难浸砷金精矿的碱性常温常压预氧化

本文提供了1种难浸金精矿的湿法预氧化新工艺,它包括细磨、强化碱浸预氧化、氰化和炭吸附。在螺旋搅拌式塔式磨浸机中,先将目的难浸金精矿细磨至98%<37μm,然后在40%的矿浆质量浓度、11℃的环境温度和0.1MPa的环境压力下强化碱浸24h,NaOH的消耗量为88kg/t矿,仅为相同氧化率条件下将砷硫氧化成砷酸盐和硫酸盐所需理论碱耗量的30%。预氧化完成后经36h的氰化浸出和炭吸附,金的浸出率从预氧化前的24.6%提高到95.4%,金的吸附率99.2%,NaCN的消耗4kg/t矿。整个提金工艺的成本约300元/t矿。     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

含砷金精矿生物预氧化工艺及设备设计

生物预氧化提金工艺是一项处理难浸含砷金矿的新技术,本文通过含砷金精矿生物预氧化工艺及设备设计的阐述,对生物预氧化提金工艺工业化应用做出尝试。     

预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

氧化渣碱浸、预氧化工艺在阿希金矿的探索和应用

在常温和常压的环境中,延长氧化渣碱浸时间,在工业生产中实现冲气预氧化和碱浸同步进行,不仅能使金的浸出率提高近5个百分点,而且还能使氧化渣在氰化过程中的氰化钠耗量减少12.5%,给企业每年节余费用约54万元。     

低品位高钛渣中钛组分制备金红石(英文)

介绍了以70%～75%TiO2的低品位高钛渣为原料制备人造金红石的分离工艺。低品位高钛渣中MgO,FeO,CaO,Al2O3和SiO2进入杂质相,钛组分进入金红石相,金红石相中TiO2品位达到90%～95%,可满足流态化氯化对杂质的要求。1050℃的低温预氧化与1510℃的高温热处理促使渣中分散于各矿物相的钛组分选择性转移并富集于金红石相,金红石相析出与长大,用稀硫酸和稀盐酸实现金红石相的分离。实验结果表明,金红石矿物相平均晶粒度可以达到25μm,通过稀酸选择性浸出改性渣,可以获得95%TiO2品位的人造金红石。     

某微细粒砷黄铁矿包裹金矿的非氰浸出研究

采用非氰浸化剂(石硫合剂)对含金为2.47 g/t的甘肃某微细粒砷黄铁矿包裹金矿进行浸出试验,研究预处理方式和浸出工艺对金浸出率的影响。结果表明,石硫合剂对金的直接搅拌浸出率低于30%,该矿属难浸金矿石;采用边磨边浸-搅拌浸出的方式,浸出率可提升至68.4%;增加碱式预氧化处理,可将金的浸出率进一步提升到80%以上。采用最优的工艺,边磨边碱式预氧化36 h,经石硫合剂搅拌浸出5 h,金的浸出率可达到91.5%。     

含铜金矿的压力氧化浸出及其机理

含铜金矿在氧气分压为o.45 MPa、温度约为110℃条件下于高压釜中氧化一定时间,浸出铜后,渣氰化浸金,获得的铜、金浸出率分别为90.3%和96.55%.通过分析X射线衍射谱及CuFeS2-H2SO4-NaCl-H2O体系在25℃下的ψ-pH图,确定了载金矿物的氧化机理,分析了浸出体系的酸度、温度及氯化钠浓度对含铜金矿预氧化及浸出过程的影响规律.结果表明:硫化矿的氧化溶解首先是磁黄铁矿,其次是铜的次生硫化矿,再次是黄铜矿,最后是黄铁矿;载金黄铜矿的氧化首先是铁从黄铜矿的晶格中氧化溶解出来,生成中间产物CuS2和CuS;较高的酸度和氯化钠浓度有利于单质硫的生成、三价铁的水解和铜的浸出,进而有利于金浸出率的提高.     

