金宝山铂族矿物氧压浸出-浮选联合工艺（英文）

为了生产适合冶炼的铂族精矿,提出一种氧压浸出-浮选联合工艺处理金宝山铂族矿物。结果表明:氧压浸出条件(矿物粒度、搅拌速度、液固比以及木质素磺酸钙用量)对浸出过程中贱金属(铜、铁和镍)浸出率以及浮选工艺中铂族金属(铂和钯)的回收率产生明显影响。浸出过程中贱金属硫化矿物的完全溶解导致铂族金属浮选降低了浮选载体的数量,降低浮选过程中铂族金属回收率。综合考虑贱金属浸出率和铂族金属回收率,确立如下最佳工艺条件:精矿粒度-0.043 mm占有率为73%,搅拌速度为400 r/min,液固比为10 mL/g,木质磺酸钙用量为0.6 g。最佳工艺条件下,铜、镍和铁的浸出率分别为87.6%、87.6%和90.3%。采用浮选工艺处理浸出渣获得浮选精矿铂族金属品位为420 g/t。     

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。     

双氧水氧化碱浸分离铂钯精矿中硒碲热力学及实验研究

采用水合肼和盐酸羟胺复合还原沉金后液得到铂钯精矿,其中硒和碲总含量达到71.15%,金、铂和钯总含量达到3.65%,从铂钯精矿中分离硒碲对富集及回收贵金属金铂钯具有重要意义。热力学分析表明:在碱性条件下,采用双氧水作为氧化剂,可以将硒和碲氧化为高价态的离子化合物被浸出,金、铂和钯留在固相中。采用双氧水氧化碱浸分离铂钯精矿中硒碲,实验结果表明其适宜反应条件为:双氧水用量为250 m L/L,Na OH浓度为5 mol/L,反应温度为85℃,液固比为5:1(m L/g),反应时间为2 h,在此适宜条件下,硒和碲的浸出率分别为82.49%和92.45%,金、铂和钯均未被浸出。氧化碱浸后渣中贵金属总含量达到23.18%,相对铂钯精矿富集6.35倍。     

从失效丙烷脱氢催化剂中回收铂

失效丙烷脱氢催化剂以α-Al2O3为载体，由于载体α-Al2O3酸碱不溶的性质，采用盐酸-氯酸钠浸出回收其中的铂。由于失效催化剂积碳较高，为38.84%，先焙烧除碳预处理，再研究温度、液固比、时间等浸出条件对铂浸出率的影响。结果表明，失效催化剂中铂的适宜浸出条件为浸出温度80 ℃，液固比8:1 (mL/g)，反应时间60 min，HCl浓度6 mol/L，饱和氯酸钠溶液与原料质量比1:6 (mL/g)，此时铂浸出率98.64%，铂得到有效回收。     

从铂钯精矿中氯化浸出Au、Pt、Pd

针对铜阳极泥处理过程中生产的铂钯精矿,以氯酸钠为氧化剂,采用湿法氯化浸出,使金、铂、钯等贵金属以氯配合物进入溶液。研究了浸出的最佳工艺条件。结果表明,金、铂、钯的浸出率均达到99%以上。     

金矿尾矿盐酸浸出砷的研究

采用盐酸作为浸取试剂,从金矿尾渣中浸取出砷。考察了盐酸的用量、浸取时间、液固比、以及温度条件对砷浸出率的影响,通过正交试验找出砷浸出的最佳工艺条件,对于1g尾渣,盐酸的用量为0.8mL、振荡浸取时间17min、液固比20:1、以及温度为25℃。所用试剂廉价易得,设备简单,操作方便,实现了金矿尾渣中砷的高效浸取。     

含金硫酸渣硫酸盐化焙烧-氯化浸金研究

针对难处理含金硫酸渣进行了硫酸盐化焙烧-氯化(氯酸钠-氯盐)浸出试验研究,考察了氯酸钠用量、氯化钠用量、液固比、浸出时间、浸出温度、焙烧预处理等因素对金浸出率的影响。研究结果表明,在优化的试验条件:氯化钠用量为80 kg/t,氯酸钠100 kg/t,反应温度80℃,液固比为3,反应时间为4 h下,处理该含金硫酸渣可以得到91.44%的金浸出率。     

包头稀土精矿的配合浸出及动力学

采用氯化铝盐酸体系配合浸出包头混合稀土精矿,并对浸出过程动力学进行研究,浸出过程主要考察盐酸和氯化铝的浓度、液固比、搅拌速度、温度及反应时间对精矿浸出的影响。结果表明,随着盐酸和氯化铝的浓度和液固比的增大、反应时间的延长和反应温度的升高,精矿的浸出率逐渐增大,得到的优化浸出工艺条件如下:HCl和AlCl3浓度分别为4.0 mol/L和1.5 mol/L,液固比为20 mL/g,搅拌速度为300 r/min,温度为85℃,时间为90 min。SEM-EDS及动力学分析结果表明,精矿浸出过程符合一种受固体颗粒表面的界面交换和固膜扩散混合控制的新缩小核模型,表观活化能为35.3 kJ/mol,阿伦尼乌斯常数k0=419.95,反应级数a,b和c分别为1.265,1.208和1.22,通过计算推导出反应动力学方程。     

