碱法浸出某含钒铬泥中的钒

某含钒铬泥为含Cr(Ⅳ)废水经还原、沉淀处理得到的固体, 干基中含Cr 30.20%, V₂O₅ 4.80%, 具有一定的回收利用价值。对该铬泥进行了酸浸和碱浸的探索性试验, 确定该铬泥宜于采用碱浸工艺。通过碱浸单因素实验, 确定最佳浸出工艺条件为: NaOH用量30%, 液固比2∶1, 浸出温度95 ℃, 浸出时间60 min, 此时V₂O₅浸出率达到68.50%。在此基础上, 比较了H₂O₂直接氧化-碱浸出和KClO₃弱酸性氧化-碱浸出工艺, 发现前者不适于该铬泥中V2O5的浸出。在弱酸性条件下用KClO₃氧化后, 用NaOH浸出,V₂O₅浸出率达到79.30%。     

黑铜泥氢氧化钠氧压碱浸脱砷研究

在氢氧化钠溶液中釆用通氧加压强化浸出工艺对黑铜泥进行脱砷,实验结果表明:在NaOH浓度为50 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.6 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间1.5 h、搅拌速度600 r/min的较优工艺条件下,黑铜泥中砷浸出率为96.74%,铜、锑、铋浸出率分别仅为1.19%、2.23%、1.08%,实现了砷的选择性脱除。碱浸液采用冷却结晶回收砷酸钠,结晶母液补加适量氢氧化钠返回浸出。渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

某复杂磁选精矿的碱浸出研究

对一复杂的某磁选精矿进行了碱浸出研究。研究结果表明，精矿中铀的浸出率随有机物的破坏与溶解而增加。采用预浸出和浸出两段碱浸流程处理该磁选精矿是适宜和可行的，并可得到有利于后续回收工序处理的产品液。浸渣所含残铀极有可能是难以溶解的、与钛密切相关的钛铀磁铁矿，如继续强化条件处理，在经济上极不合理，故不可取。     

湿法炼锌净化渣碱浸提锌试验研究

采用碱浸法处理湿法炼锌净化渣, 研究了碱浓度、浸出时间、浸出温度、碱渣比等工艺参数对净化渣中锌浸出率的影响。结果表明, 适宜的碱浸条件为: 碱浓度300 g/L、浸出时间40 min、浸出温度110 ℃、碱渣比12 L/kg, 此条件下锌浸出率达95.8%, 实现了净化渣中锌的高效提取。     

钼精矿热压碱浸—离子交换回收钼试验研究

本文针对某非标准钼精矿采用碱性介质氧压煮-离子交换回收钼试验研究,主要进行了钼精矿碱用量、氧分压和浸出温度及树脂交换pH值和温度以及钼酸铵制备试验研究,研究结果表明：钼精矿在NaOH过量系数为1.12,液固比为7,温度150℃,氧分压0.5MPa,总压保持0.9-1.2MPa,保温保压反应4h,钼的浸出率可达98%以上,浸出液酸化后用离子交换可获得99%的回收率,解吸液采用制备钼酸铵经典除杂工艺除杂后制备出优质钼酸铵产品,该工艺可为同类非标钼精矿提供一条有效的回收工艺。     

钼精矿热压碱浸—离子交换提取钼试验研究

针对某非标准钼精矿采用碱性介质氧压煮-离子交换回收钼试验研究,主要进行了钼精矿碱用量、氧分压和浸出温度及树脂交换pH值和温度以及钼酸铵制备试验研究,研究结果表明:钼精矿在NaOH过量系数为1.12,液固比为7,温度150℃,氧分压0.5MPa,总压保持0.9~1.2MPa,保温保压反应4h,钼的浸出率可达98%以上,浸出液酸化后用离子交换可获得99%的回收率,解吸液采用制备钼酸铵经典除杂工艺除杂后制备出优质钼酸铵产品,该工艺可为同类非标钼精矿提供一条有效的回收工艺。     

锰银矿加压碱浸除铝试验

采用加压碱浸对某锰银原矿进行了湿法预处理。最佳除铝工艺条件为: NaOH浓度150 g/L, 石灰添加量8%, 浸出时间3 h, 浸出温度120 ℃, 液固比2.5∶1, 氧压1.2 MPa, 在最优参数条件下铝浸出率可达93%以上, 而银损失率可控制在8.5%以内, 说明对该类锰银矿采用加压碱浸除铝的方案可行。     

