提高钼泥中钼浸出率的实验研究

钼泥是冶炼钼铁飞扬的烟尘经水淋洗沉淀物，除含有一定量的钼外，还含有大量的石英石、硅酸盐、铁、铜、钙、镁、铝、铅等。从钼泥中提取钼，就是废物利用，化废为宝。但是，由于这个工艺过程复杂，达到很高的提取率很难，因此迄今为止，国际国内没有这种实验成功的先例。经过反复实验，用先酸后碱浸法，由钼泥中提取钼的提取率达到99％以上，该项实验的成功，每年可节约500多万元资金，同时还减少了环境污染，具有很大的经济效益和社会效益。     

低品位钼精矿的钼提取研究

采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.     

工业废渣中金属银的回收

研究了硫脲浸出———电解沉积法从含银高砷废渣中回收金属银的工艺方法 ,包括浸取液配方的筛选、最佳浸取工艺条件的确定以及浸取废液的循环利用 .结果表明 ,利用本项工艺 ,银的浸出率为 91 .33% ,电解回收率为97.2 3% ,总回收率为 88.80 % (均为质量分数 ) .为含银废渣的回收利用以及由此造成的二次污染的防治 ,提供了一套有效的方法     

提高钼泥中钼浸出率的实验研究

钼泥是冶炼钼铁飞扬的烟尘经水淋洗沉淀物 ,除含有一定量的钼外 ,还含有大量的石英石、硅酸盐、铁、铜、钙、镁、铝、铅等。从钼泥中提取钼 ,就是废物利用 ,化废为宝。但是 ,由于这个工艺过程复杂 ,达到很高的提取率很难 ,因此迄今为止 ,国际国内没有这种实验成功的先例。经过反复实验 ,用先酸后碱浸法 ,由钼泥中提取钼的提取率达到 99%以上 ,该项实验的成功 ,每年可节约5 0 0多万元资金 ,同时还减少了环境污染 ,具有很大的经济效益和社会效益     

从含铜废渣液中提取硫酸铜的简易工艺

标牌厂的废水和废渣、铜材加工厂的酸洗废液等,是提取硫酸铜的原料。许多单位试图回收利用,但设备多、投资大,一个工厂的废液又难以形成一定规模的生产能力。因此,一般工厂未作处理就排放掉,这样既污染了环境,又浪费了资源。针对这一情况,江苏省如皋县轻工研究所试验成功一种简易     

冶炼废渣中有价值金属的综合回收

首先采用硝酸与添加剂湿法分离产台炼废渣中的铜,铋和银等金属,然后用火法收集浸渣中的金,从而高效而又综合地回收了渣中各种有价值的金属。     

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.     

以硫酸铝废渣为原料制备白炭黑的工艺研究

以山东某集团公司硫酸铝废渣为主要原料制备白炭黑,研究了渣粉粒度、煅烧温度、酸浸温度、酸浸时间、酸的用量等因素对产品性能的影响,确定了制备白炭黑的最佳工艺条件。X衍射分析表明所制备的白炭黑为非晶态,产品达到了白炭黑国家标准,可用作橡胶和塑料的补强填充剂等。     

氯化法钛白粉生产中收尘渣的回收处理工艺研究

氯化法钛白粉生产过程中，收尘器内每天产生12-14吨的收尘渣，这些废渣在空气中潮解形成烟雾，遇水大量溶解形成水溶液，均对环境造成严重污染，另外日益增多的废渣的堆放场地无法解决，据资料介绍国外有的采用钻井深埋的处理方式，而国内采取用水直接冲洗或先用石灰搅拌后再用水冲洗的方式，这些方法都存在潜在的污染，不能从根本上解决问题，因此国内外并无好的成形技术处理这些废渣。本文介绍的采用焙烧的方法处理氟化收尘渣在国内处于领先地位，可使80％以上的氟化物转化为无污染的氯化物，节省占地面积，每年还为企业节约处理费近l00万元。     

