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％.     

盐酸和氯酸钠浸出铜阳极泥中金的研究

以铜阳极泥为原料,采用盐酸和氯酸钠为浸出剂,根据同时平衡原理,对浸出过程进行了热力学分析,考察了浸出时间、液固比、氯酸钠浓度和盐酸浓度对金浸出率的影响。研究结果表明,总金浓度[Au]T的降低和总氯浓度[Cl-]T的增加均有利于金的浸出。随着总氯浓度的增加,体系中含金物种的主要存在形态发生Au~(3+)→AuCl_3(aq)→AuCl_4~-→AuCl_2~-的转变,理论最佳浸出剂组成为盐酸与氯酸钠摩尔浓度比为6∶1。在搅拌速度为400r/min、液固比为4∶1、浸出时间为3h、盐酸浓度为3.0mol/L、氯酸钠浓度为16g/L、反应温度为25℃的条件下,金的最大浸出率为98.89%。     

采用盐浸法从包头稀土精矿中提取稀土研究

以包头混合型稀土精矿为研究对象,在密闭条件下,采用Al(NO3)3-HNO3盐溶液浸出包头混合型稀土精矿中的稀土。考察Al(NO3)3浓度、HNO3浓度、浸出时间、液固比、浸出温度和搅拌速度等因素对包头混合型稀土精矿中稀土浸出率的影响规律以及稀土浸出过程中的动力学分析。研究结果表明:当HNO3浓度为3 mol/L,Al(NO3)3浓度为1.5 mol/L,浸出温度为100℃,搅拌时间为90 min,液固比为30 mL/g,搅拌速度为300 r/min为最优浸出工艺条件。在此优化条件下,精矿中稀土的浸出率为73.5%,而稀土的理论浸出率为74.82%,即精矿中稀土浸出率达98.24%;浸出过程属于收缩反应核模型,反应活化能为34.213 kJ/mol,受边界传质和扩散混合控制。     

方铅矿直接转化为铅盐新工艺的研究

研究了方铅矿在相转移催化剂作用下直接转化可溶性铅盐的工艺条件,结果表明,在相转移催化剂存在下矿术粒度150μm,盐酸浓度2.0mol/L,反应温度90℃,反应时间1h时铅的转化率为97.8%,产物氯化铅纯度可达98.8%。该法工艺简单,反应时间短,转化率高,产物纯度高。     

控制电位氧化法铅阳极泥脱砷

采用压缩空气和双氧水作氧化剂,通过控制氢氧化钠体系中的电位来氧化浸出铅阳极泥中的砷。试验中考察电位、NaOH浓度、反应温度、反应时间和液固质量比对脱砷效果的影响,确定碱性浸出过程中预脱砷的最佳工艺条件:NaOH浓度为2 mol/L,温度为80℃,液固质量比为5:1,通入0.2 MPa的压缩空气4 h后用双氧水调节体系的电位至-180 mV,反应时间为2 h。在此条件下,砷的浸出率可达98%以上。碱浸液经冷却过滤掉结晶砷酸钠后,返回浸出过程,砷的浸出率达98%以上,实现碱浸液的循环利用以及砷与其他金属的有效分离。     

用亚硫酸钠从分银渣中浸出银

采用稀硝酸预处理亚硫酸钠浸出体系浸取分银渣中的银,研究预处理剂硝酸和浸出剂亚硫酸钠的质量浓度、浸出固液比、温度、时间以及体系pH值对银浸出率的影响。实验结果表明:在稀硝酸质量分数为2%,亚硫酸钠质量浓度为200 g/L,pH值控制在8,固液比为1:8,反应时间为2 h,温度为30℃的条件下,银的浸出率可达95%以上。该工艺具有操作简便、能耗低及环境友好等优点,对节能环保处理分银渣具有重要意义。     

钢铁冶金烧结除尘灰中铅的浸取回收和一氧化铅的制备

研究一种以钢铁冶金烧结机头电除尘灰为原料,湿法浸取回收其中的氯化铅并利用其制取一氧化铅的工艺技术。采用HCl-NaCl混合溶液将烧结灰中的铅以PbCl_4~(2-)形式络合浸取回收。利用所回收的氯化铅制备一氧化铅。实验考察浸取工艺中多种因素对浸取效率的影响,研究浸取母液的循环使用效果和一氧化铅制备过程的转化条件。研究结果表明:在温度为85~90℃,氯化钠质量浓度为250 g/L,工业盐酸用量为25 m L/(100 g),富铅烧结灰(尾泥)与HCl-NaCl混合溶液的固液比为1.0:3.0 g/m L,浸取时间为30 min的条件下,在浸取过程中铅的浸取率在99.50%以上;冷析母液循环使用2次,铅的总回收率达95.08%;碳酸钠的加入量为其理论量的0.90~1.00倍,铅的沉淀率为99.90%,转化得到的沉淀在650℃煅烧5 h,得到的一氧化铅产品纯度为99.50%,达到HG/T 2325—2004标准中工业一级品的指标要求。     

