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％.     

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%.     

以高砷精炼铋烟尘为原料制备高纯氯氧化锑

以高砷精炼铋烟尘为原料,采用盐酸浸出、锑粉还原、水解、盐酸溶解、除杂、水解工艺制备高纯氯氧化锑。盐酸浸出高砷精炼铋烟尘,当盐酸溶液与精炼铋烟尘液固比为3：1、反应时间为4 h、反应温度为80℃、盐酸用量为1.2倍理论用量时,Sb,As,Bi和Pb浸出率分别为99.50％,92.79％,95.12％和85.34％;在盐酸浸出液中加入锑粉还原后水解,当水解温度为20℃、水解时间为1 h、稀释比为10：1时,Sb3+水解率达到98.25％;水解产物经盐酸溶解后加入除杂剂,反应1 h后进行二次水解,经过滤、洗涤、烘干所得产品;产品中Sb质量分数达到75.71％,而杂质As,Pb和Bi的质量分数分别为0.081 9％,0.039 2％和0.118 7％。产品为粒度均匀的菱形颗粒,其化学式为SB4O5Cl2。     

全湿法处理回收银锌渣中有价金属

对采用NaClO3 NaCl HCl体系浸出Bi等贱金属,全湿法处理银锌渣回收有价金属的工艺进行了研究.研究结果表明:当浸出温度为70～80℃,液固比为8～10,NaClO3质量为10～15g,NaCl质量为60g,浓盐酸体积为80～120mL,浸出时间为4～5h时,Bi浸出率可达99%;浸Bi液用废铁皮置换可得Bi含量达86%的粗海绵铋,将浸铋液水解可得纯度为99%的氯氧铋;浸Bi后,余渣中银含量达到70%,金含量达到1%,金和银高度富集于浸出渣中.     

AC法处理高锑低银类铅阳极泥--铜和铋的回收

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋,综合回收了铜、铋、锑,并使其得到了较大程度的分离,Cu,Bi和Sb的置换率分别为99.75%,96.74%和99.45%;置换渣含铜53.73%,含铋20.79%.用硫酸浸铜法,实现了铜 锑、铜 铋的有效分离,最终铜以硫酸铜产出,品位为93.74%～96.21%,Fe含量为1.13%～1.47%,回收率为93.33%;用稀盐酸浸出铋 锑渣,铋以含Bi69.70%的铋精矿产出,直收率及总回收率分别为90.87%和94.73%,此外还产出Sb含量为36.21%的锑渣,返回氯化浸出过程,总回收率为94.06%.     

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%.     

锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究

对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件.试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5 mol/L、液固比6∶1、时间10 min的浸出条件下,硫浸出率达98.66％,汞在渣中的富集率为93.8％,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90 min的条件下,硫磺回收率在98％左右,硫磺纯度符合GB/T 2449-2006工业硫磺一等品标准；硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76％.     

NaOH-Na_2S熔盐法处理分银渣

采用NaOH-Na2S熔盐体系处理分银渣,并对熔炼过程进行研究,考察碱渣比、盐渣比、熔炼温度和熔炼时间对金属元素锑、锡、砷的分离以及对铅、铋、金、银富集效果的影响。研究结果表明:熔炼的优化条件为:碱渣比和盐渣比分别为0.4和2.0,熔炼温度500℃、熔炼时间60 min。在此优化条件下,熔炼产物经浸出后,金属元素锑、锡和砷浸出率分别达到87.7%,95.5%和63.0%,铅、铋、金和银不浸出,富集到浸出渣中。     

热酸浸出黄钠铁矾渣工艺

以黄钠铁矾渣为原料,研究硫酸浸出过程的工艺条件,分析浸出过程的热力学和动力学机理.实验结果表明,在液固比为5∶1,搅拌速率为350 r/min条件下,浸出黄钠铁矾渣的最佳工艺条件为:硫酸质量浓度为225 g/L,反应温度为95 ℃,反应时间为2.5 h,该条件下多组实验的渣中Fe、Zn浸出率均大于96%.黄钠铁矾渣硫酸浸出过程在动力学上属于收缩核模型,受化学反应控制.     

三相流态化浸出锑精炼渣的研究

本文对锑精炼渣进行了三相流态化浸出的小型及扩大试验研究,探讨了锑精炼渣水浸分离砷锑的控制环节。考察了锑精炼渣浆的流变特性,讨论了温度、粒度、时间液固比等因素对浸出过程的影响。小型及扩大试验均表明,在常温和液固比为2.0的条件下浸出30min,砷浸出率可达97%。三相流态化浸出可在低液固比下进行,能强化浸出过程,缩短浸出时间。     

从碱性炼铋渣中选择性浸出钠盐和钼

采用常温和较高温分阶段浸出铋精矿低温碱性熔炼渣.研究结果表明:Na2S2O3和Mo主要进入常温浸出液中,而Na2CO3主要进入热浸液中.在温度为300K,液固比为0.75及时间为1h的条件下,进行两段逆流循环浸出后,Mo和Na2S2O3的浸出率分别为82.28％和75.03％,而Na2CO3的浸出率仅为33.13％;常温浸液中n(S2O32-)/n(CO32-)为1.97,实现了Na2S2O3和Na2CO3的初步分离;在温度为313～363 K,液固比不小于l,时间为lh的条件下进行热水浸出,Na2CO3,Na2S2O3及Mo的热浸率分别为94.0％,94.3％和69.0％;它们的两段总浸出率分别为95.99％,98.58％及94.51％.     

