铜冶炼闪速炉烟尘氧化浸出与中和脱砷

介绍了废酸氧化浸出铜冶炼闪速炉烟尘和漫出液中和沉淀砷、铁过程。从化学热力学和实验2方面研究了浸出液中以砷酸铁形式中和沉淀脱砷过程，并对砷酸铁沉淀的稳定性进行了研究。研究结果表明：闪速炉烟尘中铜、砷和铁的浸出率分别可达到83％，92％和30％，浸出液中的铁和砷的量比n（Fe）／n（As）约为1．50；控制适当的pH值中和沉淀砷、铁，可使铜存留于溶液中，而砷以砷酸铁形式进入固相中，从而达到铜、砷分离的目的；不稳定的砷酸铁沉淀物进一步转型后，则可作为无毒稳定渣丢弃。     

硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为

针对硫化锌精矿两段氧压浸出能耗高、锌浸出渣处理产生危废铁渣量大等行业技术难题,提出硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸工艺,利用锌浸出渣中高价铁的载氧体特性促进硫化锌精矿中低价硫化物的高效溶解,同时实现铁酸锌、金属硫化物的强化解离和铁的高效沉淀分离。研究结果表明：添加锌浸出渣可以强化硫化锌精矿的浸出;反应温度和初始酸度是关键影响因素,升高反应温度可显著提高锌浸出率,同时促进Fe³⁺水解沉淀成铁矾,提高酸度可以促进硫化锌精矿的高效溶解,但酸度过高时氧气溶解度降低,将抑制硫化锌精矿的溶解和Fe³⁺水解沉淀。在锌浸出渣与硫化锌精矿质量比为1:3、初始酸度95 g/L、反应温度160℃、液固比7:1、氧压0.8 MPa、搅拌转速800 r/min、反应时间120 min的最优技术条件下,渣计锌浸出率为98.6%,同时溶液中92.69%的铁以铁矾的形式沉淀入渣,浸出终渣主要物相组成为单质硫、黄钾铁矾、黄钠铁矾和赤铁矿,其占比分别为40.00%、39.10%、16.60%和4.30%;浸出液中铁质量浓度仅为1.62 g/L,为浸出液后续提锌创造了有利条件。     

苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘

对苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘进行研究,考察NaOH浓度、O2分压、温度、浸出时间和液固质量比等因素对砷、锑和铅浸出行为的影响。研究结果表明:在火法处理铅阳极泥产出的高砷锑烟尘中,砷、锑的主要物相分别为As2O3和Sb2O3,锑也有少量以Sb2O5存在;在苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘过程中,As(Ⅲ)氧化为溶解度更大的As(Ⅴ)进入溶液,同时Sb(Ⅲ)氧化为Sb(Ⅴ),并形成难溶化合物Sb2O3·2Sb2O5、Pb2Sb2O7和NaSb(OH)6,进入浸出渣中;实验确定的最佳工艺条件为:NaOH质量浓度40 g/L,O2分压2.0 MPa,浸出温度140℃,浸出时间2 h,液固质量比10。在此条件下,As的浸出率可达95%以上,而Sb和Pb的浸出率均小于1.0%。     

高铁闪锌矿精矿加压浸出半工业试验研究

高铁闪锌矿经二段加压浸出，锌浸出率97.09%，铁浸出率15.2%，元素硫产率93%，浸出液残酸3.95g/L，经简单中和、净化，生产合格硫酸锌新液供应锌电积。为了研究比较，闪锌矿经一段加压浸出，锌的浸出率98.09%，铁浸出率37.88%，元素硫产率96%，浸出液残酸高（46.4g/L），可并入现有传统湿法炼锌工艺流程处理。     