玉米秸秆和稻草-硫酸还原浸出低品位软锰矿

研究了以低品位软锰矿为原料,用玉米秸秆和稻草为混合还原剂,在硫酸介质中还原浸出锰的效果.通过单因素实验确定了玉米秸秆和稻草-硫酸还原浸锰的适宜工艺条件,该适宜工艺条件如下:软锰矿粒径为109μm,玉米秸秆和稻草的质量比为1∶1.5,玉米秸秆和稻草还原剂与软锰矿的质量比为3∶10,硫酸浓度为3.0 mol/L,液固比为10 m L/g,反应温度为90℃,反应时间为80 min.在适宜的浸出工艺条件下,软锰矿中锰的浸出率可达97%以上,锰的浸出效果较好.     

采用熟化-浸出-萃取法从黄磷电炉电尘浆中提取镓

在硫酸、盐酸直接浸出镓实验的基础上,进行硫酸直接浸出镓的动力学模拟,研究一种利用浓硫酸恒温熟化预处理、以磷酸三丁酯(TBP)为萃取剂从黄磷电炉电尘浆中提取镓的方法.研究结果表明镓浸出过程符合表面化学反应控制;提取镓的适宜实验条件是当反应体系中硫酸浓度为6.5 mol/L,液固比为3-2,200 ℃恒温熟化2.5 h,然后于90 ℃水浴中搅拌浸出1.5 h,镓的浸出率为90%左右;以TBP 为萃取剂在6.0 mol/L HCl 体系中萃取镓,萃取率达99%;以1 mol/L NaCl 为反萃剂,在有机相与水相的体积比为2-1 的条件下,反萃率在98%以上;经过进一步浓缩、纯化,可以获得含镓4.5 g/L 的富集物.     

铜渣浮选尾砂中铜在NH_3·H_2O-NH_4Cl体系中浸出动力学研究

研究铜渣浮选尾砂中铜在NH_3·H_2O-NH_4Cl体系中的浸出行为。结果表明,铜的最佳浸出条件为:炉渣粒度为-0.045mm,浸出温度60℃,氨水浓度3.0mol/L,氯化铵浓度2.5mol/L,双氧水添加量0.2mL/g,液固比6∶1,搅拌速度500r/min,浸出时间120min,铜的浸出率为62.22%;浸出过程受内扩散控制,浸出反应的表观活化能Ea=11.56kJ/mol,反应表观级数为0.938 83,温度条件下铜浸出反应动力学方程为lnk=-1.390 42×103/T-2.108 67,氨水浓度条件下铜浸出反应动力学方程为lnk=0.938 83lnc-9.292 29。     

废旧锂离子电池中钴的酸浸出最佳条件探讨

[摘要]钴作为废旧锂离子电池中高价值、重污染的金属成分,其回收非常重要．运用正交实验方法,以盐酸溶液为浸出液,分离回收废旧锂离子电池正极材料中的金属钴．实验设计冷凝回流装置,通过优化因素水平以使钴离子的浸出率达到最大化．研究结果表明,从电池中提取的黑色混合粉末（包括钴酸锂、乙炔黑）中浸出钴离子的最佳条件：盐酸质量浓度为4mol·L^-1,浸出温度为80℃,固液比（混合粉末的质量与盐酸体积之比）为5g·L^-1,浸出时间为2h．在此条件下,钴离子的浸出率达到99．6％．     

三氯化铁浸出硫化铅精矿炼铅新工艺

应用正交试验及对其结果的方差分析法，对三氯化铁浸出硫化铅精矿进行了研究，找出了影响浸出率的主要因素和浸出最佳工艺条件。同时，用浸出产物氯化铅进行了熔融盐电解冶炼金属铅的研究，试验证明浸出－熔融盐电解炼新工艺是可行的。     

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...     

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%.     

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%.     

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℃.     

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％.     

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.     

Preparation of manganese sulfate from low-grade manganese carbonate ores by sulfuric acid leaching

In this study, a method for preparing pure manganese sulfate from low-grade ores with a granule mean size of 0.47 mm by direct acid leaching was developed. The effects of the types of leaching agents, sulfuric acid concentration, reaction temperature, and agitation rate on the leaching efficiency of manganese were investigated. We observed that sulfuric acid used as a leaching agent provides a similar leaching efficiency of manganese and superior selectivity against calcium compared to hydrochloric acid. The optimal leaching conditions in sulfuric acid media were determined; under the optimal conditions, the leaching efficiencies of Mn and Ca were 92.42% and 9.61%, respectively. Moreover, the kinetics of manganese leaching indicated that the leaching follows the diffusion-controlled model with an apparent activation energy of 12.28 kJ·mol-1. The purification conditions of the leaching solution were also discussed. The results show that manganese dioxide is a suitable oxidant of ferrous ions and sodium dimethyldithiocarbamate is an effective precipitant of heavy metals. Finally, through chemical analysis and X-ray diffraction analysis, the obtained product was determined to contain 98% of MnSO₄·H₂O.