湿法分离回收铅冶炼废渣中铅、铜的研究

采用正交实验研究了湿法(酸浸取)分离回收铅冶炼废渣中铅、铜的最佳工艺条件.结果表明,在硝酸浓度为6 mol/L、浸取温度为60℃、时间为50 min、液固比为4的条件下,铅与铜的回收率分别达到了85.52%和89.65%.该工艺具有操作简便、经济、高效、无二次污染等优点,能产生较好的经济、环境和社会效益.     

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.     

含银实验废液中银的回收

利用5%TAA溶液回收实验室含银废液中的银,然后使用铜片还原制得银粉,并用佛尔哈德法测定了回收银的纯度.结果表明银的回收率为90.39%,纯度为95.28%.本方法可用于实验室含银废液的回收.     

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％.     

多金属氧化钼矿工艺矿物学及其综合利用技术研究

对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.     

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.     

氧化镁生产工艺的改进

针对铵盐循环法存在镁的浸出效果不理想和废渣量比较多的问题,提出了以硫酸铵溶液和硫酸两次浸取方法制备氧化镁的新工艺,以轻烧镁为原料,对溶浸和Mg ∧2 碳化过程中的主要影响因素,如物料粒径、溶浸时间、碳化温度以及配料组成进行了研究,该工艺总的镁溶浸率和原料利用率分别达到95%和88%。废渣废放量小,所制的产品MgO含量在98%以上,质量达到了国家优级品标准,由于产生的酸性废渣和碱性工艺洗涤废水可以互相中和,因此废弃物排放能够满足环保要求。     

硫酸化焙烧氧化锰矿浸出锰的循环工艺

为降低氧化锰矿处理成本,有效利用电解金属锰产生的废酸,采用硫酸铵循环利用工艺,进行氧化锰矿硫酸化焙烧—浸出试验。研究结果表明:硫酸钠对氧化锰矿硫酸化焙烧及硫酸铵分解有较好的促进作用。当焙烧温度为500℃时,锰浸出率较高,而三氧化二铁很难转化为可溶性硫酸亚铁,浸出液中铁杂质含量低,锰选择性浸出效果较好。在适宜的焙烧和浸出工艺条件下,通过硫酸化焙烧和浸出,锰浸出率可达89.93%,NH_4~+回收率可达98.62%,SO_4~(2-)回收率可到88.22%。     

从锌浸出渣中浮选回收银

针对目前湿法炼锌残渣中的银一直不能很好地回收利用这个问题，本文研究了Ｎａ２Ｓ、ｐＨ、捕收剂及起泡剂的种类和用量对Ａｇ＋沉淀浮选的影响，并在此基础上，改进从锌浸出渣中浮选银的药方，用Ｎａ２Ｓ作调整剂，丁基黄药和辅助捕收剂ＸＹ混合作捕收剂，ＲＢ为起泡剂，成功地回收了锌浸出渣中的银，结果表明，采用改进的药方，可从含银４９８．１０ｇ／ｔ的锌浸出渣中得到含银４３６９．７３ｇ／ｔ，回收率为７９．４４％的银精矿，为从锌浸出渣中回收银提供了依据和新药剂制度，用于指导生产实践，具有十分重要的经济价值．     

低品位钼精矿的浸出反应研究

采用次氯酸钠作浸取剂研究了最佳的浸取条件,并做了浸出反应热力学和动力学分析.实验结果表明,浸取低品位钼矿的最佳工艺参数:液固比L∶S为17∶1,浸取温度为30℃,浸取时间为1h,浸取率为83.40%.浸出反应的△G0值为负值,从热力学角度看,次氯酸钠体系理论上能够对低品位钼矿等进行氧化分解,动力学结果表明:浸出反应符合Arrhenius经验式,反应活化能Ea=13.8 kJ/mol,该浸取反应可以进行.该浸取反应可以进行.     

利用醋酸提取钢渣中的钙离子

研究了不同参数对钢渣在醋酸溶液中钙离子溶出效率的影响.结果表明:钢渣中的钙离子能在醋酸溶液中迅速溶出,其溶出速率随着醋酸体积分数的增大而加快,最大溶出率在83%～85%左右;随着钢渣细度的增大,钢渣在醋酸溶液中钙离子的溶出速率加快;适当提高反应温度可加快钢渣在醋酸溶液中钙离子的溶出速率.     

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·     

铜冶炼闪速炉烟尘氧化浸出与中和脱砷

介绍了废酸氧化浸出铜冶炼闪速炉烟尘和漫出液中和沉淀砷、铁过程。从化学热力学和实验2方面研究了浸出液中以砷酸铁形式中和沉淀脱砷过程，并对砷酸铁沉淀的稳定性进行了研究。研究结果表明：闪速炉烟尘中铜、砷和铁的浸出率分别可达到83％，92％和30％，浸出液中的铁和砷的量比n（Fe）／n（As）约为1．50；控制适当的pH值中和沉淀砷、铁，可使铜存留于溶液中，而砷以砷酸铁形式进入固相中，从而达到铜、砷分离的目的；不稳定的砷酸铁沉淀物进一步转型后，则可作为无毒稳定渣丢弃。     

