铜阳极泥预处理富集金银的研究

对铜阳极泥预处理富集金银进行研究。先经硫酸预浸脱铜,当反应温度为353K,H2SO4与Cu的物质的量比n(H2SO4):n(Cu)为1.5,液固比为3:1,反应时间为1.5h时,铜浸出率达到90%;脱铜阳极泥再与碳酸钠进行球磨转化后硝酸浸出脱铅;当球磨时间为3h,Na2CO3与Pb的物质的量比即n(Na2CO3:n(Pb)为2.5,液固比为2:1,球料比为8:1,HNO3与Pb的物质的量比即n(HNO3):n(Pb)为6.0,浸出时间为0.5h,浸出温度为296K时,铅浸出率为69.5%。研究结果表明:经上述预处理后阳极泥金、银含量分别从0.152%和7.81%增加到0.31%和13.7%,阳极泥量减少一半,大大提高了回转窑生产能力,并减少了SO2的排放量。     

熔融态高钙高磷钒渣氧化钠化—水浸提钒

采用XRD对钠化高钙高磷钒渣(11.48%V2O3、13.71%Ca O、0.78%P2O5)熟料的物相组成进行了分析,并研究了钒渣熟料提钒的最佳实验参数。结果表明:在Na2CO3加入量相对较少时(35%),V存在于Na4V2O7、Na3VO4、Na1.33V2O5和Na Ca VO4中,随着Na2CO3加入量的增加,Na4V2O7和Na Ca VO4会进一步与Na2CO3反应转化为Na3VO4;钒渣熟料中P存在于水溶性Na3PO4中;当实验条件如下:Na2CO3加入量为40%,液固比为5∶1 m L/g,浸出温度为90℃,浸出时间为4min,搅拌速度为150 r/min,高钙高磷钒渣熟料浸出率可超过90%。可见,熔融态高钙高磷钒渣氧化钠化水浸提钒的方法可行。     

苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘

对苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘进行研究,考察NaOH浓度、O2分压、温度、浸出时间和液固质量比等因素对砷、锑和铅浸出行为的影响。研究结果表明:在火法处理铅阳极泥产出的高砷锑烟尘中,砷、锑的主要物相分别为As2O3和Sb2O3,锑也有少量以Sb2O5存在;在苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘过程中,As(Ⅲ)氧化为溶解度更大的As(Ⅴ)进入溶液,同时Sb(Ⅲ)氧化为Sb(Ⅴ),并形成难溶化合物Sb2O3·2Sb2O5、Pb2Sb2O7和NaSb(OH)6,进入浸出渣中;实验确定的最佳工艺条件为:NaOH质量浓度40 g/L,O2分压2.0 MPa,浸出温度140℃,浸出时间2 h,液固质量比10。在此条件下,As的浸出率可达95%以上,而Sb和Pb的浸出率均小于1.0%。     

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。     

废锂电池中钴锂浸出率影响因素的全因子实验

为了最大化浸出废锂电池中钴锂金属元素,固定浸出时间,采用全因子实验方法,以氨基磺酸浓度、过氧化氢质量分数、固液比、浸出温度为自变量,Co2+和Li+浸出率为因变量进行模型拟合,应用Minitab 17软件对工艺参数模型进行预测,并对最佳工艺参数进行验证。结果表明,主效应上,氨基磺酸浓度、过氧化氢质量分数、固液比、浸出温度对Co2+和Li+浸出率有显著的影响;交互效应上,氨基磺酸浓度+固液比、过氧化氢质量分数+浸出温度对Co2+浸出率有明显的影响,氨基磺酸浓度+浸出温度、过氧化氢质量分数+浸出温度、固液比+浸出温度对Li+浸出率有一定影响,其余效应影响不显著。所得最佳工艺参数为:c(NH2SO3H)=144 mol·L-1,w(H2O2)=10%,S/L=25 g·L-1,θ=55 ℃,t=70 min,在此浸出条件下,Co2+和Li+浸出率分别为9531%和9236%。     

