植物副产物浸出分离氧化型锰银矿的研究

介绍了利用植物副产物（秸秆、粮食加工副产壳类等）作为还原剂还原浸出氧化型锰银精矿中的锰、浸锰渣氰化浸银的锰银分离工艺。玉米秸秆还原浸锰条件：秸秆粉在95 ℃预降解糖化0.5 h、降解糖化液与精矿的体积质量比为3 mL/g、硫酸与锰的物质的量比为1.4、秸秆与精矿的质量比为0.275、95 ℃浸出5 h,在此条件下锰的浸出率约92%。浸锰渣氰化浸银条件：每吨浸锰渣氰化钠用量为3 kg、常温浸银3 h,在此条件下银的浸出率达到92.20%。研究的锰银分离工艺具有较好的综合效果。     

淀粉降解还原分离锰银氧化矿工艺研究

研究了淀粉降解预处理还原分离锰银氧化矿工艺原理及主要影响因素,当以vMn:vH2SO4:v(C6H10O5)n:vH2O=1:1.8 b:16.66 a:30配料时,锰浸出率达95.93%,银的浸出损失率＜2%;浸锰渣采用氰化法提银,1 t渣用氰化钠1 kg、浸出时间3 h时,银浸出率94.15%;浸锰-氰化两步浸出银的回收率大于92.27%,锰与银被有效分离;分离工艺具有免焙烧、原矿适用面广、淀粉用量少、分离成本低等特点,具有较好的实际应用价值.     

国外某铜铅银钡多金属矿的分离与回收工艺

对国外某铜铅银钡多金属矿进行铜铅混合浮选、抑铅浮铜、浸出、重选等实验研究,最终确定采用铜铅混浮-精矿浸出-尾矿重选的选冶联合工艺流程,实现了铜、铅、银、钡资源的综合回收.结果表明,原矿含铜1.52%、铅7.84%和BaSO_4 29.91%,银品位为243.8 g/t,经混合浮选得混合精矿含铜8.09%、铅47.21%、银1389.4 g/t,回收率分别为85.50%,92.91%,87.93%;在室温(25℃)、浸出剂浓度0.6 mol/L、液固质量比4、浸出时间50 min的条件下浸出,获得了铜、铅、银浸出率分别为84.95%,5.56%,21.04%的浸出液和含铜1.54%、铅64.23%、银1 787.6 g/t的浸出渣.浮选尾矿经摇床重选后得BaSO_4品位为95.37%、回收率为35%的钡精矿.     

氨氰法从含银电镀污泥中提取银

电镀企业产生的含银污泥中银主要以氯化银和单质银两种形态存在,这两种形态之间有可能形成包裹结构,由于这种结构的影响,氨浸法及常规氰化法提银均有缺陷。研究了氨氰法提银工艺,该工艺将氨水和氰化物混合用作含银污泥的浸出剂,具有一定的协同浸取作用,浸出率高、时间短、浸出剂消耗低。采用氨氰法两次逆流浸出工艺提银,浸出率可达99.8%。     

亚硫酸钠分银与氨浸分银工业实验

在湿法处理铜阳极泥过程中,分别采用亚硫酸钠-甲醛还原法和氨浸-水合肼还原法处理氯化分金渣。通过工业试验,研究了影响银回收的主要因素,并分析了这两种方法的优劣势。结果表明:在亚硫酸钠分银-甲醛还原中,最佳浸出条件为,亚硫酸钠用量为理论值的1.3倍,室温30℃,pH值为9.2,时间4h,银浸出率可达97.69%;甲醛最佳还原条件为,其用量m(甲醛)∶m(银)=1∶2.5,pH值为9.2,时间4h,温度40℃~50℃,银还原率可达96.83%。在氨浸分银-水合肼还原中,最佳浸出条件为,体系氨浓度8%~10%,温度30℃,时间4h,银的浸出率96.11%;水合肼还原,其用量为理论值的2倍,60℃下反应0.5h,银的还原率达99%以上。     

锌冶炼中浸渣氧化浸出锌和镉的研究

以湘西某厂的锌冶炼中浸渣为研究对象,通过对比几种不同类型氧化剂对浸渣中锌和镉的浸出效果,筛选出高效氧化浸出药剂——硝酸钠,并考察了浸出时间、硫酸浓度、浸出温度、液固比、硝渣比对锌、镉浸出率的影响,确定了浸渣中锌、镉的最佳浸出条件。结果表明,该浸渣在浸出时间为120 min,硫酸浓度为100 g/L,液固比为10 m L/g,浸出温度为95℃,硝渣比为0.3的条件下,锌的浸出率达到96.4%,同时镉的浸出率达到95.7%。     

锌冶炼中浸渣氧化浸出锌和镉的研究

以湘西某厂的锌冶炼中浸渣为研究对象,通过对比几种不同类型氧化剂对浸渣中锌和镉的浸出效果,筛选出高效氧化浸出药剂——硝酸钠,并考察了浸出时间、硫酸浓度、浸出温度、液固比、硝渣比对锌、镉浸出率的影响,确定了浸渣中锌、镉的最佳浸出条件。结果表明,该浸渣在浸出时间为120 min,硫酸浓度为100 g/L,液固比为10 m L/g,浸出温度为95℃,硝渣比为0.3的条件下,锌的浸出率达到96.4%,同时镉的浸出率达到95.7%。     

