铜镉渣浸出工艺的研究

铜镉渣溶解浸出工艺条件的改变，对金属元素浸取速度和回收率有较大的影响．通过对铜镉渣粒径、浸取温度、硫酸浓度、搅拌速度等条件的研究，找到了最佳酸浸条件，在选定的工艺条件下，Zn、Cd、Cu等金属元素的总浸出率可达到98．5％．     

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.     

(NH4)2SO4-NH3-H2O体系浸出高碱性脉石低品位氧化铜矿

以高碱性脉石低品位氧化铜矿为研究对象,针对该矿样钙镁含量高的特点,采用氨水-硫酸铵浸出体系进行了常温常压浸出实验.针对该矿样的主要含铜矿物孔雀石(Cu₂(OH)₂CO₃),基于质量和电荷的双守恒的条件下构建的浸出体系中建立Cu₂(OH)₂CO₃-(NH₄)₂SO₄-NH₃-H₂O的热力学模型,采用Matlab的拟合功能与diff和solve函数算出不同硫酸铵浓度时氨浸出孔雀石的最佳氨浓度和总铜离子浓度.实验考察了浸出氨水浓度、氨铵比、液固比对铜浸出率的影响.实验结果表明,高碱性脉石氧化铜矿石适宜浸出条件为氨水浓度1.2mol/L,氨铵比2∶1,液固比3∶1,该条件下铜浸出率较高,达到约70%.实验结果与热力学计算结果基本吻合.     

铜阳极泥碱性加压氧化浸出渣的硫酸浸出过程

针对铜阳极泥碱性加压氧化浸出渣开展硫酸浸出过程研究,考察硫酸浓度、温度、时间、液固比、搅拌速度和氧化方式等因素对浸出渣渣率和金属浸出率的影响.研究结果表明:金属浸出率随硫酸浓度的增加而提高,银的溶解尤为明显;硫酸浸出渣中未溶解的铜主要以单质存在,采用空气氧化方式可以提高铜的浸出率;在最佳条件即硫酸浓度为2.7 mol/L,温度为85℃,液固比为5∶1,时间为2h,空气压力为0.1～0.2 MPa和搅拌速度为300 r/min下,硫酸浸出渣率为60.0％,Cu和Te的浸出率分别为97.65％和77.53％,Ag和Sb的浸出率分别为8.95％和2.0％.     

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.     

细菌化学诱变对低品位铜尾矿微生物浸出的影响

以嗜酸氧化亚铁硫杆菌T.f₆优势菌株为原始菌,采用盐酸羟胺对其进行化学诱变,重点研究了化学诱变对菌种活性、生长繁殖以及尾矿浸出体系的影响.结果表明,羟胺诱变能使菌种产生明显变异,能很好地提高菌种活性和生物浸出能力.盐酸羟胺质量分数1.0%时所得诱变菌的氧化活性最高,32h后Fe²⁺氧化率达到100%,而在相同条件下原始菌的Fe²⁺氧化率达到100%则延迟32h.尾矿浸出30d,诱变菌的铜浸出率比原始菌提高了20.7%,比酸浸铜浸出率提高了85%;同时,到达浸出终点的时间比原始菌提前了5～8d.说明诱变菌浸出效果好于原始菌,远优于化学浸出.菌种诱变前后扫描电镜测试表明,诱变菌种的形态没有变化,但细胞大小有所改变,表面变得光滑且出现胞外分泌物,同时细胞间聚团现象明显.     

脱除铜阳极泥中贱金属的预处理工艺

提出用碱性NaOH体系加压氧化浸出和硫酸浸出相结合的工艺预处理铜阳极泥,即铜阳极泥在碱性NaOH体系加压氧化浸出,使As和Se氧化后溶解,Cu和Te被氧化后沉淀,然后用硫酸溶液浸出碱性浸出渣中的Cu和Te,实现铜阳极泥中贱金属的有效脱除.研究结果表明:无论碱性直接浸出或酸性直接浸出,都不能有效分离铜阳极泥中的有价金属;不同强化方式下的碱性KOH体系浸出过程,都不能达到同时脱除As和Sb的目的;碱性NaOH体系加压氧化浸出在NaOH浓度为2.0 mol/L和温度为200℃时,不仅在碱性浸出过程As和Se的浸出率都达到99.0％以上,而且碱性浸出渣硫酸浸出时Cu和Te的浸出率分别达到95.64％和77.38％.     