Cyanidation of gold clay ore containing arsenic and manganese

The extraction process of gold and silver from the gold clay ore containing arsenic and manganese was investigated. With the conventional technique, the leaching rates of gold and silver are 78.23% and 49.02%, respectively. To eliminate the negative effects of arsenic and manganese on cyanidation and increase the gold and silver leaching rates, a novel catalyst was added. The content of the catalyst used in the process was 8 g per 500 g org sample, the sample size was 60 μm and the pH value was kept between 10 and 11. Leaching with the catalyst for 3–5 h under certain conditions, the gold leaching rate increased to over 90% and the silver leaching rate increased to 80%–90%. The catalyst can effectively liberate gold and silver from the enclosure of arsenic and manganese and the industrial experiment has great significance to the development and utilization of the gold clay ore containing arsenic and manganese.     

富硼渣钠化法制备硼砂过程中的影响因素

X射线衍射分析(XRD)表明,富硼渣中的硼组分主要以Mg2B2O5形式存在,而钠化渣中的硼组分以Na4B2O5和NaBO2晶相形式析出.对钠化渣进行磨细、水浸、过滤、结晶等操作,可最终制得硼砂晶体.采用化学分析和XRD等方法研究了热处理温度、碳酸钠加入量、钠化渣细度对硼浸出率的影响.当钠化渣在温度为650℃下保温1.5h,碳酸钠加入量为理论量的2.3倍,钠化渣粒度小于74μm时,硼的最大浸出率可达76.04%.     

贵州松桃某电解锰企业锰渣重金属污染特征及对植物生长的毒性效应

为综合评估电解锰渣重金属污染特征及任意堆弃对周边植物生长造成的危害,以贵州松桃某电解锰企业锰渣为研究对象,对渣样的重金属元素组成、含量及锰形态进行了分析测试,同时在实验室模拟研究了电解锰渣、浸出液及浸出残渣对白菜、油菜、黑麦草和紫花苜蓿种子的发芽势、发芽率、根长、芽长、鲜重、干重、发芽指数及活力指数的影响。结果表明:电解锰渣及其浸出液重金属主要为Mn,分别为28 000 mg·kg~(-1)、82.00 mg·L~(-1);电解锰渣及浸出液对植物根伸长的抑制效应明显大于对种子发芽的影响,对根伸长的抑制率达42.5%以上,甚至达到100.0%。     

铅碱性精炼废渣制取三氧化二锑

研究了脆硫锑铅矿精矿与铅碱性精炼废渣同时浸出制取三氧化二锑的工艺流程,得出了浸出、还原、水解、中和等过程的最优工艺条件.该工艺的技术特点是在浸出过程中,铅碱性精炼锑酸钠渣与脆硫锑铅矿精矿互作氧化剂和还原剂.实验结果表明浸出过程中Sb浸出率为94.56%,Pb入渣率为97.43%,很好地实现了Sb与Pb的分离;浸出液经还原后,冲稀水解率达99.55%;经碱液中和,得到的三氧化二锑颜色呈白色,且其化学成分平均含量中,Sb2 O3为97.69%,As为0.0055%,Pb为0.0034%,As和Pb含量低,在用等离子体法制取超细氧化锑时可作为原料.该工艺具有综合利用程度高、环境污染小、易于实现工业化生产等优点,对于铅碱性精炼废渣的资源化利用,消除因其堆存造成的环境污染,具有十分重要的意义.     

硫脲溶液中金银的选择性沉淀分离

提出了一种可以从硫脲溶液中选择性沉淀金、银离子的高效沉淀剂(BAF),研究了硫脲溶液中硫脲浓度、金属阳离子初始浓度、pH值、沉淀剂添加量等因素对金属溶液中金、银及其他金属阳离子和沉淀剂阴离子沉淀率的影响.为了评价影响因素,提出了溶液中离子的沉淀率计算公式,并以沉淀剂与金、银、铜、铅、铁(Ⅱ)、铁(Ⅲ)等6种金属阳离子及硫脲的反应为例,验证了酸性溶液中由此种沉淀剂提取金银时,对其他金属阳离子的影响不大,以及所提计算公式的可靠性.     

Extraction of vanadium from vanadium slag by high pressure oxidative acid leaching

To extract vanadium in an environment friendly manner, this study focuses on the process of leaching vanadium from vanadium slag by high pressure oxidative acid leaching. Characterizations of the raw slag, mineralogy transformation, and the form of leach residues were made by X-ray diffraction, scanning electron microscopy, and energy dispersive X-ray spectroscopy. The result shows that the vanadium slag is composed of major phases of fayalite, titanomagnetite, and spinel. During the high pressure oxidative acid leaching process, the fayalite and spinel phases are gradually decomposed by sulfuric acid, causing the release of vanadium and iron in the solution. Meanwhile, unreacted silicon and titanium are enriched in the leach residues. With the initial concentration of sulfuric acid at 250 g·L-1, a leaching temperature of 140℃, a leaching time of 50 min, a liquid-solid ratio of 10:1 mL·g-1, and oxygen pressure at 0.2 MPa, the leaching rate of vanadium reaches 97.69%.