氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

H2SO4分解铁-FeCl3浸出焙烧金精矿中金

采用硫酸分解焙烧金精矿,金从黄铁矿中解离的同时金得到了富集,可采用氯化铁溶液非氰浸出金。研究了硫酸浓度及过量系数、分解温度对铁分解率的影响,优化工艺条件为,焙烧温度180 ℃,反应时间90 min,硫酸过量系数1.2,在此条件下,铁分解率为92.14%,金含量从原来的51.7 g/t提高到106.1 g/t;研究了反应温度、液固比对氯化铁溶液浸出硫酸浸出渣中金的影响,优化浸出条件为,液固比1.5,80 ℃浸出90 min,在此条件下,金浸出率96.8%。     

难处理含金硫精矿的焙烧氧化-硫代硫酸盐浸出

为了提高难处理含金硫精矿中金的浸出率,采用同步热分析仪研究在马弗炉中焙烧氧化难处理含金硫精矿的最佳条件,通过优化实验确定硫代硫酸盐浸出的最佳工艺参数。结果表明:在马弗炉中焙烧氧化难处理含金硫精矿最佳条件为在700℃温度下焙烧2 h,难处理含金硫精矿硫的去除率可达94.7%。焙烧后,金的浸出率大幅度提高。使用组成为0.03 mol/L CuSO4、1.0 mol/L NH3·H2O、0.3 mol/L Na2S2O3、0.1 mol/L(NH4)2SO4和0.3 mol/L Na2SO3的硫代硫酸盐溶液作为浸出剂,最佳浸出工艺参数如下:浸出时间18 h、液固比2:1、振荡速度250 r/min、浸出温度50℃。在此浸出工艺参数下,金浸出率达71.2%。     

四川某低品位微细粒氧化金矿非氰浸出试验研究

对金品位为2.02 g/t的某低品位氧化微细粒金矿开展了全泥浸出提取金的试验研究。优选出非氰浸出剂CC-1,确定了相应工艺参数,在此基础上开展了3个粒级柱浸试验,对柱浸含金溶液进行了活性炭吸附试验,研究表明该矿石适宜于利用非氰浸出剂CC-1堆浸回收金。矿石磨至-200目占80%、矿浆液固比2:1、石灰用量3000 g/t原矿、CC-1浓度0.10%、浸出时间30 h条件下金浸出率92.75%;在石灰用量3000 g/t、CC-1浓度0.10%、浸出时间10 d时-10 mm矿样Au浸出率92.46%,浸出时间15 d时-20 mm及-30 mm矿样Au浸出率分别为91.49%、89.24%。采用CC-1作为浸出剂的含Au溶液活性炭吸附率为95.72%~97.11%。     

微细浸染型金矿的微波焙烧预处理研究

研究了微波焙烧预处理对微细浸染型难处理金矿浸出的影响。正交试验表明,各因素对浸出率影响程度大小依次为:微波焙烧温度、焙烧时间、浸出时间、浸出剂TY-3用量和氢氧化钠用量。在微波焙烧温度550℃,焙烧时间40 min,浸出剂TY-3用量14 kg/t,氢氧化钠用量8 kg/t,浸出10 h的优化条件下,浸出率达94.8%。XRD分析结果表明,经微波加热焙烧后,原矿中黄铁矿转化为赤铁矿。与马弗炉焙烧对比,微波焙烧可能具有选择性加热作用,更有利于矿石中包裹金的暴露。     

盐酸浸出焙烧金精矿工艺研究

研究了盐酸浓度、反应温度、液固比和反应时间对盐酸浸出焙烧金精矿的影响,用正交试验优化工艺条件。单因素实验表明,盐酸浸出焙烧金精矿的浸出率与盐酸浓度、反应温度和反应时间呈正相关趋势,液固比为1.5:1时具有最大的金浸出率。正交试验表明,在所选择的因素水平范围内,盐酸浓度影响最为明显,反应温度和反应时间影响较大,液固比影响最小。在优化反应条件下(盐酸浓度8 mol/L、液固比1.5:1、90℃浸出90 min),金的浸出率达到95.53%。盐酸浸出后焙烧金精矿中大量赤铁矿被浸入溶液,释放包裹金的同时增加了Fe³⁺浓度,促进了金的浸出。     

硝酸氧化浸出难冶炼高砷钴矿

在100g钴矿加入39mL浓硫酸、浸出温度80℃、浸出时间2h、液固比2:1时,采用常规的硫酸浸出,钴浸出率仅为16.86%;当100g钴矿中加入42.5mL浓硫酸、在焙烧温度630℃、焙烧时间1.5h的焙烧条件下,采用硫酸化焙烧后硫酸浸出,钴浸出率达到67.48%;在100g钴矿中加入39mL浓硫酸和56mL浓硝酸、浸出温度60℃、浸出时间4h、液固比为3:1时,采用硝酸氧化下硫酸浸出,钴浸出率为96.35%。     