预氧化钛铁矿弱还原动力学研究

以钛铁矿为原料制备人造金红石是氯化法钛白生产的重要环节,探求合适的钛铁矿焙烧预处理方法以改善钛铁矿的物相组成和还原过程。这里对钛铁矿的预氧化、还原焙烧过程物相规律影响机理进行了系统研究。其结果如下:对两种典型的热力学稳定(氧化温度:T800℃和T≥800℃)预氧化矿在600~800℃温度范围内弱还原焙烧过程的研究结果表明预氧化矿的弱还原焙烧有两种相互竞争的反应路径。当还原温度高时(如750℃和800℃),预氧化生成的金红石参与还原反应而被消耗。在T800℃和T≥800℃下分别预氧化的钛铁矿都被还原成钛铁矿。当还原温度较低时(如600℃),金红石不参与反应。在T800℃预氧化钛铁矿的赤铁矿被还原为金属Fe和金红石;而在T≥800℃预氧化钛铁矿的假板铁矿被还原为钛铁矿。     

预氧化对Ni3Al合金中温塑性的影响

细晶Ｎｉ－１１．８２Ａｌ－１．０３Ｚｒ－０．１Ｂ合金在空气中１０００℃预氧化１５ｍｉｎ后，由于活性元素Ｚｉ的作用，氧化膜外层形成富Ｎｉ氧化膜，使空气环境下６００℃的动态脆性加剧，真空下６００℃拉伸时，预氧化处理后的细晶试样塑性仅略有降低。     

改性含钛高炉渣中铁、钒和钛的回收

提出两段氧化—碱浸—酸浸工艺来回收改性含钛高炉渣中的铁、钒和钛.较佳的提铁实验条件为一段氧化时间40 s和保温时间8 min,铁的回收率为89.93％.较佳的提钒实验条件为总氧化时间126 s、NaOH浓度4.0 mol/L、浸出温度95℃、浸出时间90 min和碱浸循环次数4,钒的浸出率为92.13％.较佳的提钛实验...     

盐酸浸出机械活化和碳热还原钛铁矿制备纳米二氧化钛(英文)

采用一个新工艺来处理天然钛铁矿并制备高品位的人造金红石纳米颗粒。该工艺主要包括球磨、碳热还原和盐酸浸出步骤。天然钛铁矿通过球磨处理后,颗粒尺寸会大幅度减小;后续的碳热还原会导致高钛渣的形成。在盐酸浸出工序中,重点考察了酸浸时间、温度和酸的浓度对浸出过程的影响。通过优化工艺条件,最后所得到的产品为纯度超过98.0%、颗粒尺寸为10～200nm的TiO2纳米颗粒。     

我国大型原生金红石矿的选矿工艺

介绍了湖北枣阳金红石矿、山西代县碾子沟金红石矿、河南西峡金红石矿、河南方城金红石矿、陕西商南金红石矿、四川会东新山金红石矿及江苏等地榴辉岩型金红石矿的矿石性质及近年来各研究单位对这些地区的矿石进行选矿试验研究的结果。分析指出我国原生金红石矿选矿工艺的特点是：①磨矿细度是影响金红石选别的重要因素，阶段磨矿、擦洗磨矿、添加助磨剂等手段均可有效提高选别效果；②根据原生金红石矿矿物组分及嵌布关系复杂的特点，金红石矿的选别必须采用重选、磁选、浮选、电选、酸洗等组成的联合选矿工艺，才能获得高质量的金红石精矿；③根据原矿品位低的特点，应将选矿工艺分为粗选和精选两阶段进行；④选择高效、无毒的组合捕收剂和调整剂，采用浮选法处理原生金红石矿是今后研究的主攻方向。     

Preparation of Ti-rich material from titanium slag by activation roasting followed by acid leaching

A method of activation roasting followed by acid leaching using titanium slag was introduced to prepare Ti-rich material. The effects of H₃PO₄ dosage, roasting temperature, and roasting time on TiO₂ grade were investigated. A Ti-rich material containing 88.54% TiO₂, 0.42% (CaO+MgO) was obtained when finely ground titanium slag was roasted with 7.5% H₃PO₄ at 1000 °C for 2 h, followed by a two-stage leaching in boiling dilute sulfuric acid for 2 h. The XRD patterns show that the product is titanium dioxide with a rutile structure. Mechanism studies show that structures of anosovite solid solution and silicate minerals are destroyed in the roasting process. As a result, titanium components in titanium slag are transformed into TiO₂ (rutile) while impurities are transformed into acid-soluble phosphate and quartz.     

