添加剂对锰渣中铬离子浸取的影响

以8-羟基喹啉、磺原酸钾、十六烷基三甲基苄基溴化铵、磷酸三丁酯和柠檬酸为浸取添加剂，考察了添加剂用量、浸取时间、浸取温度和酸矿比等对铬离子浸出率的影响.实验结果表明：用0.8%磺原酸钾做添加剂，在固液比为1∶4（g/mL），酸矿比为0.3∶1(mL/g)，浸取温度为60 ℃下浸取90 min，Cr6+离子浸出率为38.11％，是加热浸取法的1.5倍.     

石煤矿渣中钒浸取工艺条件研究

用阳离子表面活性剂作为浸取助剂，考察了浸取pH值、浸取温度、浸取时间和液固比等因素对钒浸出率的影响，与不加浸取助剂比较，相同温度和液固比的钒浸出率可分别提高20％和15．6％，pH值和反应时间对钒浸出率的影响不大．研究结果表明：用阳离子表面活性剂（CTAB）作浸出助剂，用pH值为2的磷酸水溶液浸取，在温度为80℃，液固比为2：1（mL/g）的条件下浸取60min，钒的浸出率可达45．63％．废渣浸出液经铁屑微电解共沉淀法处理，钒去除率可达97．6％.     

双氧水还原浸出非洲氧化铜钴矿的试验研究

采用双氧水还原浸出非洲氧化铜钴矿,研究了还原剂用量、初始酸浓度、液固比、浸出温度和浸出时间等参数对浸出过程的影响。结果表明：使用双氧水与铜钴矿计量比为0.2 mL/g、浓硫酸与铜钴矿质量比为0.46、液固比为5：1（mL/g）,在温度75℃下浸出2 h,钴、铜的浸出率分别达到了99.50%,99.42%。     

蛇纹石型红土矿常压酸浸实验研究

主要探讨了常压下盐酸对蛇纹石型红土镍矿进行浸出的工艺条件。考察了酸矿比、液固比、反应温度、反应时间等对蛇纹石型红土镍矿浸出的影响。通过实验得出最佳工艺条件:酸矿比为2.5∶1、液固比为5∶1、反应时间为0.5 h、反应温度为100℃。在此条件下镍、钴、铁浸出率分别为100%、100%和90%。     

粉煤灰纯碱煅烧熟料的铝浸出率研究

以山西朔州燃煤电厂高铝粉煤灰为对象,研究了煅烧温度为880℃,保温90 min条件下,粉煤灰纯碱煅烧后熟料在硫酸溶液中的铝浸出条件,揭示了铝浸出过程的动力学机制。研究结果表明,H2SO4溶液的浓度在7~9 mol/L之间,固液比(g/L)为1∶4、浸取时间在30~40 min之间、浸取温度在70~90℃之间时,可获得较高的氧化铝浸出率;H2SO4溶液浓度与浸取温度对氧化铝浸出率影响较大,浸取时间对浸出率影响不明显。煅烧熟料浸出过程符合液-固多相反应的内扩散控制模型,反应表观活化能为7.65 k J/mol.     

从废催化剂中湿法回收Mo和Co的工艺研究

研究从含Mo和Co的废催化剂中回收Mo以及从提Mo后的Co渣中提取Co的工艺方法.探索焙烧、除杂、沉Mo和沉Co等工序的技术条件,分析影响Mo和Co浸出率的各个因素,确定合理的回收工艺及工艺条件.结果表明,废催化剂粒度0.154mm,焙烧温度750℃,焙烧时间2h,液固比3∶1,浸取时间4h,浸取温度90℃为碱浸取回收Mo较佳条件,浸取率达95%以上;二步酸解法能有效浸出Co,浸取率达85%以上.     

高锰钴土矿中钴的浸提工艺

研究了高锰钴土矿中钴的浸提工艺,在酸性条件下,以SO2作还原剂,通过单因素条件试验,得到最佳浸出工艺条件.最佳浸出工艺为:二氧化硫用量为200 mL/min,温度为60℃,液固比(L/S)为4∶1,浸出时间为4 h,浓硫酸溶液的体积比为:V(浓硫酸)∶V(水)=1∶200,该条件下钴的浸出率为:96.8%.     

氨浸法从含砷石灰铁盐渣中回收锌的动力学研究

采用氨浸法回收含砷石灰铁盐渣中锌,研究了不同浸取剂、浸取剂的组成、总氨浓度、氨水与铵盐配比、液固比等工艺条件对锌浸出效果的影响,分析了锌的浸出动力学.结果表明:以氨水和碳酸铵组成的浸取体系为浸取剂,当总氨浓度为5 mol/L,氨-铵盐摩尔浓度比为2∶3,液固比为4∶1时,锌的浸出率为56.21%.由宏观模型得出锌的浸出在温度为288～323 K内遵循"未反应核缩减"模型,受内扩散控制,浸出动力学方程为:1-2α3-(1-α)2/3=232×exp(-32245/RT)t,浸出表观活化能为32.24 kJ/mol.     

