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氨-硫酸铵体系中某铜矿尾矿氧化氨浸工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以高碱性铜尾矿为研究对象, 在NH3·H2O-(NH4)2SO4体系中, 以过硫酸铵为氧化剂, 详细考察了浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及NH3/NH4+比率、氨、硫酸铵和过硫酸铵浓度对铜浸出率的影响。实验结果表明, 尾矿铜的最佳浸出条件为:搅拌速度为500 r/min, 浸出温度为40 ℃, 氨浓度2.4 mol/L, 硫酸铵浓度1.0 mol/L, 过硫酸铵浓度0.2 mol/L, 液固比7∶1, 在此条件下铜的浸出率为75.9%。 相似文献
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采用混合非氰药剂对某微细浸染型金矿进行了实验室浸出试验研究。优化后的工艺条件为: Q-1用量50 kg/t, Q-3用量105 kg/t, 充气量1.8 m3/h, 液固比2, 常温搅拌24 h; 搅拌后矿浆直接采用非氰药剂SZS浸出, 浸出条件为: SZS用量4.4%, Cu2+浓度0.06 mol/L, NH3·H2O浓度1 mol/L, Na2SO3浓度0.15 mol/L, 液固比3, pH值10~11, 常温搅拌4 h, 在此条件下可获得金浸出率85.35%的指标。 相似文献
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为了高效开发利用某高镁铜尾矿中的镁,对其盐酸浸取工艺技术条件进行了研究,并建立了浸出动力学模型。研究结果表明,在盐酸浓度为1 mol/L,反应温度为353 K,液固比为3〖DK(〗∶〖DK)〗1,反应时间为4 h,搅拌速度为300 r/min条件下,镁浸出率可达75.55%;Avrami模型能较好地描述浸出过程。对不同条件下浸渣的XRD、SEM分析表明:当镁浸出率为 75.55% 时,蛇纹石结构基本全部被破坏,因而浸渣中的蛇纹石衍射峰消失;高温高压也仅能使部分钙镁榴石晶体结构不稳定,并与盐酸反应,这就是镁酸浸率难以大幅提高的原因。 相似文献
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采用硫酸浸出-萃取-反萃工艺流程回收电镀污泥中的铜。运用MATLAB拟合了1 mol/L硫酸体系中铜的浸出动力学模型,表明该浸出过程为扩散和表面反应共同控制。在硫酸浓度1 mol/L、液固比15∶1条件下浸出10 min,铜浸出率达到90%。采用萃取-反萃取的方式回收浸出液中的Cu2+,以Mextral® 984H为萃取剂、Mextral® DT100为稀释剂,在溶液pH=2、萃取时间30 min、O/L相比1∶1、萃取剂浓度10%条件下萃取,铜萃取率可达99%;O/L相比1∶1、反萃取时间30 min,用25%的硫酸溶液进行反萃取,铜反萃取率可达95%。此工艺流程铜总回收率可达85%,实现了铜的高效回收。 相似文献
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新型硅胶-聚合胺树脂在模拟氯化镍电解液中深度除铜 总被引:2,自引:0,他引:2
研究了新型硅胶-聚合胺复合材料树脂SP-C在模拟氯化镍电解液中深度净化除铜工艺。在Ni2+ 70 g/L、Cu2+ 0.5~2.0 g/L、pH 1~4、温度20~60 ℃的氯化镍电解液中, 考察了该树脂对铜的吸附性能, 结果表明: 随料液pH值增大以及温度升高, 铜的交换容量增大; 料液Cu2+浓度对交换容量影响较小; 最佳吸附条件为: 料液pH=4、接触时间30 min, 温度60 ℃。对比研究了盐酸、硫酸两种解析液, 硫酸显示出更好的解析效果, 最佳解析条件为: H2SO4 2 mol/L、解析接触时间40 min。最佳工艺条件下每毫升湿树脂铜的工作交换容量及饱和交换容量分别0.453 mmol和0.540 mmol, 铜的解析峰值液浓度为28 g/L。 相似文献
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采用盐酸直接浸出方式从稀土废抛光粉中回收稀土,考察了盐酸浓度、浸出温度、浸出时间和液固比对稀土和主要杂质元素Al2O3浸出率的影响,并探讨了浸出机理。结果表明,HCl体系单级浸出的优化条件为:HCl浓度8 mol/L、浸出温度80℃、浸出时间3 h、液固比4∶1,此时稀土元素浸出率为90.81%,Al2O3浸出率为43.68%。对比了单级浸出、二级浸出和三级逆流浸出效果,证实三级逆流浸出时稀土浸出率高达98.38%,浸出液中稀土总量增加,有利于稀土元素的下一步萃取回收,大大降低了回收成本。 相似文献
