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。     

泡沫浮选萃取分离回收废水中铜锌

在内循环浮选柱中,采用泡沫浮选萃取法对模拟废水中的铜锌离子进行了分离回收实验,研究了废水pH值、浮选时间、气速、环烷酸浓度等对分离效果的影响.结果表明,利用皂化环烷酸作为浮选萃取剂,两段浮选萃取,第一阶段在pH=2.7时优先浮选萃取铜,回收率达95%,而锌的回收率约为10%;然后在第二阶段升高残液pH值至7.9浮选萃取锌,可完全除去锌离子,残留废水达到排放标准.确定了泡沫浮选萃取分离回收铜锌的工艺路线,并制得工业纯硫酸铜和硫酸锌产物.     

镍电解阳极液净化除铜

用镍精矿－活性阳极泥－亚硫酸方法，研究了镍电解阳极液除铜效果；通过正交实验，查明了影响残铜量和ｍｃｕ／ｍＮｉ２个指标的主要因素和次要因素；得出最佳工艺条件是：镍精矿的质量浓度为０．３０ｇ／Ｌ亚硫酸体积分数为１５．０ｍＬ／Ｌ阳极泥质量浓度为３．３０ｇ／Ｌ阳极泥活度为３０％，反应温度为８５℃，起始ｐＨ值为３．５，反应时间为４０ｍｉｎ。     

关于用HDEHP从硫酸体系中液—液萃取分离镍和锌铁的研究

利用ＨＤＥＨＰ从硫酸体系中液－液萃取分离镍和锌铁，研究了ＨＤＥＨＰ对Ｆｅ＾３＋，Ｚｎ＾２＋，Ｎｉ＾２＋，Ｃｕ＾２＋的萃取行为，反萃取条件及三级连续萃取。结果表明：萃取除铁锌符合硫酸溶液交化的要求外，镍的直收率达９８％以上，无废渣。     

微晶石蜡固液萃取分离-光度法测定痕量锌

研究了微晶石蜡固液萃取分离痕量Zn(Ⅱ)的行为及其与常见离子的分离。详细考察了影响锌的分离与测定的各种因素,在优化的实验条件下,当富集倍数为100时,回收率在97%~102%之间,RSD小于3.1%。该方法已成功应用于实际水样中Zn(Ⅱ)的富集测定,结果令人满意。     

从铜镉渣中析出铜锌镉的氧化氨浸工艺

针对传统氨浸工艺浸出率较低现状,采用氧化氨浸工艺浸出回收铜镉渣中的镉、锌和铜.为了确定氧化氨浸工艺的最佳浸出条件,采用正交实验的方法研究了铜镉渣氧化氨浸的影响因素.结果表明:在氨水浓度3.7 mol/L,铵离子浓度5.0 mol/L和(NH₄)₂S₂O₈浓度30 g/L、液固比6∶1的条件下,镉、铜的浸出率达到99%,同时锌的浸出率达到96%,浸出率明显高于传统氨浸方法.     

水中铜,铅,锌,镉的协同萃取及火焰原子吸收分光光度测定法

研究了以APDC+DDTC/MIBK+环己烷+醋酸丁酯为协同革取体系,用火焰原子吸收分光光度法测定水中微量铜、铅、锌、镉的方法。其检测限(PPb),铜为2.0,铅为4.0,锌为0.3,镉为0.5。根据溶液酸度、萃取剂配比、萃取剂用量、萃取时间、有机相的稳定性等对吸光度的影响,选择出较佳的萃取条件,由方法的准确度和精密度证实了方法的可靠性。     

碱性氰化液中季铵盐萃取铜的动力学

用N_263(氯化三烷基甲基铵)-煤油体系作为有机相,在一恒界面池内进行了文题的研究。结果表明,铜的萃取速率与两相搅拌强度无关,但正比于两相的接触界面积和有机相中萃取剂浓度,萃取反应过程的表观活化能为18750J/mol。对系统进行理论分析的结果可知,铜的萃取反应过程为反应与扩散在水膜内并列进行的过程,但其主要特征表现为包含水膜的界面反应。在实验基础上建立了萃取动力学模型,其计算值与实验值的平均偏差为4.9%。     

