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%.     

诺兰达铜渣中有价元素的回收

采用电感耦合等离子体发射光谱仪、光学显微镜、X射线衍射仪等对诺兰达铜渣的化学成分、微观结构和物相组成进行了研究,并采用"焙烧-浸出"工艺探索铜渣资源化利用的途径.结果表明,诺兰达铜渣的主要矿相为铁橄榄石、磁铁矿、铜锍、玻璃相和少量金属铜.在680℃焙烧4 h后,采用2mol/L硫酸于70℃浸出2h后可以达到良好的浸出效果,使铜的浸出率达到92%以上.     

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%.     

高硅碱浸渣提铟

碱浸渣是碱熔-浸出提绪后的铟渣,含铟量和含硅量较高,采用常规酸浸时会产生硅胶而难以过滤.分别用高温高酸浸出、硫酸化焙烧-浸出和预处理-浸出方法对高硅碱浸渣提铟进行研究.研究结果表明:这3种方法都能解决过滤难的问题,但采用预处理-浸出方法时铟的回收率最高.采用预处理-浸出提锢方法,即碱浸渣经过特殊处理后用硫酸浸出,在液固比为5 : 1,硫酸初始质量浓度为120～150 g/L,温度为80～90℃时搅拌浸出2.0 h,铟的浸出率高达95%.采用萃取-置换方法从浸出液中提取ω(In)＞98%的粗锢,经电解精练制得了ω(In)＞99.99%的精铟;从碱渣到粗铟,铟的直收率为90%.     

锌冶炼中酸浸渣的锌铅分离

研究了含亮铅锌矿经沸腾炉焙烧的挥发氧化物酸浸处理的浸渣的锌、铅分离，使用添加剂ＬＨＹ后，常压下用硫酸浸取，在实验条件下，锌的浸取率达９８％以上，而铅仍以硫酸铅的形式留在浸渣中，从而有效地将锌、铅分离，而其中稀有元素铟的浸出率也较高。     

共沉淀富集法测定铁渣、钴渣、铜渣中的微量铅

研究了以锆作捕集剂,用共沉淀捕集分离,用原子吸收分光光度法测定铅的方法。实验结果表明,在ｐＨ为８．５～１０,甚至在过量氨的溶液中,均能定量捕集铅;捕集剂锆的用量为２～６ｍｇ均可。本法适用于测定铁渣、钴渣和铜渣中铅含量为０．００１％～０．０５％的试样。在实验条件下,铅的回收率为９８％～１０４％,对不同含量的试样测定的结果表明,其变异系数为０．９５％～２．２５％。     

浸锌渣综合利用新工艺及镓的富集行为

研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺,并采用电子显微镜、能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质.研究结果表明当还原温度为1100 ℃、还原时间为150 min时,还原焙烧渣中铁的金属化率、镓的回收率、锌的挥发率分别为95.10%,89.10%,98.42%.还原焙烧渣经破碎、磨矿、磁选分离获得的磁性产物中含Fe 90.16%,Ga的质量浓度为2164 g/t;Fe,Ga的回收率分别为87.78%,92.42%;还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相,镓具有明显的亲铁特性;镓在金属铁中的富集是实现浸锌渣在还原焙烧分选过程中高效分离的基础.     

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.     

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。     

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.     

Discussion of an Enrichment Mechanism of Precious Metals by Base Metals and Mattes in Pyrometallurgical Processes