铟绵中铟锗镓的综合回收工艺

采用"酸浸-萃铟-萃镓-沉锗"工艺,对铟绵中稀散金属铟锗镓进行了综合回收研究,并优化了各工序工艺参数。研究了在硫酸体系下,铟锗镓浸出率与浸出温度、浸出时间和硫酸初始质量浓度的关系,在浸出温度80℃、浸出时间80 min和硫酸初始质量浓度180 g/L时,铟锗镓浸出效果最好。以30%(体积分数)二-2-乙基己基磷酸(P204)+磺化煤油和10%(体积分数)P204+磺化煤油+1.5%(体积分数)C7-9异氧肟酸(YW100)为有机相,对铟和镓进行萃取,研究了相比(O/A)、混合时间和料液初始pH值对铟萃取率和镓萃取率的影响。研究结果表明:在最佳萃取条件下,即萃取铟相比O/A=1∶1、混合时间5 min和料液初始pH值为0.2时,铟的萃取率最高,为88.5%;萃取镓相比O/A=1∶1、混合时间3 min和料液初始pH值为0.5时,镓的萃取率最高,为77.2%。在单宁沉锗工序中探讨了沉淀温度、pH值、搅拌时间和单宁酸倍数对锗沉淀率的影响,得出沉锗的最佳工艺参数为:用20倍的单宁酸,在沉淀温度70℃、pH值为2.5的条件下搅拌10 min。     

兰坪低品位氧化锌矿NH_3-(NH_4)_2SO_4体系浸出

研究NH3-(NH4)2SO4体系pH、总氨浓度、液固比、温度、矿物粒径、搅拌速度等因素对兰坪低品位氧化锌矿中锌及主要杂质元素浸出行为的影响,并在较低pH和总氨浓度条件下,采用二段逆流浸出工艺对该矿进行处理。实验结果表明:pH、总氨浓度、液固比是影响锌及杂质浸出的主要因素,浸出液中硅、铁、镉、铅等杂质离子的含量都较低。在浸出剂总氨浓度为3 mol/L,pH为9.60,液固比为4,反应时间为4 h的条件下,通过二段逆流浸出工艺处理,锌的浸出率>90%,浸出液pH<9.0,能很好地满足萃取工序的处理要求。     

复杂高硫渣中有价金属的分离工艺

采用煤油脱硫-氯盐浸出-分步水解法对复杂高硫渣中有价金属的分离进行研究.研究反应时间、反应温度、液固比等因素对实验过程的影响.结果表明:在反应温度为95 ℃,反应时间为0.5 h,液固比分别为11-1时进行2次连续煤油脱硫实验,硫的脱除率为98%,脱硫渣中铋和锑富集,其含量约为复杂高硫渣的6倍.在硫酸质量浓度和氯化钠质量浓度均为150 g/L,液固比为10-1,反应温度为65 ℃时,锑的浸出率为96%,铋的浸出率为98%.采用分步水解,在氯盐浸出液中控制pH=0.8水解沉锑;在沉锑后液中控制pH=1.5水解沉铋,锑和铋的沉淀率分别为85.6%和98%.在整个优化工艺条件下,锑的回收率为82%,铋的回收率为96%.     

砷滤饼制备砷酸铜的影响因素及工艺优化

采用氢氧化钠溶液浸出硫化砷滤饼,有效实现As与Cu和Bi等金属的分离,对浸出液经氧化脱硫后配入黑铜泥的酸性浸出液制备砷酸铜.研究结果表明:当NaOH的浓度为1.5mol/L、液固比10∶1、反应温度70℃、反应时间1.5h、搅拌速度为400r/min时,硫化砷滤饼中As的浸出率达到96.56%,Cu浸出率仅为0.12%;经氢氧化钠浸出,浸出渣中Cu、Bi的质量分数分别从原来15.93%和1.96%增加到56.31%和6.92%,使Cu和Bi得到高度富集;所制备的砷酸铜w(Cu)>29.8%,w(As)>26.19%,砷酸铜的结构式为Cu5As4O15.9H2O.     

氨法处理氧化锌矿制取电锌

研究了用氯化铵法直接从氧化锌矿提取电锌的新工艺.该工艺采用氯化铵 氨水溶液作浸出剂,氧化锌矿中的锌以锌氨配合物形式进入浸出液,在浸出锌的同时将杂质砷、锑、铁等除去.研究结果表明:氨溶锌浸出率≥93%;浸液中的As和Sb的质量浓度都低于0.25mg/L,Fe的质量浓度低于0.15mg/L,其他杂质质量浓度低;浸出液经锌粉1次净化除杂后进行电积制取电锌.电锌中Zn的质量分数达99.999%,杂质含量极低,其中Fe的质量分数仅为0.00005%;电流效率高达96.35%,直流电耗为2502kW·h;电解废液经补氨后返回浸取.     