NaPO3 用于粗锑火法精炼过程除铅

针对传统粗锑精炼工艺中除铅的难题,提出用NaPO3 作为除铅剂,生成磷酸盐渣浮于锑液表面除去的方法. 用热重-差热法和X射线衍射技术研究反应机理并进行粗锑除铅的条件实验. 研究发现,PbO与NaPO3 在590℃时即开始吸热反应,在850℃以下主要形成NaPb4 ( PO4 ) 3 ,而在850℃以上主要形成NaPbPO4 ,反应彻底. PbO、Sb2 O3 和NaPO3 混合物的反应表明:在NaPO3 量不足时,优先与PbO反应,只有当NaPO3 足量时才会与Sb2 O3 生成锑的非晶态玻璃. 用NaNO3 作为氧化剂,在氮气保护下进行了除铅单因素实验,考察反应时间和温度、NaPO3 和NaNO3 加入量对结果的影响. 在最优条件下精锑含铅0. 047%,除铅率98. 90%.     

黄钾铁矾法炼锌矿渣中锌的提取条件试验

传统湿法分析过程中采用两段或多段浸出的流程,存在浸出率低的问题.该文研究对国内某厂黄钾铁矾法炼锌所产生的矿渣进行了浸出试验,采用浓硫酸浸出其中的锌,浸出条件为:液固比4:1,浸出温度160℃,时间6h.最后锌的浸出率达98%以上,达到预期要求,操作更简单,对现实很有指导意义和参考价值.     

微波辐射加热下高炉铝酸钙炉渣的浸出性能

研究了微波辐射加热条件下高炉铝酸钙渣的浸出过程·考察了微波辐射加热下,微波辐射功率、浸出用液的Na2OC质量浓度、液固比等对炉渣浸出反应的影响,并与传统加热浸出进行了比较·结果表明,氧化铝浸出率和反应体系的温度随着微波辐射功率的提高而增加·在温度未达到溶液沸点之前,反应体系为非恒温反应过程·微波辐射浸出与传统加热浸出相比较,微波辐射加热下炉渣中氧化铝浸出速率较传统加热方式浸出快得多,在氧化铝浸出率相同的前提下,微波浸出可降低浸出用液的Na2OC质量浓度,缩短浸出时间·     

氟碳铈精矿钙化转型渣酸浸研究

提出了氟碳铈精矿钙化转型预处理-酸浸提取稀土的新思路.首先采用高压DSC技术考察了钙化转型渣酸浸动力学,结果表明:钙化转型渣浸出30℃室温条件下即可进行,反应的表观活化能为0.014 k J/mol、反应级数为0.11.然后系统研究了盐酸浓度、酸浸温度、酸浸时间、液固比等对浸出效果的影响,钙化转型渣合适的酸浸条件为:酸浸温度80℃,盐酸浓度1 mol·L-1,酸浸时间30 min,液固比15∶1.     

硫化锑精矿湿法清洁冶金新工艺

研究硫化锑精矿的浸出—净化—电积的闭路循环实验。考察温度、添加剂种类及浓度、Sb3+浓度和电流密度对沉积锑的形貌和质量的影响,得到避免爆锑形成的优化条件:阴极电流效率高达99%,每吨锑电耗约为1 200 kW.h。利用隔膜电积阳极室生成的SbCl5为浸出剂,得到SbCl5浸取硫化锑矿的最佳条件:温度为85℃,H+浓度为3.5 mol/L,液固比为8:1,SbCl5过量系数为理论量的1.1倍,浸出时间为1.5 h,在此条件下,硫化锑矿的浸出率达到99.5%。浸出液经过锑粉还原、硫化除重金属及Na3PO2除砷,得到的净化液用于电沉积能够得到质量良好的沉积物。     

由氢氧化铬渣制取工业氧化铬产品的工艺

针对氢氧化铬渣进行了无害化处理研究,考察了Na OH质量浓度、液固质量比、浸出温度、搅拌速率、浸出时间等条件对铬渣中Al的脱除率的影响.实验结果显示,在温度为100℃、Na OH质量浓度为150 g/L、液固质量比为7∶1、搅拌速率为400 r/min、浸出时间为3.5 h的条件下,铬渣中Al的浸出率可以达到92.69%.碱浸渣水洗脱碱后,在950℃条件下煅烧90 min,最终得到的产品中氧化铬的含量可达到97.23%,经过CIE L*a*b*表色体系测定,由铬渣制取的氧化铬产品偏绿,适用于工业用途.     

从电解锰渣中提取金属锰

选择A,B,C,D,E等5种不同结构的浸取助剂作为研究对象,研究了固液比、浸取温度、浸取时间、酸矿比、助剂用量等因素对电解锰渣中Mn²⁺浸出率的影响.结果表明：5种助剂中E的浸出效果最好.在固液比1∶3、酸矿比0.3∶1、浸出温度60 ℃、浸出时间90 min条件下,E为助剂（用量为0.6%）时Mn²⁺浸出率最高,达到52.8%.