砷滤饼的铜砷分离

采用浸出方法使砷滤饼中的铜砷元素进行分离,铜以硫化铜的形式沉淀,砷以砷酸根离子进入溶液中。考察NaCl浓度、Na_2S添加量、液固比、时间及温度等因素对砷滤饼中砷、铜浸出率的影响。得出最优的工艺条件如下:NaCl溶液浓度为20g/L、液固比7:1、Na_2S与砷滤饼质量比3:4、浸出时间4 h、温度80℃、H_2O_2 20 m L。在此最优工艺条件下,砷浸出率高达95.56%,铜浸出率低于0.5%,浸出渣铜含量富集至33.6%。浸出液采用硫酸亚铁沉砷方法,沉砷率可以达到98%,生成的砷酸铁晶体含砷量为32.15%,滤液含砷量为0.23g/L,滤液可以返回浸出过程,实现循环利用。     

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。     

冶炼烟气洗涤污酸废水气液硫化除锌

采用气液硫化法对模拟含锌污酸废水进行处理,考察pH值、H2S气体分压、反应温度、反应时间、Zn~(2+)初始浓度等条件对Zn~(2+)去除效果的影响。在单因素实验的基础上进行五因素五水平的正交实验,并对采用该工艺处理冶炼烟气洗涤污酸废水效果进行验证。研究Zn~(2+)硫化分离的热力学,及其气液反应动力学过程,并对锌沉渣进行分析与表征。结果表明:在最佳工艺条件为模拟溶液初始pH值3、反应时间80 min、温度35℃、H2S气体的体积分数为30%、Zn~(2+)初始浓度100 mg/L时,Zn~(2+)脱除率为99.54%,沉渣主要物相为ZnS,锌的质量分数达63.84%;实际污酸废水锌浓度为569和216.7 mg/L时,去除率分别达到99.79%和99.49%。     

含砷污酸资源化回收铜和砷的新工艺

以含砷污酸为原料,通过中和除杂-沉砷-洗涤-浸出-蒸发结晶-溶解制取三氧化二砷,实现含砷污酸的资源化。结果表明：将污酸中和至pH为2,使污酸的酸度降低;在中和液中加入硫酸铜,控制Cu和As的摩尔比为1.5：1,调节体系pH为8沉淀As,得到亚砷酸铜,As的沉淀率达到97.81%;通过洗涤除杂提高亚砷酸铜中As和Cu的含量;采用10%硫酸溶液,在液固比为5：1条件下浸出亚砷酸铜,所得溶液蒸发结晶得到三氧化二砷与硫酸铜的混合物;用水溶解该混合物后过滤得到硫酸铜溶液及符合 YS/T-99-1997As2O3-3号产品标准的三氧化二砷。     

采用复合盐沉淀法从含砷废水中回收三氧化二砷及复合盐的循环利用

采用复合盐沉淀法处理含砷废水,研究了钙砷比、铜砷比、铁砷比、锌砷比对砷脱除率的影响,并以硫酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度为考察因素,对含砷沉淀渣进行浸出,从浸出液中回收三氧化二砷,同时回用脱砷后母液。结果表明:在n(Ca)/n(As)=1.05、n(Cu)/n(As)=0.45、n(Fe)/n(As)=1.20、n(Zn)/n(As)=1.20的复合盐配比下,处理初始As(Ⅲ)浓度为0.05～9.76 g/L含砷废水时,砷残留浓度均低于14 mg/L,通过增加复合盐用量进行二次脱砷沉淀,滤液中铜、锌、砷浓度在《污水综合排放标准》(GB8978—1996)范围内。在液固比(mL:g)为3:1、浸出时间为0.5 h、浸出温度为25℃、硫酸浓度0.87 mol/L条件下对含砷渣进行浸出,并回收三氧化二砷,可使砷回收率达到72.38%。将回收后母液回用处理初始As(Ⅲ)浓度为50mg/L的含砷废水,可使砷脱除率达83.65%,复合盐利用率可达80%以上,具有生态与经济双重效益。     