铜再生烟灰中多组分硫酸熟化物相可控转化

提出硫酸熟化-水浸处置铜再生烟灰新技术,通过硫酸熟化将烟灰中铜、铅、锌、锡等金属化合物转化成对应的硫酸盐,同时使得氟、氯元素以HF和HCl的形式挥发脱除,然后采用水浸的方法实现铜锌和铅锡的分离。借助HSC Chemistry 6.0热力学软件分析熟化过程中物相转化的可行性,研究不同熟化工艺条件下物相的转化效率,并通过XRD和SEM-EDS等表征确定物相转化规律。研究结果表明：硫酸加入量和熟化温度是影响转化效率的主要因素,适当提高硫酸加入量和熟化温度可提高物相的转化效率。最佳的工艺条件如下：硫酸加入量为理论质量的1.8倍,熟化温度为250℃,熟化时间为60 min,空气气氛,在此条件下,氟和氯的脱除率分别为76.54%和99.07%,锌和铜的浸出率为99.02%和97.14%,而锡和铅保留在渣相中,从而实现铜再生烟灰中多组分的高效分离。     

钴矿石浸取液中Co,Cu,Fe的萃取分离

探讨了钴矿石浸出液中Ｃｏ、Ｃｕ、Ｆｅ的萃取分离，以及不同萃取挤萃取上术元素的影响因素。提取液用Ｐ２０４、ＬＩＸ９８４和正辛酸分别萃取Ｆｅ、Ｃｕ和Ｃｏ萃取率分别为９９．９％、９９．４％和９８．１％。成功地实现了复杂钴矿石中的Ｃｏ、Ｃｕ、Ｆｅ的分离与提纯。     

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。     

Ultrasound effects on zinc recovery from EAF dust by sulfuric acid leaching

In this work, an ultrasound-assisted leaching process was studied for the recovery of zinc from electric arc furnace (EAF) dust, in which zinc was mainly present in the form of franklinite (60%). Hydrometallurgy is emerging as a preferred process for the recovery of a variety of metals, and the use of ultrasound could offer advantages over the conventional leaching process, especially for the dissolution of franklinite. Franklinite is a refractory phase that is difficult to leach and represents the main obstacle in conventional hydrometallurgy processing. Atmospheric leaching with different sulfuric acid concentrations (0.2-2.0 M) at two temperatures (323 and 353 K) was performed. The tests were conducted using both conventional and ultrasound-assisted leaching. After the leaching tests, the solid residues were characterized by scanning electron microscopy (SEM) and X-ray diffraction (XRD) techniques, whereas the leach liquor was analyzed by inductively coupled plasma spectroscopy (ICP). The use of ultrasound facilitated the dissolution of franklinite at low acid concentrations and resulted in a greater zinc recovery under all of the investigated operating conditions.     

高砷烟尘酸性氧化浸出砷和锌的试验研究

采用酸性氧化浸出工艺对某冶炼厂高砷烟尘进行湿法浸出砷、锌的试验研究。通过单因素试验确定最佳浸出工艺条件。结果表明,采用pH值为2的稀硫酸溶液,在浸出温度80℃、浸出时间105min、液固体积质量比10∶1、H2O2添加量1.75mL/g(烟灰)、搅拌速度705r/min的条件下,砷、锌浸出率分别达到78.25%和85.42%。     

烧结电除尘灰浸出液分离制备球形碳酸钙的研究

对包钢烧结电除尘灰进行了浸出试验,研究结果表明浸出液中有较高含量的钾盐和钙盐。为了提升钾盐产品质量和降低硫酸钙结垢对设备安全操作的影响,在回收钾盐之前,需要对浸出液中的硫酸钙盐进行去除。以碳酸钠溶液为沉淀剂,考察了沉淀剂浓度、反应温度、搅拌强度和平衡时间对浸出液中硫酸钙的去除效果及碳酸钙产品晶型晶貌的影响。结果表明,钙离子去除率几乎达到100%,同时获得了粒径10μm左右、颗粒分散均匀、高附加值的球形碳酸钙副产品。     

锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究

对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件.试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5 mol/L、液固比6∶1、时间10 min的浸出条件下,硫浸出率达98.66％,汞在渣中的富集率为93.8％,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90 min的条件下,硫磺回收率在98％左右,硫磺纯度符合GB/T 2449-2006工业硫磺一等品标准；硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76％.     

