碱法回收铜渣氯浸渣中的硫

以铜渣氯浸渣为研究对象,氢氧化钠和稀酸为反应剂,氧为氧化剂,采用碱法回收铜渣氯浸渣中的硫,在高效回收硫的同时实现渣中Ni、Co等贵金属的富集.研究氢氧化钠物质量浓度、反应温度、反应时间及液固比对硫回收率的影响,采用电感耦合等离子光谱发生仪对产物进行检测分析.结果表明:最佳反应条件为氢氧化钠物质的量浓度1.67mol/L,温度80℃,液固比9∶1,反应时间30min,搅拌速度400r/min;该条件下硫的回收率为96.1%,纯度为99.3%.     

一水硬铝石赤泥钙化转型过程的实验研究

针对拜耳法生产氧化铝过程中排放的高碱性赤泥无法大规模处理这一世界性难题,提出了钙化-碳化法处理赤泥新工艺.首先将赤泥进行钙化转型,脱去其中的碱;再将转型后的钙化赤泥与CO₂反应,回收赤泥中的氧化铝.并考察了温度、钙硅比及液固比等重要条件对赤泥钙化转型过程的影响.实验表明,一水硬铝石赤泥适宜的钙化条件为:温度160℃,钙硅物质的量比2.5∶1,液固比3∶1.钙化转型后,赤泥中的w(Na₂O)由6.70%降至0.35%.XRD分析表明,赤泥经钙化转型后原先含碱的物相消失,钙化过程产生的主要物相为水化石榴石.     

从黄铜矿酸浸渣中回收硫磺的工艺研究

对黄铜矿酸浸渣中硫磺回收工艺进行研究,分析了浸取温度、反应时间、液固比、热分解温度、热分解时间等因素对硫磺回收率的影响.实验结果表明,在(NH4)2S浓度为2.0 mol/L、溶硫温度30℃、反应时间60 min、液固比8∶1、热分解温度90℃、时间90 min的条件下,采用硫化铵法回收硫磺,溶硫率达到96%左右,热分解提硫率达到94%以上.     

从铜渣氯浸渣中回收元素硫的工艺研究

用（NH4）2S法对铜渣氯浸渣中元素硫的回收进行了研究,分析了溶硫温度、溶硫时间、液固比、热分解温度、热分解时间等因素对硫回收率及贵金属溶浸率的影响.结果表明：在（NH4）2S浓度为2.5 mol/L、溶硫温度30℃、时间60 min、液固比6：1、热分解温度95℃、时间90 min的条件下,溶硫率达到96%以上,热分解提硫率达到94%左右,贵金属的溶浸率平均10.84%.     

从硫化锌氧压酸浸渣中提取硫磺的工艺研究

采用硫化铵法从硫化锌氧压酸浸渣中回收单质硫,分别考察了在浸出过程中硫化铵浓度、浸出时间、液固比与浸出温度对硫浸出率的影响和蒸馏过程中蒸馏温度与保温时间对硫析出率的影响,从而得到回收硫磺的最佳工艺参数:硫化铵浓度2.5 mol/L,浸出时间10 min,液固比6:1,浸出温度25℃;蒸馏温度90℃,蒸馏保温时间30 min。在此工艺条件下进行全工艺条件实验,结果表明硫磺回收率在95.8%以上,硫磺纯度在99.16%以上且质量符合GB/T 2449—2006工业硫磺合格品标准。     

富硅软锰矿强磁选-碱浸脱硅工艺

对硅锰质量比为3.5:1的富硅软锰矿采用强磁选-碱浸工艺脱硅,通过单因素和正交试验研究强磁选试验中磨矿细度和磁场强度,碱浸试验中反应温度、反应时间、NaOH浓度和液固比对硅脱除率的影响,利用"减缩核模型"研究碱浸过程中反应温度对硅脱除率影响的动力学,并得到相应的动力学方程。研究结果表明:在矿石入选粒度为小于74μm占75%、磁场强度为1273.2kA/m、碱浸反应温度为120℃、反应时间为5.5h、NaOH浓度为16mol/L、液固比(mL/g)为5:1的条件下,得到碱浸渣中硅锰质量比为0.3:1,硅脱除率为81%。碱浸过程受化学反应控制,表观反应活化能为67.77kJ/mol。     