水热法浸出废钯炭催化剂中钯的工艺研究

以王水作为浸出剂,研究了水热法浸出废钯炭催化剂中钯的工艺。采用正交实验方法研究了反应时间、反应温度、王水用量等条件对钯浸出率的影响。通过单因素实验,确定出在实验范围内最佳的工艺参数为:温度90℃、反应时间3 h、液固比40 m L/g,在此条件下,钯的浸出率在99%以上。由于采用密闭的回收体系,在较好解决环境污染的同时还可回收试剂,降低成本。     

氧化锌贫矿提锌渣中铅和银的氯盐一步浸出

运用X射线衍射、扫描电镜和X射线能谱等分析手段,对山东某地深度氧化锌贫矿提锌后渣进行工艺矿物学特征分析可知,矿物中金属赋存状态复杂,属难选矿物。开发出氯盐一步法浸出铅和银的新工艺,考察反应温度、NaCl浓度、添加剂用量、液固比、HCl加入量和浸出时间对浸出过程的影响。结果表明:加入添加剂对铅的浸出率没有影响,但可以显著提高银的浸出率。条件试验研究得出最佳工艺条件如下:浸出温度90℃、NaCl浓度390 g/L、添加剂用量15 mL、液固比(质量比)7?1、HCl加入量3 mL、浸出时间3 h。在此最佳工艺条件下,铅的浸出率达到95%左右,银的浸出率达到90%左右。     

赤泥盐酸浸出钇试验研究

赤泥是一种含有稀贵金属的二次矿产资源,本文提出了赤泥盐酸浸出钇的方法。研究了盐酸浓度、浸出温度、液固比、搅拌速率和反应时间等工艺参数对钇浸出率的影响。通过ICP-AES和XRD分析,探究赤泥盐酸浸出过程的物相变化和作用机理。结果表明,在盐酸体积浓度为30%、浸出温度为100℃、液固比为7 m L/g、搅拌速率为300 r/min和反应时间为60min的条件下,钇浸出率可达83%,此过程中钙霞石和方解石几乎全部溶解,赤铁矿和钙钛矿部分溶解,板钛矿和石英则没有溶解。     

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。     

湿法炼锌窑渣与污酸联合浸出新工艺

湿法炼锌过程中产生的窑渣含有大量的有价金属。锌冶炼污酸具有成分复杂、酸度高、含有大量的砷及其他重金属离子的特点。根据锌窑渣和污酸的理化性质,将二者进行联合浸出处理,考察反应时间、反应温度、液固比、H_2O_2加入量、窑渣粒径对锌窑渣与污酸联合浸出行为的影响。结果表明:在反应时间3 h、反应温度50℃、液固比(mL/g) 10:1、H_2O_2加入量为16 mL、窑渣粒径75～106μm条件下进行二段逆流浸出,铜、铁、锌的浸出率均高于90%。浸出后液的酸度从172.48 g/L降至20 g/L左右,砷浓度达9 g/L左右,为后续沉砷处理提供了条件。另外,对浸出渣进行分析,可知浸出渣中主要物相为CaSO_4·2H_2O、SiO_2和焦炭,其中银品位最高达484.7 g/t,可作为提银原料。     

锌冶炼中浸渣锌还原浸出机制与动力学

以锌冶炼中浸渣为研究对象,研究中浸渣的化学成分及锌的存在形态,锌主要以铁酸锌形式存在。采用SO2做还原剂,研究温度、初始硫酸浓度、二氧化硫分压对锌浸出效率的影响,并分析中浸渣中锌还原浸出反应机制及动力学。结果表明:H+在锌还原浸出过程中起关键作用,锌还原浸出反应活化能为31.67 k J/mol,为化学反应控制;SO2做还原剂时,反应时间、液固比及初始酸度均大幅降低。反应最佳工艺条件:初始硫酸浓度80 g/L、温度95℃、液固比(L/S)10 m L/g、二氧化硫分压200 k Pa、反应时间120 min。该工艺条件下,中浸渣中锌浸出率达99%以上。XRD和ICP分析表明:中浸渣中铁酸锌分解,硫化锌在该反应条件下未完全浸出,还原浸出渣中主要化学成分为铅和锌,主要物相为Pb SO4和Zn S。     