有色冶炼二次含砷物料碱法脱砷工艺现状

分析了典型二次含砷物料化学成分特点,概括了当前有色冶炼工业中产生的二次含砷物料碱法脱砷工艺及原理,主要包括湿法脱砷工艺和火法—湿法联合脱砷工艺。其中,碱法脱砷工艺常用NaOH单碱浸出、NaOH-Na_2S混合碱浸出和NaOH+Na_2S混合碱两段浸出三种体系,并采用双氧水、加压、曝气、微波、球磨等氧化手段强化砷的浸出;火法—湿法联合脱砷工艺主要有低温碱性熔炼—水浸、焙烧预氧化—碱性浸出以及低温碱性焙烧—热水浸出工艺,低温碱性焙烧—热水浸出工艺选择性脱砷效果好,物料普适性广。最后,结合现有研究指出了碱法脱砷工艺存在的问题及二次含砷物料无害化、资源化研究方向。     

钠硅渣湿法处理工艺--碱回收工艺研究

对钠硅渣湿法处理工艺的脱碱过程进行了研究，分别考察了脱碱温度、时间、液固比和石灰添加量等因素对钠硅渣脱碱效果的影响，提出了适宜的脱碱工艺条件。实验结果表明：随温度的升高，碱回收率升高；时间和液固比对碱回收率的影响不明显；提高石灰添加量，可以提高碱回收率。     

白钨矿浸出工艺现状及发展趋势

我国白钨矿浸出工艺包括基于生成难溶性钙盐的碱法浸出工艺、基于生成可溶性钙盐的酸法浸出工艺以及其他浸出工艺。碱法浸出工艺的特点主要是流程短、设备简单、浸出率高、原料适应性强等,但碱法浸出工艺普遍存在能耗大、成本高的缺点,同时均需要在药剂量很大的情况下进行,进而给后续工序带来了一定的困难。酸法浸出工艺主要用于处理高品位、低杂质的优质白钨矿,对钨矿物原料的适应性较差,对原料中的杂质具有严格的要求。酸法浸出工艺的特点主要是热力学反应趋势高,但在分解过程中会产生钨酸膜,进而影响白钨矿的分解效果,此外对设备的腐蚀性较强、对环境污染严重。其他浸出工艺虽然是对碱法和酸法浸出工艺的改进,但大多难以实现工业化。因此,针对目前白钨矿分解工艺的弊端,亟待开发能耗低、操作简单、经济和清洁的白钨资源处理新技术,以期实现我国钨工业资源的可持续发展。     

湿法-火法联合工艺回收银锌渣中有价金属

研究了一种经济有效的湿法－火联合工艺综合回收含金银锌渣中的Ａｕ、Ａｇ、Ｂｉ、Ｚｎ等有价金属。     

从炼锌渣中回收有价元素

炼锌渣工业上往往直接排放形成固体废弃物;采用选矿工艺回收铁、金银、炭粉、尾矿作为水泥熟料填料,实现无尾矿工艺;综合回收不仅增加企业的经济效益,而且有利于保护环境。     

底吹铜熔炼渣中金银赋存状态及回收率提高探讨

某铜冶炼厂氧气底吹熔炼渣中金品位为0.11g/t，渣中金损失较多，生产上采用浮选法贫化熔炼渣回收金银，金回收率为57.08%，银回收率为65.23%，回收率较低。本文用扫描电镜探究底吹铜熔炼渣中主要组成物的形貌，确定熔炼渣主要矿物成分有冰铜、磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体相。通过采用MLA仪器和选择性溶解方法对熔炼渣中金、银的赋存状态进行了研究。结果表明，偶见金属银与金属铜紧密连晶分布于硫化亚铜中；渣中硫化物包裹金占64.71%，硅酸盐包裹金占29.41%，裸露金占5.88%。底吹铜熔炼渣缓冷磨浮流程中被硅酸盐包裹的约30%的金很难回收，这是导致熔炼渣中金回收率低的主要原因。建议在熔炼过程中提高熔炼渣与锍充分接触碰撞的几率，使熔锍尽可能捕集到硅酸盐熔渣里的金银，从而降低熔炼渣中金银含量；在磨浮回收金银时，提高磨矿细度，使被硅酸盐包裹的金颗粒单体解离。     

硫酸烧渣综合利用试验研究

为避免硫酸烧渣对环境的污染,以硫酸烧渣为原料,通过添加活性还原剂,用废硫酸直接还原浸出铁并制铁黄,而后用以P204为主体的三元萃取剂萃取回收浸液中的铜,用全泥氰化和锌粉置换工艺从浸渣中提取金银,较经济有效地回收利用了烧渣中的有价金属,铁,铜和金的回收率分别达到了93.31%,80.78%和90.18%。     