锰矿浸渣中可溶锰离子的稳定化处理研究

为了解决日益严重的锰矿浸渣污染问题,采用在锰矿浸渣中添加硅酸钠为固化剂,研究锰矿浸渣中可溶锰离子的稳定化效果。通过正交实验和单因素实验,考察了反应温度、反应时间、液固比、p H值、硅酸钠添加量等因素对可溶锰离子稳定化效果的影响。结果表明:硅酸钠的用量对可溶锰离子稳定化效果的影响最大,较适宜的稳定化条件为:反应温度30℃,反应时间15 min,液固比5∶1,p H值8,硅酸钠用量0.5 g。在此条件下,20.00 g锰矿浸渣中的可溶锰离子固化率达96.80%,通过浸出毒性测试得到滤液中锰残余浓度为0.99 mg/L,完全符合GB8978-96《污水综合排放标准》。     

制备高纯硅所用的碳化稻壳粉的净化研究

研究了碳化稻壳(CRH)的酸浸除杂、超声酸浸除杂,考察了盐酸浓度、酸浸时间、酸浸温度、酸浸液固比和搅拌速度对除杂效果的影响.得到最佳工艺为:CRH粒度在75μm以下、盐酸质量分数为5%、反应时间3h、水浴温度60℃、浸出液固比14∶1、搅拌速度60r/min.在此最佳工艺条件下,CRH中金属元素的总去除率达96.41%、非金属元素的总去除率达66.68%.实验同时也探讨了超声场作用下酸浸时间对杂质去除效果的影响,最终金属元素的总去除率和非金属元素的总去除率分别达到了99.07%和71.77%.     

利用工业废盐酸与低品位菱锰矿生产氯化锰的试验研究

介绍了以工业废盐酸和低品位菱锰矿为原料制取氯化锰的工艺研究.通过对酸浸过程的理论与试验研究,讨论了各种因素对锰浸出率及产品质量的影响,得出最佳工艺条件.试验结果表明,在反应温度为80℃、液固比2.5:1、酸的过量系数1.3、时间60min条件下锰浸出率为90%左右,氯化锰产品质量符合HG/T 3816-2006标准要求.     

无焙烧钛白废酸氧压浸出转炉钒渣研究

采用无焙烧直接加压酸浸工艺,以钛白废酸为浸出剂,转炉钒渣为原料进行浸出提钒实验研究.热力学分析表明:可溶性含钒离子在酸性溶液中能够稳定存在.根据浸出实验得出:初始酸浓度是影响酸浸过程的重要因素,在初始酸质量浓度为250g·L-1,反应温度150℃,反应时间40min,液固比12∶1,氧分压02MPa的条件下,钒的浸出率为9851%.不同条件下的浸出渣XRD图谱表明:在钒浸出率增大的过程中,含钒尖晶石相逐渐消失,钛铁矿相发生转化形成锐钛矿相在浸出渣中富集.     

不同钙化剂对高钒渣酸浸提钒的影响

针对传统钒渣钠化焙烧-水浸提钒工艺的不足,确定对钒渣钙化焙烧-酸浸提钒进行研究。在理论分析的基础上,本研究以高钒渣为原料,研究了钙化焙烧-酸浸提钒过程中3种钙化剂(CaSO4、CaCO3、CaO)的焙烧机理以及对提钒效果的影响。研究结果表明:钒浸出率随焙烧温度的升高先增大后减小,且在1 450K时达到最大值;钙化剂配比为100%CaSO4时提钒率最大;在目前实验室研究条件下,钒的浸出率最大可达93.53%。     

漂浮阳极泥中铋的提取与三氧化二铋的制备

漂浮阳极泥经过盐酸浸出、稀释水解、氢氧化钠中和得到氯氧铋,氯氧铋经过氢氧化钠转化制备得到三氧化二铋.当盐酸浓度为6mol/L,固液比为1∶5,反应温度为80℃,反应时间为1h时,漂浮阳极泥中锑和铋浸出率分别达到99.17％和99.08％.当稀释比为8∶1时,盐酸浸出液中锑水解率为98.13％,铋水解率仅为8.8％.稀释后液中加入氢氧化钠溶液,当pH为1.5时,铋水解率达到99.5％,水解产物氯氧铋(BiOCl)中铋、氧、氯的质量分数分别为54.23％,19.30％和14.61％.氯氧铋再次经过盐酸浸出,稀释水解,氢氧化钠沉淀得到氯氧铋.除杂后氯氧铋经过硫酸洗涤、氢氧化钠转化,当氢氧化钠浓度为6mol/L,液固比为3∶1,反应温度为80℃时,反应2h后过滤,用0.5mol/L盐酸洗涤得到形貌为纤维状、晶型为单斜的α-Bi2O3,氧化铋纯度达到99.81％.     