钛白废酸无焙烧直接浸出提钒短流程新工艺及装备研究

钒钛磁铁矿是我国主要提钒资源,广泛地分布于我国的攀枝花、承德地区。以钠化焙烧—水浸为代表的焙烧浸出工艺存在着污染环境、金属回收率不高的问题,目前正被逐步改进。据统计每生产1 t钛白粉就会排出20%的废酸8~10 t,而中国钛白行业年产废硫酸达到600万吨,直接排放将造成严重的环境污染。该报告围绕无焙烧直接加压酸浸提钒技术中的直接加压酸浸、浸出液中有价元素分离、新型加压连续浸出反应器研发、系统内物流循环与利用、浸出渣的综合利用、工艺放大等研究内容进行,通过相关研究取得以下成果:(1)研究并对比了无焙烧常压酸浸、无盐氧化焙烧常压酸浸、无焙烧氧压酸浸3种提钒过程的现象,结果表明:相比无焙烧常压酸浸、无盐氧化焙烧常压酸浸等2个工艺,明显地具有反应快速、高效的特点。(2)采用硫酸体系加压浸出四川攀枝花地区的转炉钒渣,矿物学表明,转炉钒渣中的主要物相为尖晶石相、钛铁矿相以及铁橄榄石。加压浸出过程中,铁橄榄石和尖晶石相逐渐分解,钒、铁被浸出进入浸出液,部分未反应的钛、硅相在浸出渣中富集。(3)对该技术核心加压酸浸过程进行了放大实验研究,对实验室研究结果进行了验证,放大实验研究结果表明:钒的浸出率随着初始酸度的增加而增加,随着液固比的增大而增大。在加压温度150℃,硫酸浓度300 g/L,搅拌转速300 rpm,浸出时间90 min,液固比8∶1的条件下,钒的浸出率可达到99.10%。(4)提钒酸浸液萃取最优工艺条件为:常温,还原剂用量20 g/L、浸出液p H=2.0、有机相组成为20%P2O4,5%TBP,75%磺化煤油、相比(O/A)=1∶1、震荡时间5 min,钒的一级萃取率达到74.49%,Fe的萃取率仅为1.92%。在最优条件下,进行4级错流萃取,钒的总萃取率可达97.89%。以硫酸为反萃液进行反萃,其最优工艺条件为:反萃时间t=4 min、反萃液浓度200 g/L、反萃相比(O/A)=1∶1时,钒的反萃率达到98%以上。     

氯化铵氯化-二酰异羟肟酸萃取法从粉煤灰中提取锗的研究

采用氯化铵氯化—二酰异羟肟酸萃取法从粉煤灰中提取锗.即用氯化铵氯化粉煤灰中的锗,使锗以氯化物的形式挥发富集,用浓度小于6 mol/L的盐酸溶液吸收富集水解GeCl4得到氧化锗.煤灰中锗的氯化适宜条件为向粉煤灰中加入其重量20%的NaHCO3焙烧1 h,往焙砂中加入粉煤灰重量15%的氯化铵,在400℃下焙烧90min,锗的氯化回收率≥81.5%.用1.5%H2SO4(固液质量比为1∶2)进行逆流浸取氯化焙渣中的锗,调节浸出液pH=1.0,以二酰异羟肟酸(DHYA)为萃取剂,异辛醇为溶剂,磺化煤油为稀释剂,在VO/VA=1∶4、CDHYA=0.5mol/Lt、=8 min的条件下进行三级逆流萃取酸浸出液中的锗,锗总萃取率≥99.5%;用2.5 mol/L的NH4F进行二级反萃取锗,反萃率≥99.5%.氯化铵氯化焙烧—DHYA萃取法提取粉煤灰中锗的综合回收率≥95%.     