Leaching and recycling of zinc from liquid waste sediments

The selective leaching and recovery of zinc in a zinciferous sediment from a synthetic wastewater treatment was investigated. The main composition of the sediment includes 6% zinc and other metal elements such as Ca, Fe, Cu, Mg. The effects of sulfuric acid concentration, temperature, leaching time and the liquid-to-solid ratio on the leaching rate of zinc were studied by single factor and orthogonal experiments. The maximum difference of leaching rate between zinc and iron, 89.85%, was obtained by leaching under 170 g/L H2SO4 in liquid-to-solid ratio 4.2 mL/g at 65 ℃ for 1 h, and the leaching rates of zinc and iron were 91.20% and 1.35%, respectively.     

Hydrometallurgical purification of metallurgical grade silicon

The effects of the particle size of ground metallurgical grade silicon (MG-Si), the sort of acids, and the type of stirring on the purified efficiency of MG-Si were investigated. It was found that a particle size less than 0.1 mn was most effective for acid leaching; the extraction yield of impurities was increased by 9% with I-IF leaching compared with HCl leaching and HNO3 leaching, and increased by 7% with ultrasonic stirring compared with mechanical stilting. The principle of hydrometallurgical purification of metallurgical grade silicon under ultrasonic fields was also discussed.     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

废弃SCR脱硝催化剂与废NaCl盐焙烧回收催化剂中的钛、钒、钨（英文）

通过废弃选择性催化还原(SCR)脱硝催化剂与废NaCl盐焙烧,可以将催化剂中的钨和钒与钛分离。在最佳浸出条件下(焙烧温度900℃,焙烧时间3 h,废盐与废催化剂的质量比为0.5,浸出温度80℃,反应时间60 min),钨和钒的浸出率分别达到84.63%和66.42%,同时钛的损失率仅为1.3%。废NaCl盐和焙烧温度可以促进锐钛矿型TiO₂转化为金红石型TiO₂,反应后得到了金红石型TiO₂。金红石型TiO₂中的钛的价态为四价,晶格氧和化学吸附氧分别占57.26%和42.74%。该方法可以同时解决2种废弃物的处置问题。     

Dissolution kinetics of low grade complex copper ore in ammonia-ammonium chloride solution

The leaching kinetics of Tang-dan refractory low grade complex copper ore was investigated in ammonia-ammonium chloride solution. The concentration of ammonia and ammonium chloride, the ore particle size, the solid-to-liquid ratio and the temperature were chosen as parameters in the experiments. The results show that temperature, concentration of ammonia and ammonium chloride have favorable influence on the leaching rate of copper oxide ores. But, leaching rate decreases with increasing particle size and solid-to-liquid ratio. The leaching process is controlled by the diffusion of the lixiviant and the activation energy is determined to be 23.279 kJ/mol. An equation was also proposed to describe the leaching kinetics.     

硫代硫酸盐浸出脱铜阳极泥中金、银和钯的研究

密度泛函计算和热力学分析表明,相较于Au(I)和Ag(I)离子,Pd(II)离子更容易与S2O3^2-发生配位反应,3种元素均可被氨性硫代硫酸盐溶液浸出。脱铜阳极泥中高含量的锡和锑对硫代硫酸盐浸出贵金属无明显影响,但铅以PbO形态存在时会覆盖在贵金属表面抑制浸出。硫代硫酸盐对脱铜阳极泥中贵金属的直接浸出率低;阳极泥先经氢氧化钠预处理去除部分铅后浸出率有所提高;经碳酸盐转化-醋酸预处理可去除阳极泥中93.8%的铅,硫代硫酸盐对金、银和钯的浸出率达到88.0%、93.4%和80.7%。X射线衍射(XRD)和X射线光电子能谱(XPS)分析表明,醋酸预处理后阳极泥颗粒表面没有出现PbO钝化层。