The enrichment mechanisms of precious metals by base metals or their mattes in pyrometallurgical processes are discussed at the atomic level in this paper. The reasons brought forward for a trace amount of precious metals to be trapped into base metals or mattes are that the melted slag phases possess different chemical structures and properties from that of the melted base metal or matte phases. As for the melted slag phase, its formation is thought to depend on the covalent bonds and the ionic bonds between Si, O atoms and Ca2+, Mg2+, Fe2+ ions to tie up each other. Because the bridging electrons in the slag phase are all thought as the localized electrons, the precious metal atoms are not stable among them. However, as for the metal phase, its formation is thought depend on the metal bonds to bind up the metal atoms. Because the electrons in the metal phases can move freely among the atoms, the precious metal atoms that enter the metal phase can cause the system’s free energy to decrease. For the melted mattes phase,because it has high electrical conductivities (between 103～104 s·cm-1) at higher temperatures, and its temperature coefficients presents the negative values, its conductance mechanism belongs with the electronic conduction. The property of the mattes is in fact similar to that of the metal at their melted state, so the precious metal atoms will enter the matte phase instead of the slag phase in a mattesmelting process.     

从硫化锌氧压酸浸渣中提取硫磺的工艺研究

采用硫化铵法从硫化锌氧压酸浸渣中回收单质硫,分别考察了在浸出过程中硫化铵浓度、浸出时间、液固比与浸出温度对硫浸出率的影响和蒸馏过程中蒸馏温度与保温时间对硫析出率的影响,从而得到回收硫磺的最佳工艺参数:硫化铵浓度2.5 mol/L,浸出时间10 min,液固比6:1,浸出温度25℃;蒸馏温度90℃,蒸馏保温时间30 min。在此工艺条件下进行全工艺条件实验,结果表明硫磺回收率在95.8%以上,硫磺纯度在99.16%以上且质量符合GB/T 2449—2006工业硫磺合格品标准。     

紫花苜蓿对土壤中铜的富集效应及其生理响应

依据我国土壤环境质量标准设置10个铜污染指标(1~400mg.kg-1),采用盆栽试验研究了铜污染对紫花苜蓿的生物量、铜积累、叶绿素和游离脯氨酸含量等的影响,探讨叶绿素和游离脯氨酸含量与紫花苜蓿铜积累之间的相互关系.结果表明叶绿素和游离脯氨酸的含量变化分别与紫花苜蓿的生物量和铜积累量的变化趋势一致.随土壤中铜含量的增加,叶绿素含量先增加后减小.游离脯氨酸含量在外源添加铜含量高于10mg.kg-1时与对照组相比增加显著(P<0.05).紫花苜蓿根系的铜积累显著高于地上部分.铜含量为400mg.kg-1时紫花苜蓿铜的总积累量达每盆617μg,是对照组的12倍左右,表明紫花苜蓿对铜污染土壤具有潜在的...     

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.     

废菌渣活性炭对苯酚和铜离子的吸附性能分析

以废菌渣为原料,采用硫酸铝与硝酸复合改性制备废菌渣活性炭,应用红外光谱分析和等电点进行表征,并对活性炭吸附苯酚、铜离子的动力学与等温线进行拟合分析.实验结果表明:活性炭具有芳香共轭结构,表面富含多种官能团,有利于对苯酚、铜离子的吸附;活性炭对苯酚、铜离子的吸附满足二级动力学模型,且颗粒内扩散不是控制吸附速率的主要步骤;活性炭对苯酚的吸附为自发放热的优惠吸附,而对铜离子的吸附为自发吸热的优惠吸附,符合Freundlich等温吸附模型;双组分等温吸附仍满足Freundlich等温吸附模型,苯酚与铜离子在活性炭上的吸附表现为协同作用;活性炭对苯酚的吸附机理主要为疏水键力,而对铜离子的吸附机理主要为离子交换和配位作用.     

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.     

低碳钢表面氧化过程中铜的富集

采用低碳钢的氧化速度和铜的扩散速度,通过模型计算了钢材表面高温氧化过程中铜在钢材铁鳞界面处的富集情况·实验在空气中,分别在1000,1100和1200℃温度下氧化试样,用扫描电镜的EDX分析了界面处铜的含量,并用BSE分析了界面附近富集相的图像·结果表明,随温度的升高,铜在界面处的富集程度降低,界面不规则程度增强,铁鳞对铜富集相的阻断作用加强,因而有利于防止铜富集造成的危害     

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.