NH4Cl-NH3-H2O体系浸出氧化锌矿

介绍了氯化铵-氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺.该工艺采用氯化铵-氨水溶液作浸出剂,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去.实验结果表明时间、液固比对锌浸出率影响显著,而温度对锌浸出率影响不大;在综合浸出条件下,锌浸出率大于68%,氨溶锌浸出率大于93.88%(质量分数);胶体吸附除砷、锑效果明显,浸出液中砷、锑质量浓度可降至0.25mg·L     

铜冶炼含砷废水水热臭葱石沉砷及亚稳态铁物相转化行为

以铜冶炼过程所产生的含砷废水为研究对象,研究宏观技术参数对水热臭葱石沉砷及过程亚稳态铁物相的转化影响规律。研究结果表明:适当提高初始Fe与As物质的量比、氧分压以及反应温度,控制初始pH为1,不仅能提高As和Fe的沉淀率,也有利于亚稳态铁物相的分解与转化。延长反应时间可显著降低沉砷渣中S的质量分数,并形成大颗粒臭葱石。在初始Fe与As物质的量比为1.5,初始pH为1,氧分压为0.6 MPa及反应温度为160℃的条件下,As和Fe的沉淀率分别为98.28%与87.89%,获得了以臭葱石为主要物相的沉砷渣,其As,Fe和S的质量分数分别为22.04%,25.58%和3.54%,粒度为18.6μm,比表面积为0.019 m2/g。     

铜和锌离子对水热臭葱石沉砷过程的影响

研究铜和锌离子质量浓度变化对Fe~(2+)氧化,Fe~(3+)与As~(5+)共沉淀形成臭葱石过程的作用机理以及对As和Fe沉淀率、沉砷渣化学组分和物相组成的影响规律。研究结果表明:由于Cu~(2+)/Cu~+离子对的催化作用,亚铁离子氧化速率加快,促进亚稳态碱式硫酸铁水热沉淀反应的发生,当初始Cu~(2+)质量浓度为20 g/L时,As和Fe沉淀率分别为96.9%和74.9%;沉砷渣中Cu主要以类质同象形式取代砷酸铁晶格中的铁形成砷酸铜类复杂化合物。Zn~(2+)质量浓度的增加促进了Fe~(2+)/SO_4~(2-)离子对的氧化,使Fe~(3+)更易达到过饱和状态,导致亚稳态铁矾物相的生成,形成以臭葱石为主并伴有微量铁矾和碱式硫酸铁的聚合体。当初始Zn~(2+)质量浓度为20 g/L时,沉砷渣中As,Fe和S的质量分数分别为23.5%,28.5%和3.7%,其中Zn主要以聚合物的形式包覆在臭葱石表面。     

以废旧锂离子电池为原料制备棒状草酸钴粉末

研究从废旧锂离子电池中回收钴并制备棒状草酸钴粉末的工艺。研究结果表明:该工艺采用H2SO4+Na2S2O3为浸出剂对正极材料浸出,在最优条件即液固比为10:1,H2SO4浓度为2.0 mol/L,Na2S2O3浓度为0.15 mol/L,温度为85℃,浸出时间为120 min时,钴的浸出率达96.5%。浸出液中加入碳酸氢铵调节pH至5.0以除出浸出液中的铝和铜,不经过滤操作直接使用次氯酸钠氧化沉淀铁和锰离子,过滤后滤液中仅含铁0.006 g/L,锰0.004 g/L,而钴的损失率仅为1.2%。滤液使用P507萃取分离钴和镍、锂,在相比为1.5:1.0,平衡pH为4.5,P507的体积分数为25%的条件下,经二级逆流萃取后钴的萃取率为99.4%。使用180 g/L的硫酸为反萃剂,相比为4~5时,钴的回收率达99.9%。反萃液使用草酸铵沉钴,沉钴的最优条件为50℃,终点pH为1.5,C2O42与Co2+摩尔比n(C2O42):n(Co2+)=1.15:1。经SEM分析,沉淀而得的钴产品为形貌良好的棒状草酸钴。整个流程方法简便,废旧锂离子电池中钴回收率达到95%,草酸钴中钴含量达31.1%,符合工业要求。     

锗烟尘中氧化锌浸出过程动力学研究

对锗烟尘中氧化锌酸浸的动力学和反应机制进行了研究。结果表明,锗烟尘中氧化锌酸浸属于生成固体产物层的“未反应核缩减型”模型,动力学方程遵从1—2α／3-(1-α)^2／3=kt,锗烟尘中氧化锌酸浸的反应为一级反应,其表现活化能11．442kJ／mol,浸出过程为扩散步骤所控制。提高酸的浓度、温度、搅拌强度均可加快锌浸出速度,提高浸出率。     