低品位铜钴矿选择性浸出工艺研究

随着铜钴矿物的不断开采,高品位、易处理铜钴矿资源的日益减少,低品位铜钴矿的开发利用越来越受到重视.低品位铜钴矿中有较多杂质金属离子,为了提高有价金属浸出率的同时抑制杂质金属离子的浸出,实验探讨温度、酸量、固液比、反应时间等因素对各金属离子浸出率的影响.最佳浸出工艺为:以盐酸为浸出液,盐酸总酸量为理论量的1倍,矿物粒度100目,固液比为S/L=1∶4,浸出时间为1 h,温度30℃.     

从无铁渣湿法炼锌流程还原补锰液中萃取铟

考察了P₂0₄对Fe²⁺，Mn²⁺，Zn²⁺及In³⁺的硫酸盐模拟溶液中各种金属离子的萃取性能，然后对真实溶液无铁渣湿法炼锌流程中高酸浸出液的还原补锰液中的铟进行萃取分离.确定了萃取分离铟的最佳条件为：(ⅰ)有机相组成分为30%P₂0₄+70%磺化煤油；（ⅱ）温度20　℃±；（ⅲ）级数3级；（ⅳ）相比O/A=3∶1；（ⅴ）时间5　min，在最佳条件下，铟的萃取率≥99.4%，P204对In³⁺，Zn²⁺，Mn2⁺　３种金属的萃取饱和容量分别为54.0　g·L^-1，22.0　g·L^-1和2.0　g·L^-1，全流程铟的直收率达到77.58%，总回收率≥95.0%，比传统提取铟流程回收率提高20%以上.     

从磷酸废砷渣中回收砷的碱浸工艺研究

根据目前广西区大量砷渣得不到有效利用的现状,以磷酸净化过程中产生的含砷废渣为原料,通过物相分析确定了碱浸出法回收砷的工艺,考察了浸出温度、摩尔比、液固比和反应时间等工艺条件对砷浸出率的影响。结果表明,n(NaOH)∶n(As2S3)是影响砷浸出率的主要因素,较适宜的碱浸工艺条件为:浸出温度为70℃,n(NaOH)∶n(As2S3)=6.0∶1,液固比=6.0∶1,反应时间为30 min,在此条件下砷浸出率可达97.1%。在现有基础上,该工艺为磷酸废砷渣的综合利用提供了一条简单高效的技术路线。     

Reductive leaching of manganese from low-grade pyrolusite ore in sulfuric acid using pyrolysis-pretreated sawdust as a reductant

Manganese (Mn) leaching and recovery from low-grade pyrolusite ore were studied using sulfuric acid (H₂SO₄) as a leachant and pyrolysis-pretreated sawdust as a reductant. The effects of the dosage of pyrolysis-pretreated sawdust to pyrolusite ore, the concentration of sulfuric acid, the liquid/solid ratio, the leaching temperature, and the leaching time on manganese and iron leaching efficiencies were investigated. Analysis of manganese and iron leaching efficiencies revealed that a high manganese leaching efficiency was achieved with low iron extraction. The optimal leaching efficiency was determined to be 20wt% pyrolysis-pretreated sawdust and 3.0 mol/L H₂SO₄ using a liquid/ solid ratio of 6.0 mL/g for 90 min at 90℃. Other low-grade pyrolusite ores were tested, and the results showed that they responded well with manganese leaching efficiencies greater than 98%.     

Investigation on leaching of malachite by citric acid

Leaching of an oxidized copper ore containing malachite, as a new approach, was investigated by an organic reagent, citric acid. Sulfuric acid is the most common reagent in the leaching of oxide copper ores, but it has several side effects such as severe adverse impact on the environment. In this investigation, the effects of particle size, acid concentration, leaching time, solid/liquid ratio, temperature, and stirring speed were optimized. According to the experimental results, malachite leaching by citric acid was technically feasible. Optimum leaching conditions were found as follows:the range of particle size, 105-150 μm; acid concentration, 0.2 M; leaching time, 30 min; solid/liquid ratio, 1:20 g/mL; temperature, 40℃; and stirring speed, 200 r/min. Under the optimum conditions, 91.61% of copper was extracted.     

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%.     

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。     

酸浸对钙化焙烧提钒工艺钒浸出率的影响

采用稀硫酸浸出法提取钙化焙烧后钒渣中的钒,考察了浸出参数:物料粒度、体系pH值、浸出温度和时间、液固比(L/S)、搅拌速度对钒及杂质元素浸出率的影响.结果表明:物料粒度小于75μm时对提高钒浸出率影响较小;液固比从2∶1增加到7∶1,搅拌速度由100增加到500r/min时,钒浸出率增长幅度均低于3%;钒浸出率在浸出前15min内迅速升高,之后增长变缓;浸出体系pH值对钒及杂质浸出率影响显著,pH值为2~3时钒浸出率达90%,杂质元素Ca,Mn,Mg,Al,Si,P浸出率为10%~30%;在较佳浸出条件下:粒度96～75μm,pH值为25,温度55℃,时间30min,L/S为3,搅拌速度500r/min,钒浸出率超过91%.     

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.