采用HBL101从锌置换渣高酸浸出液中萃取锗

针对现行的湿法炼锌渣中提取锗的研究现状,采用新型萃取剂HBL101从锌置换渣的高酸浸出液中直接萃取锗,考察了料液酸度、萃取剂体积分数、萃取温度、萃取时间和相比对萃取的影响以及氢氧化钠质量浓度、反萃温度、反萃时间和反萃相比对反萃的影响,并对萃取剂转型条件进行了研究.实验表明：有机相组成为30% HBL101+70%磺化煤油(体积分数)作为萃取剂,料液酸度为113.2 g·L-1 H2 SO4,其最佳萃取条件为萃取温度25℃,萃取时间20 min,相比O/A=1：4.经过五级逆流萃取,锗萃取率达到98.57%.负载有机相用150 g·L-1 NaOH溶液可选择性反萃锗得到高纯度锗酸钠溶液,其最佳反萃条件为反萃温度25℃,反萃时间25 min,相比O/A=4：1.经过五级逆流反萃,反萃率可达到98.1%.反萃锗后负载有机相再用200 g·L-1硫酸溶液反萃共萃的铜并转型,控制反萃温度25℃,反萃时间20 min,O/A=2：1.经过五级逆流反萃,铜反萃率可达到99.5%并完成转型,萃取剂返回使用.     

低共熔溶剂浸出高炉瓦斯泥-电沉积锌的研究

本文采用氯化胆碱-尿素低共熔溶剂体系浸出高炉瓦斯泥,再直接电沉积得到锌.实验考察了液固比、浸出时间、搅拌速度对锌浸出率的影响.浸出实验结束后,我们分别对体系进行了循环伏安测试和电沉积实验.实验结果表明:液固比为10 mL/g,浸出时间为30 h,搅拌速度为300 r/min,温度为70℃的条件下,锌的浸出率达到71%;循环伏安测试确定还原电位为-1.4 V;X射线衍射和能谱分析表明,镀层为纯度较高的金属锌;通过对镀层形貌分析发现电沉积得到了1μm左右团簇状晶粒组成的锌镀层.     

从镍钼矿冶炼烟尘中浸出硒的体系选择

研究在酸性和碱性浸出体系中氧化浸出镍铝矿冶炼烟尘中硒的热力学,采用线衍射对镍钼矿冶炼烟尘及其浸出渣进行表征.结果表明:在盐酸-硫酸的复合体系中,采用氯酸钠为氧化剂,有利于镍钼矿冶炼烟尘中硒浸出;实验研究证明热力学研究的正确性.在盐酸和硫酸复合体系中,氧化浸出镍钼矿冶炼烟尘中的硒,硒的浸出率大于98％,浸出渣含硒0.13％.冶炼烟尘中硒以单质的形式存在;浸出渣中未见有硒及其化合物的衍射峰出现,表明烟尘中硒浸出较完全.     

Extraction of copper from copper-bearing biotite by ultrasonic-assisted leaching

Copper-bearing biotite is a refractory copper mineral found on the surface of the Zambian Copperbelt. Biotite is a copper oxide from which copper is extracted by various methods, especially by leaching. Leaching is the process of extracting a substance from a solid material dissolved in a liquid. To improve the efficiency of the leaching process by a more effective method, a new method called ultrasonic-assisted acid leaching is proposed and applied in this study. Compared with regular acid leac...     

Use of ionic liquid in leaching process of brass wastes for copper and zinc recovery

Brass ash from the industrial brass manufacturer in Turkey was leached using the solutions of ionic liquid (IL) 1-butyl-3-methyl-imidazolium hydrogen sulfate ([bmim]HSO₄) at ambient pressure in the presence of hydrogen peroxide (H₂O₂) and potassium peroxymonosulfate (oxone) as the oxidants. Parameters affecting leaching efficiency, such as dissolution time, IL concentration, and oxidizing agent addition, were investigated. The results show that [bmim]HSO₄ is an efficient IL for the brass ash leaching, providing the dissolution efficiencies of 99% for Zn and 24.82% for Cu at a concentration of 50vol% [bmim]HSO₄ in the aqueous solution without any oxidant. However, more than 99% of zinc and 82% of copper are leached by the addition of 50vol% H₂O₂ to the [bmim]HSO₄ solution. Nevertheless, the oxone does not show the promising oxidant behavior in leaching using [bmim]HSO₄.