含铁低品位氧化锌矿石浸出研究

针对含铁低品位氧化锌矿石,进行了碱性浸出与硫酸浸出研究.其中碱性浸出主要考察了采用不同浸出剂时浸出时间以及采用氨水——氯化铵作浸出剂时浸出温度对锌、铁浸出率的影响;硫酸浸出主要考察了硫酸初始浓度、矿浆液固比以及不同硫酸初始浓度时浸出温度和不同浸出温度时浸出时间对锌、铁浸出率的影响.研究结果表明,碱性浸出时锌浸出率不到5...     

原地爆破浸出工艺布液浸出技术综述

布液浸出技术是原地爆破浸出工艺的关键技术之一.浸出效果的优劣与布液是否均匀和浸出操作是否合理密切相关.围绕矿堆的产状和物理特征、矿石浸出性能,并结合原地爆破浸出实践,对布液原地爆破浸出工艺布液方法选择和浸出过程控制进行了论述.     

红土镍矿微波水热法浸提镍钴

采用微波水热盐酸浸出方法对腐泥土型红土镍矿提取镍钴进行了研究,详细探讨了焙烧预处理、微波水热浸出温度和浸出时间对镍钴浸出率的影响.对于300℃焙烧预处理后的红土镍矿,微波水热温度为50℃,浸出时间为1 h时,镍的浸出率高达93.65%,钴的浸出率为87.86%.红土镍矿的微波水热浸出体系与普通水热浸出体系相比,镍和钴的浸出效果更好.研究表明,扩散过程是镍、钴浸出过程的主要限制环节.     

表面活性剂强化铜矿石浸出

为了解决铜矿石浸出速度慢、浸出率低的问题,在浸出液中加入表面活性剂进行摇瓶试验.通过测量浸出前后溶液表面张力以及铜浸出率,考察了三种不同类型的表面活性剂对铜矿石浸出的影响.研究发现溶液表面张力对矿石浸出影响较大,阴离子表面活性剂的强化浸出作用最为明显,铜浸出率达62.5%.在柱浸试验中,添加阴离子表面活性剂使铜浸出率提高了近10%.利用物理化学和渗流力学对表面活性剂强化浸出机理的分析表明,溶液表面张力和表面活性剂在矿石表面的吸附对矿石表面润湿作用影响较大,表面活性剂在浸出液的持久性也是影响浸出的因素之一.     

表面活性剂强化铜矿石浸出

为了解决铜矿石浸出速度慢、浸出率低的问题,在浸出液中加入表面活性剂进行摇瓶试验.通过测量浸出前后溶液表面张力以及铜浸出率,考察了三种不同类型的表面活性剂对铜矿石浸出的影响.研究发现溶液表面张力对矿石浸出影响较大,阴离子表面活性剂的强化浸出作用最为明显,铜浸出率达62.5%.在柱浸试验中,添加阴离子表面活性剂使铜浸出率提高了近10%.利用物理化学和渗流力学对表面活性剂强化浸出机理的分析表明,溶液表面张力和表面活性剂在矿石表面的吸附对矿石表面润湿作用影响较大,表面活性剂在浸出液的持久性也是影响浸出的因素之一.     

表面活性剂吐温80对钴精矿生物浸出的作用

研究矿物为赞比亚某钴精矿,浸矿菌种为ZY101.该菌种经长期驯化耐钴性良好,在含钴30g·L^-1的环境中正常生长.在浸出过程中,通过测量矿浆的pH值、电位值、亚铁离子浓度、菌浓度以及钴的浸出率来考察吐温80对浸出效果的影响.实验结果表明:在浸出过程中,添加表面活性剂吐温80可以加快浸出速率,提高钴的浸出率,其最佳用量为0.01%(体积分数),此时,钴的浸出率达到93.25%.与未加吐温80的浸出体系相比,钴的浸出率提高了62%.在赞比亚钴精矿生物浸出过程中,添加吐温80催化效果良好.     