云南汤丹某氧化铜尾矿的浸出研究

以云南汤丹某高碱性低品位氧化铜浸出尾矿为研究对象,采用NH3·H2O-(NH4)2CO3和NH3·H2O-NH4Cl缓冲液添加氧化剂浸出,考察浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及c(NH4+)/c(NH3)、氧化剂用量、氧化剂添加顺序、氧化时间等因素对铜浸出率的影响,得到该尾矿的最佳浸出条件。研究结果表明:添加H2O2(11.2 mmol/L)能充分氧化次生硫化铜矿,而对原生硫化铜矿的作用有限;在NH3·H2O-(NH4)2CO3中,当液固比为10:1,温度为40℃,加入H2O2的用量为0.3 mL/g,反应2 h,然后,添加NH3·H2O及(NH4)2CO3,c(NH4+)=3.2 mol/L,c(NH3)=0.8 mol/L,继续反应4 h,铜浸出率达69.3%;在NH3·H2O-NH4Cl中,当液固比为10:1,温度为50℃,加入H2O2的用量为0.20 mL/g,反应2 h,然后,添加NH3·H2O及NH4Cl,c(NH4+)=2.25 mol/L,c(NH3)=0.75 mol/L,继续反应6 h,铜的浸出率达70.6%。     

采用硫化砷渣制备三氧化二砷工艺

硫化砷渣经氢氧化钠溶液浸出、空气氧化脱硫和SO2还原制备得到As2O3。研究结果表明：当NaOH与AS2S3物质的量比为7．2：1,固体质量与液体体积之比为1：6,反应温度为90℃,反应时间为2h,转速为300r／min时,用氢氧化钠溶液浸取硫化砷渣,其砷的浸取率达到95．90％;过滤后在碱浸液中通空气脱除碱浸液中Na3AsS3中的硫;当反应时间为10h,反应温度为30℃,空气流量为120L／h,对苯二酚和高锰酸钾质量浓度分别为1．5g／L和0．5g/L,木质素磺酸钠质量浓度为0．13g／L时,脱硫率可达到96．00％;当pH值为0,反应时间为1h,反应温度为30℃,砷质量浓度为60．00g/L时通入SO2还原溶液中AsO4^3-,产物中As2O3含量和砷回收率分别达到92．14％和95．21％;稀硫酸洗涤后,As2O3纯度达95．14％。     

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％.     

二次铝灰低温碱性熔炼研究

研究利用低温碱性熔炼法提取二次铝灰中铝的过程.探讨碱灰质量比、盐灰质量比、熔炼温度、熔炼时间、不同添加剂和不同混料方式等因素对铝浸出率的影响.研究结果表明:优化条件为:碱灰质量比1.3、盐灰质量比0.7(NaNO3)或0.4(Na2O2)、熔炼温度500℃、熔炼时间60 min.湿混料可以提高铝浸出率,以NaNO3为添加剂干混料铝浸出率最高可达87.52％,以NaNO3为添加剂湿混料铝浸出率最高可达92.71％,以Na2O2为添加剂湿混料铝浸出率最高可达92.76％.     

大洋多金属结核高压低质量分数碱浸过程中SiO_2溶出行为

为提高综合利用率,对大洋多金属结核碱浸进行预处理研究,考察大洋多金属结核高压低质量分数碱浸过程中Na OH初始质量分数、反应温度、液固比、浸出时间等因素对SiO_2溶出影响,并对高压碱浸脱硅动力学进行研究。研究结果表明:在浸出温度为180℃、质量分数为10%Na OH溶液、液固比为3.0:1.0条件下反应70 min,可制得118.51 g/L的Na2Si O3溶液,其余Na2Si O3以方沸石(Na(Si2Al)O6?H2O)形式析出,SiO_2高压浸出反应的表观活化能为50.08 k J/mol,遵循化学反应控制的收缩核模型。通过高压低质量分数碱浸可选择性浸出其中的SiO_2,并生成有良好吸附性能的方沸石,而不破坏有用金属元素晶格结构,所得浸渣锰质量分数为30.72%以上。     

硼镁石真空铝热炼镁还原渣提取高白氢氧化铝

以煅烧硼镁石为原料真空铝热还原炼镁得到的还原渣中富含12CaO·7Al2O3,该还原渣可通过氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液溶出得到铝酸钠溶液和富硼料,铝酸钠溶液通过碳酸化分解可制备氢氧化铝.以硼镁石铝热炼镁所得还原渣为原料,研究了溶出温度、时间、碳酸钠及氢氧化钠质量浓度对氧化铝溶出率的影响,并对碳分产物进行性能研究.结果表明,在氢氧化钠质量浓度12g/L,碳碱质量浓度210g/L,溶出时间120min,溶出温度95℃,液固比为6的条件下,炼镁还原渣中氧化铝的溶出率为8521%.氢氧化铝产品为α-Al(OH)3,白度大于98,SEM显示其晶粒小于1μm.     