铁矾渣热酸分解及硫脲提银

进行铁矾渣热硫酸分解和分解渣硫脲法提银的试验研究,考察硫酸用量、分解温度、反应时间、液固比对铁矾渣中Fe、Zn、Ag浸出率的影响,以及硫脲法提银的最优条件。结果表明:在硫酸用量为其理论值的1.5倍、分解温度95℃、时间2.5 h、液固比2.5:1的最佳条件下,铁矾渣中Fe和Zn浸出率分别为93.85%和92.25%,而Ag的浸出率仅为1.99%。分解液净化后可用中温水热法制备铁红,分解渣中Ag富集到1060 g/t。在液固比10:1、硫脲浓度15 g/L、浸出温度90℃、反应时间2.5 h的最优条件下,Ag的平均浸出率在93%以上,同时,渣中Pb的品位由1.7%提高到7.5%。     

基于AOP协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属

以粗铋碱性精炼产生的碲渣为原料,基于高级氧化技术(AOP),在硫酸体系中协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属,研究NaCl浓度、H_2O_2体积分数、H_2O_2滴加速度、H_2SO_4浓度、浸出温度、浸出时间、气体流速和液固比等工艺参数对碲、铜、铋、锑和铅等金属浸出行为的影响,确定最佳工艺参数。结果表明:在NaCl浓度0.75 mol/L、H_2O_2体积分数20%、H_2O_2滴加速度1.2 mL/min、H_2SO_4浓度2.76 mol/L、浸出温度60℃、浸出时间2.5 h、气体流速2.5 L/min和液固比10 mL/g的优化条件下,碲、铜和铋的浸出率分别达95.75%、91.88%和90.23%,而锑和铅的浸出率仅分别为4.84%和0.08%,实现碲渣中碲的高效浸出及有价金属的有效分离和富集。     

难溶铑物料高温高压快速溶解技术研究

铑粉的溶解是铑精炼提纯中的重要环节。传统方法溶解周期长,转化率低,易引入污染,使用高压釜在高温高压下溶解铑粉具有较强的应用前景。研究了液固比、盐酸浓度、温度等因素对铑粉浸出的影响。得到的最佳浸出工艺条件为:液固比10:1,盐酸浓度5 mol/L,反应温度200℃,氧气分压0.5 MPa,氯酸钠氧化剂用量为铑粉量的4倍。在400 r/min搅拌转速下反应,经3 h铑粉的一次浸出率达到99%以上。     

从碱焙烧硼精矿脱硼硅渣中硫酸铵浸出镁的研究

以碱焙烧硼精矿脱硼硅渣为原料,研究用硫酸铵溶液从脱硼硅渣浸出镁的过程中反应温度、反应时间、原料配比和液固比对镁浸出率的影响。确定最佳工艺条件为:硫酸铵与脱硼硅渣中镁的摩尔比2.4∶1、反应时间90min、反应温度100℃、液固比为16∶1。在该条件下,浸出率为72.02%。为了提高镁的浸出率,对浸出过程采用逆流操作,使镁浸出率达到85%左右。     

水热浸出-浮选综合回收铅银渣中金银实验研究

为了提高资源利用效率,实现二次资源综合利用,对铅银渣进行了实验研究。铅银渣中银品位为245 g/t,金品位为1.52 g/t,金、银含量均较高。银的赋存状态研究表明,银主要以再造矿物铜蓝、硫化银混合相存在。结合银的赋存状态进行流程探索,确定采用水热浸出-浮选工艺流程。条件实验研究表明,液固比为2:1,浸出温度为70℃,浸出时间为2 h进行水热浸出,金、银在渣中富集率较高。当磨矿细度-0.044 mm占85%,粗选T19用量为4000 g/t,硫酸铜用量为600 g/t,酯-30用量为500 g/t时,经过一次粗选、两次精选、一次扫选的闭路实验流程,可获得银品位为3805 g/t,银回收率为86.82%的银精矿,银精矿中金的品位为25.8 g/t,金回收率为94.96%的较好指标,实现了铅银渣的综合回收。     

铜冶炼烟尘的控电位氧化浸出（英文）

采用氧化浸出和电位控制技术从铜冶炼烟尘中浸出金属,研究H2O2用量、H2O2加入速度、初始盐酸浓度、浸出温度、初始液固比和浸出时间对金属浸出率的影响。最终得到最优浸出条件为:H2O2用量0.8mL/g(氧化还原电位为429 mV)、H2O2加入速度1.0 mL/min、初始硫酸浓度1.0 mol/L、初始盐酸浓度1.0 mol/L、浸出温度80°C、初始液固比5:1 mL/g以及浸出时间1.5 h。在此最优条件下,铜冶炼烟尘中的铜和砷能被有效地浸出,剩下的浸出渣可作为一种合适的铅冶炼资源。此时,铜、砷和铁的平均浸出率分别为95.27%、96.82%和46.65%。