湿法炼锌铜砷渣分离提铜及沉砷工艺研究

采用铁粉置换法处理湿法炼锌产生的锌浸渣还原浸出液,产出一种含砷铜渣,以该含砷铜渣为研究对象,利用氧压酸浸缓慢分解含砷铜渣,使其中的铜、锌等溶解进入溶液,同时,砷、铁以臭葱石的形式沉淀为浸出渣,从而将铜的浸出和砷、铁的沉淀在同一反应釜同一过程中完成,有效实现含砷铜渣中有价金属的浸出过程与杂质的沉淀过程在同一过程同步进行。结果表明：在反应温度为135℃、反应时间为4 h、液固体积质量比25 mL/g、硫酸浓度为50 g/L、氧分压500 kPa、铁砷摩尔比为1的条件下,浸出渣中铜含量仅为2.03%,浸出率达到97.72%,砷含量达到26.06%,沉淀率达到95.98%;浸出液中铜的浓度达到20.47 g/L,砷浓度小于0.63 g/L,实现了铜和砷的高效分离,提高了铜金属回收率和资源综合利用率。浸出渣中砷均以臭葱石(FeAsO₄·2H₂O)的形式存在,符合当前的环境友好型发展理念。     

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%。     

含铜砷的铜电解黑泥氧化酸浸-硫化沉淀分离和回收铜

开发从含铜砷的铜电解黑泥中分离和回收铜的湿法冶金新工艺。该工艺包括黑泥氧化酸浸和浸出液中选择性硫化沉铜两个步骤。研究各种工艺参数对铜和砷的浸出和沉淀的影响。在第一阶段中,最佳工艺条件为:初始H2SO4浓度为1.0 mol/L,液固比为10 mL/g,80℃下连续浸出4 h。此条件下铜浸出率可达95.2%,砷浸出率为97.6%。同时,通过Avrami模型成功模拟氧化酸浸过程铜和砷的浸出动力学,发现铜和砷浸出反应的表观活化能分别为33.6和35.1 kJ/mol,表明该浸出过程主要受化学反应和扩散混合控制。在选择性硫化沉淀过程中,最佳工艺条件为:硫与铜摩尔比2.4:1、时间1.5 h、温度25℃。此条件下99.4%的铜以Cu S形式回收,而砷的沉淀率仅0.1%。     

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。     

鼓泡油膜萃取法处理氰化提金废水的新工艺

介绍一种鼓泡油膜萃取法处理氰化提金废水的新方法。结果表明:鼓泡油膜萃取法不仅可回收废水中高浓度的铜,还可经济回收极低浓度的金。废水中铜的脱除率达99%,金的萃取率达99%,氰根脱除率达91.9%。萃余液可返回选矿工艺重复利用,实现含氰废水的零排放。负载有机相经酸性硫脲反萃后可循环使用。采用锌粉置换法回收硫脲反萃余液中的金和铜。锌粉置换渣采用稀酸溶解法可实现金和铜的分离。金的总回收率达98.06%,铜的总回收率达94.74%。锌粉置换后液可制备硫化锌产品,锌回收率达96%。该工艺成本低,绿色环保,具有潜在的应用推广前景。     

含钛高炉渣酸解行为研究

以攀钢含钛高炉渣为研究对象,探讨了盐酸浸出过程中Ti、Al、Mg、Ca、Si等各元素行为。考察了盐酸浓度、反应温度、液固比、粒度等因素对钛富集率及杂质去除率的影响。X射线衍射图显示,含钛高炉渣主要由钙钛矿、镁钙及铝钙复杂硅酸盐物相组成。浸出过程中,硅酸盐中的活性硅逐渐溶解并析出形成H2Si O3,H2Si O3可与水解形成的钛水合物发生共沉淀。试验结果表明:盐酸浓度、温度以及液固比等对钛在渣中的富集有显著影响,共沉淀可促进钛渣水解,提高钛在渣中的富集率。在液固比20∶1、温度80℃的条件下,采用5 mol/L的盐酸,反应90 min后,可将粒度150/75μm的高炉渣中96%左右的钛富集到渣中,获得钛含量超过37%的酸浸渣。     