铜转炉烟灰酸浸净化液中锌的萃取分离

以p204为萃取剂,260号磺化煤油为稀释剂,从铜转炉烟灰酸浸净化液中萃取分离锌.考察萃取振荡时间、p204的体积分数、相比率(O/A)以及料液初始pH值对锌萃取率的影响.通过正交实验和单因素分析确定p204从铜转炉烟灰酸浸净化液中萃取分离锌的主要影响因素和最佳工艺条件.研究表明:室温条件下,当萃取平衡时间为6 min,p204的体积分数为30%,相比率(O/A)为2∶1,料液初始pH值为3.0时,锌的一级萃取率达到57.32%.经4级错流萃取可以将料液中锌的质量浓度降低到0.027 g/L,锌萃取率达到97.26%.负载有机相经2 mol/L的H2SO4反萃,锌可完全反萃.     

湿锌法净化钴渣中金属回收

从氨浸法和酸浸法两方面分析了湿法炼锌工艺净化钴渣中的金属回收方法,认为传统的硫酸浸出工艺是适合湿法炼锌高钴锌渣处理的最佳方法。酸浸后锌以硫酸锌溶液的形式返回主流程,再通过氧化沉钴或中和沉钴的方法回收钴。通过试验探讨了适合锌湿法冶金高钴锌渣的浸出方法,采用MgO选择性分步沉淀,可以得到含钴约40%的钴渣和含铜约36%的铜渣,钴总计沉淀率约94%。     

酸浸条件对铜镉渣综合浸出的影响

铜镉渣的浸出受酸度、液固比、温度、浸出时间等诸多因素的影响.文章通过正交试验,研究综合浸出时的最优化条件.     

氨法处理高炉瓦斯灰制取等级氧化锌研究

以氨-碳酸氢铵混合液为浸出剂浸出高炉瓦斯灰中的有价金属锌,经净化、蒸氨、煅烧得到等级氧化锌,对相关工艺参数进行优化选择。结果表明,最佳浸出条件为:[氨水]/[NH4HCO3]=2、液固比为4、总氨浓度为5mol·L-1,浸出时间为3h,此条件下锌浸出率为82.55%;最佳净化条件为:锌粉用量为1.5g·L-1、净化时间为2.5h,此条件下铅的脱除率为97.70%;最佳蒸氨条件为90℃下蒸氨至终点溶液pH值为6~7,此条件下蒸氨后锌的沉淀率可达99.95%。沉淀物在500℃下煅烧1h,得到纯度为96.03%的氧化锌粉末,达到了HG/T2527—94的一级标准。     

Recovery of valuable metals from waste diamond cutters through ammonia-ammonium sulfate leaching

Copper and zinc were recovered from waste diamond cutters through leaching with an ammonia-ammonium sulfate system and air as an oxidant. The effects of experimental parameters on the leaching process were investigated, and the potential-pH (E-pH) diagrams of Cu-NH₃-SO₄2--H₂O and Zn-NH₃-SO₄2--H₂O at 25℃ were drawn. Results showed that the optimal parameters for the leaching reaction are as follows:reaction temperature, 45℃; leaching duration, 3 h; liquid-to-solid ratio, 50:1 (mL/g); stirring speed, 200 r/min; ammonia concentration, 4.0 mol/L; ammonium sulfate concentration, 1.0 mol/L; and air flow rate, 0.2 L/min. The results of the kinetics study indicated that the leaching is controlled by the surface chemical reaction at temperatures below 35℃, and the leaching is controlled by diffusion through the product layer at temperatures above 35℃.     

Extraction of vanadium from high calcium vanadium slag using direct roasting and soda leaching

The extraction of vanadium from high calcium vanadium slag was attempted by direct roasting and soda leaching. The oxidation process of the vanadium slag at different temperatures was investigated by X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy (SEM), and energy dispersive spectroscopy (EDS). The effects of roasting temperature, roasting time, Na₂CO₃ concentration, leaching temperature, leaching time, and liquid to solid ratio on the extraction of vanadium were studied. The results showed that olivine phases and spinel phases in the vanadium slag were completely decomposed at 500 and 800℃, respectively. Vanadium-rich phases were formed at above 850℃. The leaching rate of vanadium reached above 90% under the optimum conditions:roasting temperature of 850℃, roasting time of 60 min, Na₂CO₃ concentration of 160 g/L, leaching temperature of 95℃, leaching time of 150 min, and liquid to solid ratio of 10:1 mL/g. The main impurities were Si and P in the leach liquor.     

