的有价成份,又集中处理了有害元素As,消减了危险废物的产生量,达到了节能减排的目的。      

铜冶炼烟灰碱浸渣氨浸工艺

以铜冶炼烟灰碱浸渣为原料,研究氨-硫酸铵体系的 pH 值、总氨浓度、氨铵摩尔比、液固质量比、反应温度、反应时间等因素对铜冶炼烟灰碱浸渣中铜锌浸出的影响规律.结果表明,最佳工艺条件为:总氨浓度为 5 mol/L、pH 值为 10、氨铵摩尔比为 2:1、液固质量比为 5:1,浸出温度为 70 ℃,浸出时间为 60 min.此条件下铜和锌浸出率分别为 90.6 %和 92.4 %.      

Organic acid leaching of base metals from copper granulated slag and evaluation of mechanism

A hydrometallurgical method is discussed to selectively extract base metals such as copper, cobalt, nickel and iron from the copper granulated slag (0.53% Cu) at atmospheric pressure. It involves first-stage leaching of slag with organic (citric acid) to selectively recover cobalt, nickel and iron. The residue containing high copper was subjected to second-stage leaching with inorganic (sulphuric) acid. Leaching parameters such as acid concentration, pulp density, temperature and time were optimised to extract metals from the granulated slag. A maximum recovery of 4.47% Cu, 88.3% Co, 95% Ni and 93.8% Fe were obtained in first-stage leaching with 2?N citric acid at room temperature using 10% pulp density (w/v) in 8–9?h. On subjecting the leach residue to the second-stage leaching with 2?M sulphuric acid, 66–72% Cu was recovered in 4?h. The kinetics of the metal leaching from the slag was established by the XRD and SEM–EDAX studies of the residues.