石煤钠化焙烧料酸浸动力学

研究了石煤钠化焙烧料硫酸浸出过程中,浸出剂初始浓度、搅拌速度和浸出温度对浸出率的影响,并对浸出过程动力学进行了分析. 结果表明:浸出剂初始浓度和浸出温度对钒浸出率有显著影响,搅拌速度对钒浸出率影响不大;该浸出过程符合核收缩模型,与化学反应控制动力学方程式相吻合,浸出反应的表观活化能为50.88kJ·mol-1,浸出过程控制步骤为化学反应控制.     

添加锌电解阳极泥对ZnS浸出过程的影响

在锌焙烧烟尘热酸浸出过程中,来自于铁酸锌溶解的三价铁离子被用作焙烧烟尘中ZnS浸出的氧化剂.为了提高锌的浸出率,研究了在浸出过程中加入锌电解阳极泥对ZnS浸出的影响.考察的浸出条件包括阳极泥加入量、温度、硫酸浓度和反应时间.试验结果表明,阳极泥中的MnO2有助于焙烧烟尘中ZnS的氧化浸出.在最佳的条件下,通过加入阳极泥(锰加入量为焙烧烟尘质量的4%)可将锌的浸出率由94%提高到97%以上.     

废旧镍氢电池正极材料中镍和钴的回收

研究了在硫酸体系中回收废旧镍氢电池正极材料中的金属镍和钴. 用正交实验方法考察了浸出温度、浸出时间、硫酸初始浓度以及氧化剂用量对镍、钴浸出率的影响. 实验结果表明,各因素对镍和钴浸出率的影响程度排序均为:氧化剂用量>浸出时间>温度>硫酸初始浓度. 在实验得出的最佳浸出条件下,Co的浸出率为99.7%,Ni的浸出率为99.1%.     

黄铁矿强化生物浸出低品位磷矿

进行了嗜酸氧化亚铁硫杆菌、嗜酸氧化硫硫杆菌与嗜酸氧化亚铁钩端螺旋菌的混合菌强化浸出低品位磷矿的实验研究.结果表明:由于试样中硫含量低,不利于该磷矿的生物浸出.提出了在浸矿体系中添加黄铁矿来强化浸出的措施.考察了细菌种类、磷矿与黄铁矿配比以及初始Fe2+质量浓度等参数对磷浸出率的影响.采用驯化菌浸出该磷矿,能获得最佳的浸出效果,其适宜的工艺参数为初始Fe2+质量浓度9g.L-1、磷矿与黄铁矿质量比1:2.5,经过20d浸出,磷的浸出率可达95%.     

硫化砷渣的碱性浸出及浸出动力学

采用氢氧化钠溶液浸出硫化砷渣,使As与Cu和Bi等金属有效分离,有利于硫化砷渣的综合利用。对氢氧化钠浸出硫化砷渣动力学进行探讨。研究结果表明：当反应温度为90℃,固液比为1：6,反应时间为1．5h,NaOH与As2S3的摩尔比为7．2：1时,氢氧化钠浸出硫化砷渣,砷浸出率达到95．90％,铜浸出率仅为0．087％;经过氢氧化钠浸出,渣中Cu和Bi质量分数分别从10．90％和1．85％增加到50．00％和10．63％,Cu和Bi得到高度富集;溶液中As2S3与NaOH反应为收缩未反应芯扩散控制,其表观活化能为3．682kJ／mol。     

热酸浸出黄钠铁矾渣工艺

以黄钠铁矾渣为原料,研究硫酸浸出过程的工艺条件,分析浸出过程的热力学和动力学机理.实验结果表明,在液固比为5∶1,搅拌速率为350 r/min条件下,浸出黄钠铁矾渣的最佳工艺条件为:硫酸质量浓度为225 g/L,反应温度为95 ℃,反应时间为2.5 h,该条件下多组实验的渣中Fe、Zn浸出率均大于96%.黄钠铁矾渣硫酸浸出过程在动力学上属于收缩核模型,受化学反应控制.     

黑铜泥碱性浸出工艺及机理探讨

以黑铜泥为原料,研究黑铜泥碱性浸出的工艺条件,从而使Cu、Sb、Bi和As有效分离,并探讨浸出过程的动力学机理.实验结果表明:在最佳碱浸条件下,黑铜泥中As的浸出率为92.84%,Cu的浸出率为1.43%,Sb的浸出率为2.92%,Bi的浸出率为1.26%.黑铜泥碱浸出过程在动力学上符合液-固反应的收缩性未反应核模型,...     