粗碲化铜碱浸工艺实验研究

针对铜阳极泥综合回收产生的副产物碲化铜渣含碲较高特点,研究采用碱浸工艺从粗碲化铜中分离碲,考察了氧化条件、碱浓度、浸出温度、浸出时间、液固比(mL/g)等因素对碲浸出率的影响,结果表明:粗碲化铜在碱性浸出最佳工艺条件为:浸出液碱浓度(NaOH)为15%,液固比(mL/g)为4∶1,浸出温度为85℃,浸出时间为120 min,碲的浸出率可达83%,碲可得到初步有效分离。     

冶锌置换渣中有价金属的高效浸出回收工艺研究

针对目前冶锌置换渣综合回收利用存在的问题,采用氧化酸浸工艺结合氟化浸出工艺,确定了渣中有价金属的高效浸出工艺技术参数为:氧化浸出段,反应温度为85℃,双氧水加入量为0.3 g/g渣,硫酸废液的加入量为0.5 g/g渣和反应时间为4 h;氟化浸出段,反应温度为85℃,氟化铵加入量为0.015 g/g渣,硫酸废液的加入量为0.5 g/g渣和反应时间为2 h。采用二段浸出工艺,锌、铁和铜的浸出率达99%以上,锗和镓也达98%以上。     

焙烧氰化尾渣熔盐处理金、银回收的研究

以河南某企业焙砂氰化尾渣为原料,采用NaOH-NaNO3混合熔盐焙烧预处理氰化尾渣后水浸,再进行常规氰化浸出.探究了熔盐添加量、焙烧时间、焙烧温度对氰化渣中SiO2浸出率的影响.试验结果表明上述三个因素对SiO2浸出率影响显著,在最佳焙烧条件:熔盐添加量为尾渣量的50％,焙烧时间2h,焙烧温度500℃下,处理后的渣中金、银品位分别由1.68 g/t、42.7 g/t上升至2.56 g/t、64.8 g/t.金、银氰化浸出率分别为57.6％、68.3％,较直接氰化分别提高了45.1％和60.9％,效果显著.     

Leaching of E-Glass

The extraction of acid-soluble oxide constituents in E-glass fibers was studied as a function of acid strength and time. Leaching was found to be diffusion controlled. Surface area, moisture adsorption, and weight loss measurements show that the porous structure that results on leaching is controlled by acid strength and time. Polymerization occurring on leaching and aging accounts for structural changes in the porous product.     

焙烧活化后伊利石酸浸溶出铝钾动力学研究

采用酸浸水热工艺对吉林省安图县伊利石中铝和钾的溶出规律进行研究.考察了盐酸浓度、浸出时间、浸出温度及固液比因素对伊利石中铝和钾溶出率的影响.结果表明:试验实现了铝,钾的同步溶出;最佳试验条件下铝,钾溶出率分别为96.07%、93.89%.对溶出过程进行动力学研究表明,此条件下该溶出过程符合缩芯模型,低温状态下离子溶出过程受流体膜控制,高温状态下离子溶出过程受表面化学反应控制.     

赤泥中钇浸出行为及动力学研究

采用盐酸浸出提取赤泥中的钇,考察了盐酸浓度、浸出温度、液固比和反应时间对钇浸出率的影响.分析了赤泥盐酸浸出提钇过程的物相变化和表面形貌变化.根据钇浸出动力学参数,确定了关键控制步骤和表观活化能.结果表明:在盐酸体积浓度30％,浸出温度为80℃,液固比为7 mL/g,反应时间为60 min的条件下,钇的浸出率为82.57％.酸浸过程赤泥中钙霞石和方解石全部溶解,赤铁矿和钙钛矿部分溶解,酸浸渣的粒度变小,颗粒粘结现象消失.在低浓度盐酸介质中,钇的浸出过程主要受化学反应控制,在高浓度盐酸介质中,主要受内扩散控制.不同浸出温度条件下,赤泥酸浸提钇过程均主要受内扩散模型控制,浸出提钇过程的表观活化能为19.8 kJ·mol-1.     

酸法浸铀与微生物浸铀管浸实验对比研究

我国铀资源的开发利用已经延伸到低品位砂岩型铀矿床以及老采区难开采型铀矿。生物浸铀凭借能够强化浸出过程、改善铀浸出动力学、提高铀浸出率、有利于环境保护等优点成为浸铀采矿的重要手段。文章以新疆某砂岩型铀矿为例,系统开展不同条件下酸法以及Fe3+浓度条件下细菌浸铀管浸实验。实验表明,生物浸铀在动态条件下铀平均浓度、浸出率及浸出量等方面均高于酸浸实验结果。     