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。     

实验室废碘液中碘的回收研究

研究了从实验室废碘液中提取碘的两种方法．第一种方法是利用氧化还原反应,采用分离、萃取、升华等工序回收废碘液中碘的工艺．另一种方法是利用氧化还原反应将废液中的l2还原为l^-,浓缩后加入工业级硫酸铜作沉淀剂,在适量还原剂存在的条件下使l^-全部转化为Cu2l2沉淀,然后加浓硝酸氧化之获得单质l2的工艺．通过实验得知,这两种方法所得的碘纯度高、回收率高．     

从碱性炼铋渣中选择性浸出钠盐和钼

采用常温和较高温分阶段浸出铋精矿低温碱性熔炼渣.研究结果表明:Na2S2O3和Mo主要进入常温浸出液中,而Na2CO3主要进入热浸液中.在温度为300K,液固比为0.75及时间为1h的条件下,进行两段逆流循环浸出后,Mo和Na2S2O3的浸出率分别为82.28％和75.03％,而Na2CO3的浸出率仅为33.13％;常温浸液中n(S2O32-)/n(CO32-)为1.97,实现了Na2S2O3和Na2CO3的初步分离;在温度为313～363 K,液固比不小于l,时间为lh的条件下进行热水浸出,Na2CO3,Na2S2O3及Mo的热浸率分别为94.0％,94.3％和69.0％;它们的两段总浸出率分别为95.99％,98.58％及94.51％.     

利用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿混合浮选钼回收率

以煤油作为辉钼矿的主要捕收剂,以气溶胶形式进行加药,进行了煤油用量实验、浮选时间实验、pH值和磨矿细度影响实验,研究采用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿钼回收率.气溶胶浮选技术可使铜钼混合浮选阶段钼回收率提高3%,且浮选时间缩短20%左右;在相同的回收率下,气溶胶浮选法使用的煤油用量可节省40%;气溶胶浮选的最佳磨矿细度为0.074mm占65%,浮选矿浆最佳pH值为9.与传统浮选工艺相比,气溶胶浮选技术具有浮选效率高、药剂用量少等特点,在低品位难选矿石浮选方面具有一定优势.     

废旧电路板中金的碘化法回收工艺

针对电路板中金的回收问题,提出粉碎—浮选—碘化浸出工艺。采用浮选法对经粉碎分级的电路板粉末进行分选实验,分选出的金属粉末用硝酸去除贱金属,过滤,由碘化法浸出滤渣中的金。实验结果表明:电路板中金属和非金属完全解离粒度为0.450 mm;浮选分离小于0.450 mm电路板粉末,沉物金属质量分数为87.32%,金属回收率为90.11%;碘和碘化物溶液可以在3 h内有效浸出电路板粉末中的金,金浸出率为95.53%。     

贵州滥木厂废渣浸出液对隆线溞的生物毒性实验研究

本文通过对贵州溢木厂废渣进行不同酸雨条件下的浸取实验，用其浸出液对隆线溞进行急性生物毒性实验。实验结果表明：pH为5、5．5及6、6．5其96h对隆线溞的半致死体积分数LC50分别为3．4914％、2．3883％、1．5222％、2．0850％，说明此废渣浸出液有很强的生物毒性。     

从糠醛废水中回收醋酸工艺研究

采用萃取法对糠醛废水中含有的醋酸进行回收，萃取剂用有机胺，调节剂和稀释剂混配而成，质量分数分别为45％，25％，30％，用蒸馏的方法将萃取相的醋酸蒸出，糠醛废水经萃取处理后，达到国家三级排放标准。     

废弃光盘银的提取

分析了废弃光盘中各金属含量,以NaClO对废弃光盘中银提取的方法,使反射层和盘基分离;再以锌粒还原,提取出单质银,实现了盘基及银的回收利用。     

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℃.