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。     

碱式铜盐包覆Cu2O催化剂的形成机理及催化性能

采用铜盐与四种碱NaOH、Na2CO3、Na2SO3、Na2S2O3在室温(25℃)下反应于Cu2O表面包覆碱式铜盐,均得到组成为Cu2O@Cu4(SO4)(OH)6的核壳型催化剂,其中,由Na2S2O3得到的样品其催化活性远高于其他碱制备样品。通过性质表征可知,由Na2S2O3制得样品具有核内部孔洞多、缺陷分布广、活性表面大、表面粗糙、晶体紧实度低等特点,这些特征均有利于催化活性的提高。进一步研究确认,Na2S2O3在反应中具有多重身份,一是水解提供OH-;二是自身发生歧化反应或者与Cu2+发生氧化还原反应,生成SO42-和S2-,提供形成Cu4(SO4)(OH)6所需的SO42-;三是能与Cu2O核反应,使其溶解形成孔洞。因此,采用铜盐与Na2S2O3在室温下反应形成的Cu2O@Cu4(SO4)(OH)6核壳型催化剂具有非常高的催化活性,能实现黑暗条件下高效降解高浓度(400 mg/L)染料(橙黄II),2h基本实现完全降解(99.5%)。     

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.     

无机缓蚀剂与表面活性剂对碳钢的协同缓蚀作用

采用动电势扫描法测定了碳钢在饱和 (NH4 ) 2 CO3溶液中的阳极极化曲线 ,研究了几种无机缓蚀剂的缓蚀作用及与表面活性剂复配后的协同效应。结果表明 :当体系中添加 0 .1%的量 ,钼酸钠缓蚀性能最好 ,相对缓蚀效率达 6 8.3% ;当 0 .0 5 %的钨酸钠与 0 .0 5 %平平加复配 ,协同缓蚀效率可达 72 .7% ;应用动电势扫描法能够快速、简便地测定腐蚀速率和评选缓蚀剂。     

添加剂对钛精矿固相碳热还原强化作用的比较

利用热重分析法研究了硅铁、硼砂、碳酸钠三种不同添加剂对钛精矿固相碳热还原行为的影响.对这三种添加剂的TG,DTG,DSC曲线进行分析,结果表明硅铁会使钛精矿在还原过程中的失重率减少;而碳酸钠和硼砂会使钛精矿在还原过程中的失重率增加.三种添加剂都可以使达到最大反应速率时的温度降低.碳酸钠和硼砂可以显著提高其最大反应速率,分别提高了013%/min和018%/min;硅铁使最大反应速率降低.其强化还原机理为硅铁为反应提供一定热量,提高了反应体系的温度;硼砂促进还原过程中反应物的传输;碳酸钠可以增强碳的气化反应.     

含钼铜精矿氧化焙烧-浸出分离钼研究

四川攀西地区的含钼铜精矿中,由于钼、铜矿物组成复杂,共生关系紧密,提出了氧化焙烧-浸出工艺进一步分离钼。将试样置入焙烧炉中进行氧化焙烧,使硫化物转化为CuO、MoO3、Fe2O3等氧化物后;添加NaOH、H2O与MoO3反应生成可溶性Na2MoO4,浸出渣作为铜精矿产品。研究结果表明:铜、钼等以氧化物形式赋存于焙烧矿中,氧化焙烧矿中的硫含量较低为0.53%,硫以SO2气相形式挥发;在焙烧温度650℃、焙烧时间120 min、氢氧化钠用量为30%、浸出温度60℃、浸出时间120min、浸出液固比2∶1的综合条件下,钼的浸出率为94.24%,铜精矿(浸出渣)中铜的质量分数为24.27%,钼分离效果明显。