Microemulsion leaching of vanadium from sodium-roasted vanadium slag by fusion of leaching and extraction processes

The fusion of the leaching and purification processes was realized by directly using microemulsion as the leaching agent. The bis-(2-ethyhexyl) phosphoric acid(DEHPA)/n-heptane/Na OH microemulsion system was established to directly leach vanadates from sodium-roasted vanadium slag. The effect of the leaching agent on the leaching efficiency was investigated, in addition to the molar ratio of H_2O/Na DEHP(W), DEHPA concentration, solid/liquid ratio, stirring time, and leaching temperature. In optimal situations, the vanadium leaching efficiency reaches 79.57%. The X-ray diffraction characterization of the leaching residue and the Raman spectrum of the microemulsion before and after leaching demonstrate the successful entry of vanadates from the sodium-roasted vanadium slag into the microemulsion. The proposed method successfully realizes the leaching and purification of vanadates in one step, thereby greatly reducing production costs and environmental pollution. It also offers a new way to achieve the green recovery of valuable metals from solid resources.     

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％.     

Reductive leaching of indium from the neutral leaching residue using oxalic acid in sulfuric acid solution

The present study evaluates the reductive leaching of indium from indium-bearing zinc ferrite using oxalic acid as a reducer in sulfuric acid solution. The effect of main factors affecting the process rate, including the oxalic-acid-to-sulfuric-acid ratio, stirring rate, grain size,temperature, and the initial concentration of synergic acid, was precisely evaluated. The results confirmed the acceptable efficiency of dissolving indium in the presence of oxalic acid. The shrinking-core model with a chemical-reaction-controlled step can correctly describe the kinetics of indium dissolution. On the basis of an apparent activation energy of 44.55 k J/mol and a reaction order with respect to the acid concentration of 1.14, the presence of oxalic acid was found to reduce the sensitivity to temperature changes and to increase the effect of changes in acid concentration. Finally, the equation of the kinetic model based on the factors under study is presented.     

聚合硫浸取效率的研究

采用均匀设计理论,对影响聚合硫浸取效率的浸取温度、液固比及浸取时间等因素进行了研究,探讨了灰色理论在均匀设计试验影响因素分析中的应用。结果表明,采用均匀设计和灰色理论来研究浸取分离的影响因素并确定优化浸取条件的方法是行之有效的。     

聚合硫浸取效率的研究

采用均匀设计理论，对影响聚合硫浸取效率的浸取温度、液固比及浸取时间等因素进行了研究，探讨了灰色理论在均匀设计试验影响因素分析中的应用。结果表明，采用均匀设计和灰色理论来研究浸取分离的影响因素并确定优化浸取条件的方法是行之有效的。     

Biooxidation-thiosulfate leaching of refractory gold concentrate

A process of biooxidation followed by thiosulfate leaching of gold from refractory gold concentrate was investigated. Mineralogical studies on the concentrate showed that very fine gold grains(10 μm) were encapsulated in pyrite and arsenopyrite, while the proportion of monomer gold was only 21%. The gold-bearing sample was identified as a high-sulfur fine-sized wrapped-type refractory gold concentrate.The gold leaching efficiency obtained by direct cyanidation was only 59.86%. After biooxidation pretreatment, the sulfide minerals were almost completely decomposed, 92 wt% of the mineral particles of the biooxidation residue were decreased to 38 μm, and the proportion of monomer gold in the biooxidation residue was over 86%. Meanwhile, the gold content in the biooxidation residue was enriched to 55.60 g/t,and the S, Fe, and As contents were reduced to approximately 19.8 wt%, 6.97 wt%, and 0.13 wt%, respectively. Ammoniacal thiosulfate was used for gold extraction from the biooxidation residue of the refractory gold concentrate. The results showed that the optimal reagent conditions were 0.18 M thiosulfate, 0.02 M copper(II), 1.0 M ammonia, and 0.24 M sulfite. Under these conditions, a maximum gold leaching efficiency of 85.05% was obtained.