酸浸法提钒新工艺的研究

研究了用稀硫酸直接浸出—萃取—反萃—氨水沉钒—煅烧的提钒工艺。结果表明,采用稀硫酸直接浸出,原矿渣中总钒的一次浸取率可达95%以上;用萃取-反萃方式净化和浓缩浸出液,同时使用萃取促进剂处理酸浸液,使萃取效率比传统方法有明显提高,萃取级数大大减少;沉钒步骤摒弃了传统的铵盐沉钒工艺,使用氨水直接沉钒,提高了产品的纯度。钒的总回收率达86%以上,比传统提钒工艺效率提高了20%以上,同时由于避免了焙烧从而解决了传统提钒过程中因焙烧等产生的HCl、Cl₂等污染问题。     

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.     

一株硫酸铵耐性菌株的分离鉴定及其特征研究

本研究以赣州稀土矿区尾矿土壤微生物为研究对象,利用限制性片段长度多态性(restriction fragment length polymorphism, RFLP)技术,获得一株硫酸铵耐性菌株。通过16 S rDNA序列测定,鉴定该菌株属于短波单胞菌属(Brevundimonas sp.),命名为Brevundimonas sp. LNa,该菌株对硫酸铵的最高耐受浓度可达0.9 mol/L。进一步研究了环境因素对菌株LNa生长的影响,并表征其生理生化特性。结果表明:菌株LNa对硫酸链霉素不敏感,在低于1 mol/L硫酸铵处理,pH在6-7.5之间,菌株均能正常生长。菌株LNa能不同程度地降低培养基中氨氮和硫酸盐浓度,在0.7 mol/L硫酸铵胁迫下降解效果最好,氨氮浓度能降低约29%,硫酸盐浓度降低约36.7%;随着硫酸铵胁迫浓度的升高,菌株LNa的FDA水解酶(Fluorescein diacetate, FDA)、蛋白酶、脱氢酶和过氧化氢酶的活性都有不同程度的降低,当浓度上高到0.6 mol/L后,菌株的过氧化氢酶活性将不再发生变化。LNa菌株对氨氮和硫酸盐的降解能力,可能与细菌FDA水解酶和蛋白酶活性的分泌有关。     

Leaching of vanadium,sodium, and silicon from molten V-Ti-bearing slag obtained from low-grade vanadium-bearing titanomagnetite

The water leaching process of vanadium, sodium, and silicon from molten vanadium-titanium-bearing (V-Ti-bearing) slag obtained from low-grade vanadium-bearing titanomagnetite was investigated systematically. The results show that calcium titanate, sodium aluminosilicate, sodium oxide, silicon dioxide and sodium vanadate are the major components of the molten V-Ti-bearing slag. The experimental results indicate that the liquid-solid (L/S) mass ratio significantly affects the leaching process because of the respective solubilities and diffusion rates of the components. A total of 83.8% of vanadium, 72.8% of sodium, and 16.1% of silicon can be leached out via a triple counter-current leaching process under the optimal conditions of a particle size below 0.074 mm, a temperature of 90°C, a leaching time of 20 min, an L/S mass ratio of 4:1, and a stirring speed of 300 r/min. The kinetics of vanadium leaching is well described by an internal diffusion-controlled model and the apparent activation energy is 11.1 kJ/mol. The leaching mechanism of vanadium was also analyzed.     

臭氧-过氧化氢联合浸出方铅矿

在盐酸溶液中,以臭氧和过氧化氢为氧化剂、三氯化铁为助浸剂联合浸出方铅矿精矿制备氯化铅,考察各种操作参数对铅浸出率的影响.实验结果表明:搅拌速率为500r/min、氯化钠初始质量浓度为250g/L、反应温度为90℃、反应时间为180min、三氯化铁初始质量浓度为259/L、过氧化氢初始质量浓度为6.669/L、盐酸初始浓度为0.3mol/L、臭氧进口氧气流量为1.0L/min是臭氧-过氧化氢联合浸出方铅矿的最佳操作参数,此时铅的浸出率达99.5％,产物氯化铅纯度达99.6％.     

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.