Silver loss during the oxidative refining of silver-copper alloys

The high temperature oxidative refining of molten silver-copper alloys is accompanied by silver losses to the slag. Typically, borosilicate slags are utilized as a flux and air or oxygen is injected into the molten alloy. The majority of the copper can be selectively oxidized to copper oxide, but some silver is also lost to the slag. In this research, the mechanism of silver loss has been investigated. Firstly, TGA and DTA studies of molten silver-copper alloys were performed, in order to elucidate the oxidation processes occurring at the gas-metal interface in the bubble. Secondly, the silver losses to the slag in the high temperature refining tests were quantified. Thirdly, the slag was characterized using XRD and the morphology of the silver in the slag was examined. Fourthly, a pseudo-equilibrium model of the refining process was developed and this was utilized to suggest methods for minimizing the silver loss to the slag. Finally, possible methods for recovering the silver from the slag are discussed.     

铜陵有色卡尔多炉渣中稀贵元素的预富集试验

富含Au、Ag、Pt、Pd、Se等稀贵元素的卡尔多炉渣在返回卡尔多炉再提金、银前,进行预富集可以提高卡尔多炉的工作效率,降低卡尔多炉的生产成本,解决返回料越积越多问题。铜陵有色金属公司对其卡尔多炉渣进行了浮选预富集工艺研究,结果表明：以硫酸亚铁为硫化矿物的活化剂、硫化钠为氧化矿物的活化剂,采用粗选1重点回收硫化矿、粗选2重点回收氧化矿的2粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程,可获得Au、Ag、Pt、Pd、Se品位分别为508.76 g/t、55.78%、9.36 g/t、16.92 g/t、2.94%,Au、Ag、Pt、Pd、Se回收率分别为95.60%、90.09%、78.00%、88.50%、86.70%的浮选精矿;浮选尾矿采用SLon-400型离心选矿机重选,可获得金、银品位分别为9.45 g/t和1 600 00 g/t,金、银流程回收率分别为2.27%和3.28%的重选精矿;全流程的金、银回收率分别达9787%和9337%。因此,浮选-重选工艺是卡尔多炉渣的高效回收工艺,重选尾矿中的金、银可考虑采用化学选矿方法回收。     

用分段活化—浮选法回收某锌浸渣中的银

某锌冶炼厂酸浸渣含银150~250 g/t，其中硫化银和单质银等可回收银仅占64.01%，银矿物粒度细且赋存形态复杂。针对该难选冶炼渣，采用分段活化—浮选工艺回收该酸浸渣中的银，并且控制矿浆Zn2+含量小于30 g/L，闭路试验可获得银精矿含银4 466.99 g/t、银回收率57.67%，相比现场银精矿品位及回收率均有较大幅度提升。      

阶段磨矿—异步浮选工艺回收某铜冶炼渣中的铜

铜火法冶炼渣中铜品位为5.23%,具有良好的回收利用价值。原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相。玻璃相的存在为选矿带来不利的影响。对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36%、铜回收率81.65%的铜精矿,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。      

锌浸出渣高效浮选银试验研究

根据锌湿法冶炼渣的特点及性质,通过L₉(3^₃)正交试验研究了锌浸出渣浮选银过程中六偏磷酸钠、硅酸钠、丁铵黑药的浮选效率。通过对极差分析和方差分析得出：影响银品位显著性为六偏磷酸钠>硅酸钠>丁铵黑药,回收率显著性影响为硅酸钠>六偏磷酸钠>丁铵黑药。为进一步探索试验效果,根据银品位以及回收率最佳药剂制度验证试验,确定银最佳浮选条件为六偏磷酸铵500g/t、硅酸钠550g/t、丁铵黑药700g/t。采用一次粗选两次扫选三次精选的全闭路试验,获得产率为7.21%,品位为9212.20g/t,回收率为85.09%的银精矿。     

废旧碱性锌锰电池综合回收钾、锌、锰

碱性锌锰电池是用量最大的原电池。废旧碱性锌锰电池被丢弃后，会对环境产生污染，其回收利用已越来越受到人们的重视。在实验室研究了水浸—煅烧—真空铝热还原处理废旧碱性锌锰电池的工艺，通过物相与元素含量分析，对处理后物料的物相存在形式及钾和锌的回收率进行了研究。研究结果表明，废旧碱性锌锰电池物料通过水浸可使99%的氢氧化钾回收；水浸渣经煅烧后得到的煅后渣主要物相为ZnO和ZnMn₂O₄；煅后渣经真空铝热还原，可将锌和锰还原，并可使98%的锌回收，还原渣的主要物相为氧化铝与铝锰合金。