铀矿石化学浸出与细菌浸出沉淀产物的比较

为了研究细菌在铀矿石细菌浸出中的作用及产物,设计了Fe~(2+)浓度分别为2.01和4.63g/L的化学浸出和细菌浸出4种矿粉实验与Fe~(2+)浓度为4.63g/L的化学浸出和细菌浸出2种矿块实验.监测了矿粉浸出体系中pH值、Eh值及铀浓度随时间的变化,并对铀矿石化学浸出和细菌浸出的矿块表面形貌、元素及矿物组成进行了分析.结果表明,在4种矿粉浸出体系中,Fe~(2+)浓度分别为2.01和4.63g/L的化学浸出铀矿石浸出率分别为64.86%和69.13%,细菌浸出浸出率分别为94.35%和92.80%.试块化学浸出后表面主要为硅酸盐类矿物,细菌浸出后表面主要是黄钾铁矾类矿物.细菌浸出体系中含适量铁可有效降低沉淀量,提高浸出率.     

细粒嵌布锰银矿浸取中的超声强化作用

采用先锰后银两段浸出流程处理高锰银矿取得了较好的效果. 一段浸出以黄铁矿为还原剂浸出分解包裹银的锰矿物，暴露出新鲜的银矿物，锰分解率为96%，相应的工艺条件为：反应温度95℃，反应时间5 h，黄铁矿:锰银矿=0.20:1；当向反应器中输入频率为40 kHz的超声波时，比常规的锰浸出时间减少一半，黄铁矿用量也明显降低. 二段浸锰渣采用氰化法提银，银的浸出率可达95%，大大高于锰银矿直接氰化法的银浸出率28%.     

铁闪锌矿加压浸出动力学

以人工合成的高纯度铁闪锌矿为对象,研究了其加压浸出动力学. 在初始硫酸浓度为0.77 mol/L、液固比100 mL:10 g、搅拌转速550 r/min条件下,在0.1~0.5 MPa和388~418 K范围内考察了氧分压和浸出温度对锌、铁浸出速率的影响. 结果表明,388 K时浸出60 min,随氧分压由0.1 MPa升高至0.5 MPa,锌浸出率由35.69%增大至89.80%;氧分压为0.3 MPa时浸出30 min,随浸出温度由398 K升高至418 K,锌浸出率由44.00%增大至85.93%. 此外,在锌浸出达到平衡及铁明显水解沉淀前,锌、铁浸出率与浸出时间呈直线关系,锌、铁浸出速率随氧分压和浸出温度升高而增大,锌的浸出速率始终高于铁. 铁闪锌矿氧压酸浸反应的表观活化能为44.0 kJ/mol,锌浸出遵循界面化学反应控制的未反应核收缩模型. 经研究证实,人工合成矿的浸出实验结果与实际精矿的浸出实验结果一致.     

加压酸浸煤矸石中氧化铝工艺及动力学研究

为解决实际生产中煤矸石浸出氧化铝耗酸量大和浸出时间长等问题,以贵州某地煤矸石为研究对象,以硫酸溶液为浸出介质,浸出率为指标,将以往的常压酸浸工艺改为加压酸浸工艺。研究在浸出过程中反应时间、反应温度、酸矸比和液固比对氧化铝浸出率的影响,获得了加压酸浸过程氧化铝的浸出动力学。结果表明:在反应时间为130 min、反应温度为150℃、酸矸比为1.3∶1、液固比为4∶1时,氧化铝浸出率达到99.32%,酸渣中SiO 2和TiO 2合计质量分数大于98%;120℃~160℃时,浸出过程符合固体产物层(残留层)内扩散控制的“未反应核减缩型”模型,反应活化能为30.62 kJ/mol。相比常压酸浸工艺,加压酸浸工艺不仅实现了煤矸石中Al 2O 3的高效浸出和酸渣中硅钛资源的高效富集,而且减少了反应时间、降低了反应温度和耗酸量,为煤矸石提取氧化铝资源综合利用开辟了新线路。     

磷酸浸取磷矿酸解液中提取稀土的研究

对磷酸浸取含稀土磷矿得到的酸解溶液中稀土萃取回收进行研究。通过对萃取剂的选择,萃取和反萃条件的试验优化选取,从脱钙后得到的粗磷酸中利用萃取剂P204进行萃取,当相比为2∶1,P204浓度2 mol/L时,经过六级萃取后,萃取率达到97.13%。在相比O/A=1∶1,以6 mol/L HCl进行反萃时,一级反萃率可达到50%以上,采用六级可达近90%。     

氧化酸浸过程中高温合金废料中镍、钴元素的浸出行为

废旧镍基高温合金含有镍、钴等多种稀贵金属元素,是具有极高回收价值的二次资源.但是绝大部分高温合金废料未被资源化利用,造成了资源浪费和经济损失.采用盐酸、硝酸、过氧化氢对合金废料进行氧化酸浸,分别研究酸浸液配比、固液比、搅拌强度、浸出时间对浸出率的影响.结果表明,最佳工艺条件为:盐酸浓度11 mol·L-1,浓硝酸用量20 mL,过氧化氢用量50 mL,搅拌强度300 r·min-1,固液比1:8,浸出时间3 h,在上述条件下,高温合金废料中镍、钴的浸出率分别为82.98％、79.74％.