钢渣改性对污酸除砷的影响

钢渣是一种冶金工业固体废弃物,具有强碱性并富含铁氧化物,对酸性重金属废水处置有着巨大潜力,改性钢渣有望进一步提高除砷效率并应用于污酸除砷。实验研究了酸、碱、盐和热改性对钢渣理化性质和除砷效率的影响,考察了强化氧化对改性钢渣除砷性能的影响规律,分析了除砷后钢渣浸出毒性特性。结果表明:与未改性钢渣相比,改性钢渣除砷性能有所提高,其中酸改性和盐改性钢渣的除砷性能显著提高。针对含砷浓度为4200mg/L的污酸,按照固液比0.04 kg/L加入酸改性钢渣,在氧化剂作用下并在室温振荡反应120 min,处置后污酸残余砷浓度降至88.44mg/L,砷去除效率达到97.89%,除砷后钢渣浸出毒性低于危险废弃物鉴别标准《GB5085.3—2007》限值5mg/L,属于一般固体废弃物,可安全堆存。研究表明:酸改性钢渣能释放大量Ca、Fe离子,通过共沉淀和吸附的作用可将砷去除。钢渣预处理及除砷机制为钢渣两步法处置含砷污酸提供了一种思路。     

某难选金矿加温化学预氧化浸出技术

以某实际含铜金矿为研究对象,在氯盐酸性加温体系下,分析浸出温度、时间、矿物粒度、NaCl浓度、H2SO4浓度、氧气流量等因素对化学预氧化浸出除铜和浸出渣氰化浸金的影响过程.结果表明:在90%矿样粒度小于37 μm、浸出温度95 ℃、初始H2SO4浓度0.75 mol/L、起始NaCl浓度0.7 mol/L、液固比5-1、浸出时间24 h、搅拌速度750 r/min的条件下,可使铜的浸出去除率达到80%以上,预氧化渣金的氰化浸出率达98.23%.     

含砷石灰铁盐渣的理化特性及其浸出行为（英文）

以典型石灰铁盐法处理二种含砷废水产生的污泥(污酸渣和砷酸钙渣)为研究对象,采用ICP-AES、SEM-EDS、XRD、XPS和化学物相分析等检测手段对其化学组成、形貌特征、物相结构及砷的赋存状态进行研究,采用毒性浸出实验和BCR三步连续提取法考察污泥中砷的浸出行为。研究结果表明,污酸渣和砷酸钙渣中砷的含量分别为2.5%和21.2%,主要组成物相为砷酸盐及砷氧化物,均以无定型的颗粒均匀分散或团聚在污泥中。砷的浸出毒性超出TCLP标准规定限值的119和1063倍,浸出率分别为47.66%和50.15%。砷以酸可提取态和可还原态为主,两者共占90%左右,而稳定的残渣态含量相对较低,这是含砷石灰铁盐渣浸出毒性大、环境活性高的直接原因。本研究为含砷石灰铁盐渣无害化处理技术提供了大量有用的基本数据。     

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。     

沉铂钯后液中碲铋的分离与回收工艺

以铜阳极泥处理中的沉铂钯后液为原料,经过氢氧化钠沉淀、酸浸沉淀渣、SO_2还原后,得到碲粉和还原碲后液,在还原碲后液中加入氢氧化钠沉淀后过滤得到氯氧铋,在氯氧铋中加入氢氧化钠溶液脱氯制得氧化铋。结果表明:加入氢氧化钠调节沉铂钯后液pH为6、反应温度20~25℃、反应时间为1 h时,沉铂钯后液中碲和铋沉淀率分别达到99.91%和99.96%;沉铂钯后液得到的沉淀渣混酸浸出适宜条件是3 mol/L盐酸和1.5 mol/L硫酸体积比为2:1,H~+浓度为3 mol/L,反应温度为50℃,反应时间为2 h,铋和碲的浸出率分别为99.93%和98.21%;在富集碲铋的浸出液中通入SO_2还原,当SO_2流量为0.25 L/min、反应温度为70℃、反应时间为50 min时,碲的还原率为96.59%,还原碲粉中碲含量达到79.45%,砷和铋含量仅为0.003%和0.067%(质量分数);在SO_2还原碲后液中加入氢氧化钠调节溶液pH值为2,过滤后得到氯氧铋;在氯氧铋中加入6 mol/L氢氧化钠溶液,当液固比为3:1、反应温度为80℃、反应时间为2 h时,所得氧化铋产物中氧化铋含量达到93.80%。     