氢氧化钠浸出含砷金矿中砷

随着易处理金矿的减少,含砷金矿已成为金提取的重要资源,但砷对金浸出有不利影响,需要在浸金之前进行去除。进行了氢氧化钠溶液浸出金矿中砷的研究,考察了浸出时间、氢氧化钠用量及液固比等因素对金矿中砷浸出的影响。氢氧化钠溶液可以将金矿中的Fe As S及As S分解为Fe S2和As2O3,通过正交实验及单因素实验获得了较优的砷浸出条件。在温度100℃、氢氧化钠用量500 kg/t、浸出时间2.5 h、液固比5:1的条件下,砷的浸出率达到80.10%。     

铁矾渣热酸分解及硫脲提银

进行铁矾渣热硫酸分解和分解渣硫脲法提银的试验研究,考察硫酸用量、分解温度、反应时间、液固比对铁矾渣中Fe、Zn、Ag浸出率的影响,以及硫脲法提银的最优条件。结果表明:在硫酸用量为其理论值的1.5倍、分解温度95℃、时间2.5 h、液固比2.5:1的最佳条件下,铁矾渣中Fe和Zn浸出率分别为93.85%和92.25%,而Ag的浸出率仅为1.99%。分解液净化后可用中温水热法制备铁红,分解渣中Ag富集到1060 g/t。在液固比10:1、硫脲浓度15 g/L、浸出温度90℃、反应时间2.5 h的最优条件下,Ag的平均浸出率在93%以上,同时,渣中Pb的品位由1.7%提高到7.5%。     

采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。     

Leaching performance of Al-bearing spent LiFePO4 cathode powder in H2SO4 aqueous solution

The leaching performance and leaching kinetics of LiFePO₄ (LFP) and Al in Al-bearing spent LFP cathode powder were systematically studied. The effects of temperature (273?368 K), stirring speed (200?950 r/min), reaction time (0?240 min), acid-to-material ratio (0.1:1?1:1 mL/g) and liquid-to-solid ratio (3:1?9:1 mL/g) on the leaching process were investigated. The results show that the concentration of reactants and the temperature have a greater impact on the leaching of Al. Under the optimal conditions, leaching efficiencies of LFP and Al are 91.53% and 15.98%, respectively. The kinetic study shows that the leaching of LFP is kinetically controlled by mixed surface reaction and diffusion, with an activation energy of 22.990 kJ/mol; whereas the leaching of Al is only controlled by surface chemical reaction, with an activation energy of 46.581 kJ/mol. A low leaching temperature can effectively suppress the dissolving of Al during the acid leaching of the spent LFP cathode material.     

硫化锌精矿常压富氧直接浸出行为

借助工艺矿物学分析对常压富氧直接浸出条件下锌精矿中主要硫化物的浸出行为进行研究。结果表明,除黄铁矿外,其他硫化矿均会明显溶解。基于对浸出渣中单质硫与反应残余硫化物之间关系的分析,认为闪锌矿、黄铜矿、铜蓝、方铅矿的溶出可能遵循间接氧化方式,即硫化物首先酸溶,生成的H2S脱离矿物表面并迁移至溶液本体中进而氧化成单质硫。上述硫化矿的浸出过程可能受界面化学反应控制。对于磁黄铁矿的溶出,直接电化学氧化可能起主导作用,其浸出过程可能受产物层单质硫的扩散控制。     

Treatment of cadmium dust with two-stage leaching process

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＣａｄｍｉｕｍｄｕｓｔｉｓｐｒｏｄｕｃｅｄｆｒｏｍｔｈｅｓｅｃｏｎｄａｒｙｒｏａｓｔｉｎｇｏｆｒｏａｓｔｄｕｓｔｏｆｚｉｎｃｓｕｌｐｈｉｄｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｉｎＨｕｌｕｄａｏＺｉｎｃＰｌａｎｔ.ＡｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｔｈｅｒｅｓｕｌｔｏｆＸ ｒａｙｄｉｆｆｒａｃｔｉｏｎａｎａｌｙｓｉｓ,ｃａｄｍｉｕｍｄｕｓｔｔｙｐｉｃａｌｌｙｃｏｎｔａｉｎｓｚｉｎｃｏｘｉｄｅ ,ｚｉｎｃｆｅｒｒｉｔｅａｎｄｓｕｌｐｈｉｄｅｓｏｆｚｉｎｃ ,ｃａｄｍｉ ｕｍａｎｄｌｅａｄ .Ｔｈｅｅｘｉｓ…     

Characterization and kinetic study on ammonia leaching of complex copper ore

Ammonia leaching kinetics of a complex Cu-ore assaying 8.8% Cu and 36.1% Fe was examined. Mineralogical characterization indicated that the major phase of the ore was siderite with chalcopyrite as the major sulfide mineral. The effects of parameters such as agitation, temperature, NH₃ concentration, particle size and oxygen partial pressure (p_O2) were investigated. Under the standard leaching conditions of 125–212 µm particle size, 120 °C, 1.29 mol/L NH₃ and 202 kPa of p_O2, about 83% Cu could be selectively extracted in 2.5 h. However, when using higher NH₃ concentration and lower particle size, more than 95% extraction was achieved. The leaching process was found to be surface reaction controlling. The estimated activation energy was (37.6±1.9) kJ/mol and empirical orders of reaction with respect to p_O2 and [NH₃] were about 0.2 and 1, respectively.     