铜渣氯浸渣中有价元素分离富集工艺

用Na2S浸出-SO2沉淀法对金川公司铜渣氯浸渣中有价元素的分离和富集进行了研究,分析了浸出温度、Na2S浓度,Na2S与S0的摩尔比及浸出时间对浸出过程的影响.研究结果表明,在Na2S浓度为0.5 mol/L,Na2S与S0的摩尔比为1:4,温度为25 ℃,浸出时间为60 min的条件下,平均渣率为26.52%,贵金属平均浸出率为10.63%,浸出渣中贵金属含量为原渣的3.96倍;向浸出液中通入SO2,元素硫从浸出液中析出,元素硫的纯度可达99.08%,回收率达54.6%～74.19%.     

砷碱渣中砷锑碱梯级分离及金属砷回收工艺

针对当前砷碱渣处理过程砷碱分离效果差、分离的砷酸钠或钙砷渣安全处置难等问题,提出“水浸-水热沉砷-碳热还原”回收金属砷新工艺。以湖南某冶炼厂砷碱渣为对象,开展砷碱渣水浸砷锑分离、氧化钙水热沉砷砷碱分离、沉砷渣碳热还原回收金属砷等环节的工艺研究。研究结果表明：在浸出时间30 min、液固比3:1、浸出温度45℃、搅拌速度600 r/min的水浸条件下,砷、锑浸出率分别为95.3%和1.6%。在初始pH=11、水热温度180℃、反应时间6 h、Ca/As物质的量比为24:1的水热沉砷条件下,沉砷率达95.3%,沉砷渣主要为碳酸钙、氢氧化钙和砷酸钙。在碳粉添加量10%、温度1 000℃、还原时间3 h条件下,砷挥发率为93.1%,挥发产物砷质量分数达92.0%。砷碱渣“水浸-水热沉砷-碳热还原”新工艺,具有可实现砷锑碱梯级分离、砷以无毒的单质砷回收、沉砷剂氧化钙可循环使用、全流程未引入难处理的阴阳离子等优点。     

铁矾渣微波硫酸化焙烧水浸液的深度除铁

采用微波低温硫酸化焙烧-水浸和针铁矿除铁方法将Zn、Cu等富集到浸出液中,Pb和Ag富集到浸出渣中,使有价金属得到清洁的回收利用.研究了上述工艺中浸出液除铁的优化工艺条件,探究了反应体系的pH值、浸出液单次滴加量、浸出液的铁含量等因素对除铁效果的影响,并采用X射线衍射分析、扫描电子显微镜观察等手段对得到的沉淀渣进行了表征.研究获得的优化实验条件为：以200 mL的0.01 mol·L-1 ZnSO4溶液为底液,晶种添加量为20 g·L-1,除铁体系pH值控制在3左右,温度90℃,每隔5 min滴加3 mL水浸液(保持反应体系中铁的浓度<1 g·L-1).在此条件下,除铁后溶液残铁量仅为0.065 g·L-1,去除率可达99.3%,达到了深度除铁效果.除铁过程中,Zn的损失率仅为4.1%.     

黄钾铁矾渣浸出液还原和深度净化

以热酸直接浸出黄钾铁矾渣的浸出液为原料,采用单因素法对浸出液还原、硫化沉淀除隔和氟化沉淀除钙除镁的工艺进行研究.浸出液还原实验结果表明:在反应温度80℃,时间2 h,搅拌速度150~200 r/min,铁粉加入量为理论量1.15倍的条件下,浸出液中Fe3+全部被还原,铁锌比接近低功耗锰锌铁氧体的理论配方,杂质Cu2+的质量浓度降到1 mg/L,去除率在99%以上,Cd2+的去除率为17%.硫化沉淀除隔实验结果表明:浸出液还原反应完成后,直接在其中加入理论量1.4倍的(NH4)2S,反应时间为30 min,溶液中杂质Cd2+的质量浓度降到1 mg/L以下,去除率在98%以上.氟化沉淀除钙除镁综合实验研究中,溶液中Mg2+、Ca2+的除去率分别为96.73%和76.67%.