超声辅助碱浸铜冶炼烟灰中铜砷分离

采用超声辅助Na₂S-NaOH浸取体系对铜冶炼烟灰进行研究,在NaOH、Na₂S与烟灰质量比0.4：1,液固比20：1,反应温度75℃,反应时间5 min,超声功率80 W,搅拌速率400 r·min^-1条件下,As浸出率为88.81%,Cu浸出率为0.025%,实现了Cu和As的有效分离。采用该方法处理后,与单独碱浸相比,As浸出率提高9.21%,烟灰中As含量由0.85%降至0.58%,Cu含量由2.21%增至2.30%,且As浸出毒性浓度由12.66 mg·L^-1降至2.84 mg·L^-1,为烟灰的资源化利用创造了条件。超声辅助碱浸除砷动力学满足收缩核混合反应控制模型,表观活化能0.114 kJ·mol^-1。XRD、XPS和重金属形态分析结果表明,超声空化作用可使As（Ⅲ）氧化为As（Ⅴ）,有利于As浸出,故超声过程强化有利于Cu和As在碱浸体系中的选择性分离。     

氨浸-草酸盐沉淀法回收废弃线路板中金属铜的工艺研究

采用氨浸-草酸盐沉淀法回收废弃线路板中的金属铜,考察了氨水浓度、NH₄Cl溶液浓度、液固比、反应温度和时间对铜浸出率的影响。结果表明,最佳工艺条件为:氨水浓度10%、NH₄Cl溶液浓度1.5 mol/L、液固比10∶1、反应温度60 ℃、反应时间3 h,在此工艺条件下,铜浸出率高达99.25%。在铜的富集过程中,调节溶液pH值至1.5,60 ℃下反应30 min,铜沉淀率达到了98.15%。     

湘西石煤中钒的氧化浸出动力学

在石煤提钒酸浸过程中加入助浸剂硝酸钠,研究了石煤氧化浸出机理。单因素和正交试验结果表明,在浸出温度95 ℃、固液比1∶2、硫酸用量27%、浸出时间11 h、搅拌速度600 r/min、硝酸钠用量1%时,钒浸出率为93.04%。直接酸浸和氧化酸浸动力学研究表明,直接酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为70.41 kJ/mol;氧化酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为47.43 kJ/mol。氧化酸浸可以降低活化能,有利于石煤中钒的浸出。     

锌冶炼铜烟灰中铟氧化浸出研究

以锌冶炼过程中的铜烟灰为原料,研究了硫酸浸出含铟铜烟灰过程中硫酸浓度、硫酸用量、浸出温度、浸出时间、氧化剂高锰酸钾用量等因素对铟浸出效果的影响。结果表明,当硫酸浓度300 g/L、液固比6 mL/g、反应温度90 ℃、反应时间5 h、高锰酸钾添加量0.3%时,铜烟灰中铟浸出率为65.73%。     

伊利石型含钒石煤空白焙烧—酸浸提钒试验研究

为研究伊利石型含钒石煤空白焙烧-酸浸提钒工艺的可行性,以陕西商洛地区某伊利石型石煤钒矿为研究对象,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧粒度及浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比对钒浸出率的影响。试验结果表明：焙烧温度对钒的浸出率有显著影响,主要因为在一定的焙烧温度下,焙烧能有效破坏伊利石矿物晶体结构,使释放出来的低价钒氧化成高价态含钒化合物。对于850℃条件下空白焙烧后的石煤原料,在低酸(浓度为5%)、浸出温度90℃、浸出时间2小时、液固比4：1的条件下,钒浸出率可达72.43%,这表明对伊利石型含钒石煤进行空白焙烧提钒是可行的。浸渣样品的SEM分析结果表明,石煤焙烧过程中对钒发生的“铁束缚-硅包裹”和部分未从伊利石中释放的钒是造成钒损失的主要原因。     

煤炭地下气化特征污染物迁移行为探测

煤炭地下气化潜在的地下水污染风险,是煤炭地下气化产业化的关键技术及瓶颈技术。采用直接钻探法对我国首个钻孔式地下气化炉进行了燃空区探测,并对不同气化区域的煤、岩、半焦、灰渣样品进行了取样。开展了探测样品的浸出实验,研究了浸出液中特征气化污染物及污染指标挥发酚、氨氮及COD的迁移范围及迁移特征,探讨了污染物的迁移路径。研究结果表明,特征污染物的迁移主要发生在中心气化区内,挥发酚及氨气在煤层顶板内发生了垂直向上的迁移,煤层顶板垮落带及裂隙带是污染物迁移的主要通道。污染物向底板岩层渗透迁移的倾向极低。在气化边界区域,煤层顶板内没有形成污染物迁移通道,未发现污染物向围岩的迁移。气化煤田的科学选址是煤炭地下气化地下水污染防治的重要环节。     

四川某低品位金矿非氰浸出试验研究

对金品位为1.55 g/t的氧化矿采用非氰药剂进行浸金的工艺流程,考察了磨矿细度、药剂DZC浓度和浸出时间对金浸出率的影响。确定该金矿适宜的非氰浸出条件:磨矿细度-74μm含量占69.90%、石灰用量4 000g/t、矿浆液固比为2∶1、浸出药剂DZC浓度0.08%、浸出时间8 h,可获得金的浸出率为93.33%的良好指标。表明该氧化金矿在常温常压下,采用非氰浸出工艺是可行的。     

基于硫酸铵+硫酸混合助剂的石煤焙烧─酸浸提钒

为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。     

Kinetics of zinc sulfide concentrate direct leaching in pilot plant scale and development of semi-empirical model

The direct leaching kinetics of an iron-poor zinc sulfide concentrate in the tubular reactor was examined. All tests were carried out in the pilot plant. To allow the execution of hydrostatic pressure condition, the slurry with ferrous sulfate and sulfuric acid solution was filled into a vertical tube (9 m in height) and air was blown from the bottom of the reactor. The effects of initial acid concentration, temperature, particle size, initial zinc sulfate concentration, pulp density and the concentration of Fe on the leaching kinetics were investigated. Results of the kinetic analysis indicate that direct leaching of zinc sulfide concentrate follows shrinking core model (SCM). This process was controlled by a chemical reaction with the apparent activation energy of 49.7 kJ/mol. Furthermore, a semi-empirical equation is obtained, showing that the order of the iron, sulfuric acid and zinc sulfate concentrations and particle radius are 0.982, 0.189, ?0.097 and ?0.992, respectively. Analysis of the unreacted and reacted sulfide particles by SEM–EDS shows that insensitive agitation in the reactor causes detachment of the sulfur layer from the particles surface in lower than 60% Zn conversion and lixiviant in the face with sphalerite particles.