湿法炼锌净化渣酸浸的动力学

对湿法炼锌净化渣的浸出动力学进行了研究,并探讨了硫酸浓度、反应温度、粒度等对钴、锌浸出率的影响规律。从动力学的角度分析了整个浸出过程,得到优化条件：液固比50：1(mL/g),硫酸浓度100 g/L,反应温度70°C,粒度75~80μm,反应时间20 min。在此优化条件下钴的浸出率为99.8%,锌的浸出率为91.97%。结果表明：在硫酸体系中钴的浸出符合不生成固体产物层的“未反应收缩核”模型。通过 Arrhenius 经验公式求得钴和锌表观反应活化能分别为11.693 kJ/mol和6.6894 kJ/mol,这表明浸出过程受边界层扩散控制。     

有机溶剂在浆萃取对锌精矿直接浸出的影响

研究了锌精矿直接浸出时的在浆有机溶剂萃取，通过扫描电镜分析比较了浸出前矿粒以及两种不同浸出渣的表面形貌。结果表明，四氯乙烯是一种非常有效的萃硫有机溶剂，其加入时间控制为0．5－1．5h，当有机相与无机相（O／A）之比值小于1／50时，锌浸出率随O／A比值的增大而增大；但当O／A比值超过1／50时，锌浸出率并不受相比的影响。     

Role of oxygen and ammonium ions in silver leaching with thiosulfate–ammonia–cupric ions

The dissolution of silver with thiosulfate and copper ions was studied in a batch-stirred reactor at 25 °C in the absence and presence of various ammonium ions and oxygen concentrations in the aqueous solution. Leaching silver with 4 mg L-1oxygen in the aqueous solution requires high concentration of ammonium and thiosulfate ions. High silver dissolution is achieved at pH of high cupric tetraamine concentration, around pH 9.8, but a high degradation of thiosulfate ions is resulted from their oxidation by the presence of oxygen. When the oxygen concentration is below 1 mg L-1, dissolved silver thiosulfate species are fairly stable and the degradation of thiosulfate ions in the aqueous solution is low. Under these conditions,high silver dissolution is attained using low thiosulfate concentration. At the oxygen concentration of 4 mg L-1,dissolved silver thiosulfate species precipitate out of the aqueous solution significantly affecting silver dissolution.Precipitation of dissolved silver thiosulfate species occurs because of oxidation of the thiosulfate bonding to the silver.     

钒钛磁铁矿提钒尾渣浸取钒

采用硫酸氢氟酸次氯酸钠组合浸出体系浸取钒钛磁铁矿提钒尾渣中的钒,研究浸出过程中试剂浓度、浸出液固比、浸出温度、浸出时间、物料粒度对钒浸出率的影响。结果表明:钒的浸出率随试剂浓度、液固比、温度和时间的升高而增大;当矿物粒度小于0.20 mm时,钒浸出率有随矿物粒度变小而减小的趋势。在物料粒度0.15~0.25 mm、初始硫酸浓度150 g/L、初始氢氟酸浓度30 g/L、次氯酸钠加入量为矿量1.5%、矿浆液固比6:1、浸出温度90℃、浸出时间6 h、搅拌速度500 r/min的条件下,钒的浸出率可达85%以上。     

堆浸法从含银氧化铁矿中提取银

云南个旧某矿氧化矿石中,除Sn以外还伴生有丰富的Ag。为了解决Ag的回收利用问题,作者等人对该矿石进行了柱浸、槽浸、堆浸和回收Ag的试验,取得较好的效果。用堆浸法进行较大规模的生产,Ag回收率为34．96％,达到综合回收利用资源的目的。     

烧结电除尘灰中钾盐的回收及其浸出动力学

为了研究烧结电除尘灰中回收钾盐的强化浸出措施,使用ICP-AES、SEM-EDS和XRD分析技术对除尘灰的表面和内部形态,特别是钾盐的赋存形式进行分析。结果表明,该电除尘灰的主要成分是铁氧化合物,在其表面裸露吸附着一定含量的KCl晶体。水浸实验表明,该粉尘中的KCl可以通过水浸出、蒸发结晶的方式回收,其收率为18.56%。结晶产物的分析结果表明,KCl占61.21%,NaCl占13.40%,CaSO4占14.62%,K2SO4占10.86%。其水浸出动力学符合外扩散控制模型控制。强化浸出实验表明,提高浸出温度、加强搅拌、增加液固比等措施可以提高钾盐的浸出率和浸出速率。