有机硅废触体中铜的高效提取及高纯铜制备EI北大核心CSCD

针对有机硅行业生产过程中产生的废触体,提出水浸预处理-氧化酸浸-旋流电积制备高纯铜的工艺。采用单因素实验法,分别考察反应温度、液固比、反应时间等因素对水浸预处理及氧化酸浸效果的影响。结果表明:在反应温度80℃、反应时间30 min、液固比3∶1 mL/g的优化条件下进行水浸预处理,处理后氯、铁的去除率可分别达到93.95%、5.25%,而铜不浸出;在双氧水用量为理论用量的2.0倍、反应温度为30℃、硫酸浓度为1.25 mol/L、液固比为3∶1 mL/g、反应时间为20 min的优化条件下,氧化酸浸过程中铜的浸出率可达93.59%,溶液中铁含量仅为0.25 g/L,且循环浸出时浸出率保持稳定。经循环浸出富集后的硫酸铜浸出液采用旋流电积制备高纯铜,得到的产品形貌平整,铜含量大于99.98%,达到GB/T467—2010的要求。     

中非铜-钴氧化矿两段浸出过程

研究一种非洲铜-钴氧化矿两段浸出过程。采取两段浸出的目的是实现矿石中铜和钴的选择性浸出。第一段主要用硫酸浸出矿石中的铜,第二段用硫酸和还原剂浸出矿石中的钴。第一段浸出的最佳技术条件:矿石粒度小于75μm的比例占89%,硫酸加入量为铜-钴氧化矿质量的13%,液固比为4:1,浸出时间为60 min,温度为常温(25℃);第二段浸出的最佳技术条件:浸铜渣液固比为4:1,温度为65℃,时间为150 min,初始酸浓度为20 g/L,还原剂加入量为理论量的1.5倍。结果表明:两段浸出过程铜和钴的浸出率分别达到97.13%和96.05%。     

氯化铅渣中铜、银和铅的分步浸出回收

采用分步浸出工艺回收铋精炼过程中产生的氯化铅渣中的铜、银和铅,先在低酸条件下浸出铜,与铅银分离,然后通过氨浸分银的方式实现铅与银的分离,用优化方案进行了流程试验。结果表明,在铜浸出阶段,控制反应初始pH为3,加入量为理论耗量1.1倍的硫酸钠,液固比为5:1,75 ℃浸出1.5 h,氯化铅渣浸出渣中铜含量降至0.1%,浸出液中银含量不超过2 mg/L;在银浸出阶段,控制氨水浓度为7%,50 ℃浸出1.5 h,浸出渣中银含量降低至100 g/t;流程试验结果表明工艺具有良好的综合回收效果。     

剩余污泥与人造沸石复合体系去除废水中的钙离子

采用剩余污泥与人造沸石复合体系去除废水中的Ca2 ,考察了各因素对Ca2 去除的影响。结果表明:沸石与废水的固液比是影响Ca2 去除的最关键因素,温度和pH值的影响较大,而反应时间在最初10min内影响显著,之后则影响较小;在25℃,初始pH值8.04条件下,反应1h,Ca2 的去除率随着固液比的增加而增大,初始Ca2 的质量浓度为801.60mg/L时,保持沸石与废水固液比为3:100,Ca2 的去除率达到80.38%,剩余Ca2 仅为157.31mg/L;升高温度对Ca2 去除有促进作用,Ca2 的去除率从20℃时的77.30%增大到45℃时的90.71%;Ca2 去除在最初的50min内吸附达到平衡。人造沸石的红外光谱图表明脱钙过程主要是化学吸附。