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%.     

高铝粉煤灰拜耳法溶出渣碱回收

针对高铝粉煤灰拜耳法溶出渣进行了脱碱工艺研究,考察了［n(C)/n(S)］(CaO与SiO₂物质的量比)、反应温度、反应时间、液固比及体系碱浓度等对脱碱的影响,同时考察了脱碱过程对氧化铝溶出率的影响.结果表明:添加石灰的方式可以实现高铝粉煤灰拜耳法溶出渣中氧化钠的脱除,并回收部分氧化铝;反应温度对氧化钠和氧化铝回收率均造成显著影响,而［n(C)/n(S)］仅对氧化钠的溶出率影响较大;在温度260℃、氧化钠质量浓度小于80g/L、液固比4、［n(C)/n(S)］为1.8、反应时间2h条件下,脱碱率为91.2%,氧化铝回收率为28.0%;拜耳渣脱碱过程物相由水合铝硅酸钠向水化石榴石及铁水化石榴石转变.     

盐酸体系中二氧化锰浸出方铅矿的研究

在盐酸溶液中,用二氧化锰浸出方铅矿精矿制备氯化铅,并考察操作参数对铅浸出率的影响。研究结果表明盐酸体系中二氧化锰浸出方铅矿的最佳操作条件如下:搅拌速率为500 r/min,反应体系中总液体与总固体质量比为10,二氧化锰与方铅矿精矿质量比为1.3,反应时间为60 min,反应温度为80℃,盐酸浓度为3 mol/L,氯化钠质量浓度为250 g/L;在此最佳操作条件下,方铅矿精矿中的铅浸出率在99.5%以上,氯化铅产物纯度在99.6%以上。     

难处理金精矿的加压氧化一氯化浸出实验

采用加压氧化法对国内某难处理金精矿进行预处理,考察了反应温度、精矿粒度、氧分压、初酸浓度、反应时间对金精矿脱硫率和金浸出率的影响.利用XRD,XRF,SEM,EDX技术对金精矿原矿及浸出渣进行分析表征,实验结果表明,在反应温度180℃,精矿粒度-0.075～+0.061 mm,氧分压0.8 MPa,初酸质量浓度60 g...     

硫酸中香蕉皮还原低品位锰矿的浸出行为及动力学模型

Manganese was leached from a low-grade manganese ore (LGMO) using banana peel as the reductant in a dilute sulfuric acid medium. The effects of banana peel amount, H₂SO₄ concentration, reaction temperature, and time on Mn leaching from the complex LGMO were studied. A leaching efficiency of ~98% was achieved at a leaching time of 2 h, banana peel amount of 4 g, leaching temperature of 120°C, manganese ore amount of 5 g, and sulfuric acid concentration of 15vol%. The phase, microstructural, and chemical analyses of LGMO samples before and after the leaching process confirmed the successful leaching of manganese. Furthermore, the leaching process followed the shrinking core model and the leaching rate was controlled by a surface chemical reaction (1 ? (1 ? x)1/3 = kt) mechanism with an apparent activation energy of 40.19 kJ·mol?1.     

黑铜泥综合回收工艺研究

以黑铜泥为原料,分别以硫化钠浸出法、酸浸法、碱浸-硫浸联合法进行黑铜泥综合回收的实验研究.结果表明:硫化钠浸出法与酸浸法均不易实现黑铜泥中Cu、As、Sb的有效分离,而碱浸-硫浸联合法的分离效果较好,在NaOH物质的量浓度1mol/L、液固比为10∶1、反应时间为6h、温度80℃的条件下,黑铜泥中As的浸出率为92%,Cu、Sb的浸出率均低于3%.碱浸渣中的As、Sb采用硫化钠浸出,对硫浸液进行氧化处理可获得砷酸钠和锑酸钠产品.     

斑铜矿在酸性溶液中的浸出动力学行为

以斑铜矿为研究对象,在H₂SO₄酸性体系中,以NaS₂O₈为氧化剂,详细考察浸出时间、温度、矿物尺寸、液固比、H₂SO₄浓度和NaS₂O₈浓度对铜浸出率的影响.浸出行为表明,斑铜矿浸出动力学行为符合固体膜层的界面传质和扩散的混合控制,表观反应活化能为33.97 kJ/mol,浸出动力学方程为（ln(1-x)）/3-1+(1-x)^-1/3=k_mt.