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以新疆滴水低品位氧化铜矿为研究对象, 在(NH4)2SO4-NH3浸出体系中分别考察了磨矿细度、浸出时间、总氨浓度、氧化剂用量、NH4+∶NH3比率等因素对铜浸出率的影响。最终确定最佳工艺条件为 磨矿细度-0.074 mm粒级占86%, 反应温度25 ℃, 搅拌转速200 r/min, 一段浸出液固比2∶1, 过硫酸铵0.15 mol/L, 氨水浓度3 mol/L, 硫酸铵浓度1.5 mol/L, 搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;二段过硫酸铵、氨水和硫酸铵添加用量减半, 继续搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;三段浸出药剂用量与二段浸出相同, 搅拌浸出2 h, 静置4 h完毕。该条件下, 可获得铜浸出率大于86%的优良指标。 相似文献
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TBP-MIBK协同萃取高硫高砷金精矿浸出液中的铁 总被引:2,自引:2,他引:0
利用TBP-MIBK混合体系从金精矿硝酸浸出液的盐酸介质中协同萃取铁, 并研究其萃取机理。通过考察初始料液浓度、盐酸浓度、相比(Vorg/Vaq)及混合体系对铁的萃取率和分配系数的影响, 得出萃合物的组成为HFeCl4·3TBP-MIBK。实验结果还表明: 在初始料液浓度18.09 g/L, 盐酸浓度6.14 mol/L, 有机相组成TBP∶MIBK为7∶3, 相比1∶1条件下, 铁的萃取率达到99.32%, 萃余液中含铁低于0.1 g/L。以蒸馏水反萃, 含铁17.97 g/L的有机相在相比为1∶2时, 铁基本上被反萃完全。通过萃取和反萃, 铁离子溶液中杂质含量大大降低。 相似文献
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为了去除四川某石英砂中的Fe和Ti杂质,提出“重选—浮选—酸浸”的提纯新工艺。石英砂先经重选和浮选进行预选除杂,再经两段酸浸实现精选提纯。重选采用螺旋溜槽一次粗选一次精选去除部分含Fe和Ti重矿物,浮选采用一次粗选一次扫选去除主要含Ti矿物金红石。经选矿除杂后的石英砂在70 ℃下,经一段盐酸3 mol/L+醋酸1 mol/L+氢氟酸0.5 mol/L、二段盐酸3 mol/L+硫酸1.5 mol/L各酸浸2 h得到最终石英砂精矿。精矿中SiO2含量提高到99.92%;Fe和Ti的含量分别降至0.005%和0.012%,Fe和Ti的综合去除率分别达到91.80%和71.43%。该工艺对四川某石英砂的除铁降钛、深度提纯具有显著效果,对类似石英砂矿石的高效利用具有参考价值。 相似文献
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采用新型协同萃取剂P204/4PC从含少量镍钴钙的硫酸镁溶液中选择性萃取镍和钴, 考察了萃取剂浓度、平衡pH值等因素对萃取分离效果的影响, 绘制了萃取、反萃取等温线, 并进行了串级模拟萃取-反萃取全流程实验。研究结果表明: P204/4PC协同萃取剂能从硫酸镁溶液中选择性萃取镍钴, 实现镍钴与钙镁的高效分离以及镍钴的高倍富集回收。模拟串级全流程实验结果显示, 对于含镍1.68 g/L、钴0.10 g/L、镁15.68 g/L和钙0.11 g/L的料液, 采用组成为0.25 mol/L P204+0.5 mol/L 4PC+磺化煤油的有机相经5级逆流萃取-1级洗涤-6级反萃取, 萃余液中镍和钴含量均小于0.01 g/L, 镍和钴萃取率均达到99.5%以上;反萃液中镍和钴浓度分别达到40.4 g/L和1.8 g/L, 杂质钙和镁浓度分别为0.02 g/L和0.09 g/L, 全流程钙镁除去率分别达到99.97%和99.36%。 相似文献
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以磷尾矿、粉煤灰、水泥为原料制备浆体充填体,通过自制淋滤实验装置模拟充填体中P-、F-、总硬度(Ca2+、Mg2+)、SO42-等在地下的渗透迁移过程。结果表明:充填后地下环境短时间内呈碱性,但淋滤60 d后接近地下水pH值;磷元素易被钙镁体系控制,转化为难溶态,迁移范围较小;淋滤介质对氟化物具有一定吸附作用,淋滤中可溶态氟转化为结合态氟,同时氟化物的溶出具有长期性;钙、镁离子迁移能力较小,溶出集中在充填后30 d内;淋滤介质对硫酸盐吸附作用较小,硫酸盐可能存在较大迁移范围。 相似文献
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以山西朔州煤矸石为单一硅源, 采用酸碱一步催化法制备超疏水二氧化硅气凝胶材料。通过单因素浸出试验, 考察了盐酸浓度和酸浸温度对氧化铝浸出的影响、氢氧化钠浓度和碱浸温度对二氧化硅浸出的影响、酸碱一步催化时盐酸浓度对气凝胶的影响。结果表明:当酸浸过程中盐酸浓度为3 mol/L、酸浸温度100 ℃、氢氧化钠浓度3 mol/L、碱浸温度80 ℃、酸碱一步催化过程中的盐酸浓度为2 mol/L时,氧化铝浸出率达81.26%、二氧化硅浸出率达86.53%,气凝胶样品的表观密度、比表面积和疏水角分别为0.04 g/cm3、610.68 m2/g和144.8°。该技术为煤矸石的综合利用提供了一种有效途径。 相似文献