超声-微波复合场下从铟铁酸锌中强化提铟

在超声-微波场作用下,对铟铁酸锌(ZnFe_(2-x)In_(x)O_(4))中铟进行强化碱浸。结果表明,铟不能在ZnFe_(2-x)In_(x)O_(4)八面体晶格中大量固溶,最大固溶量约4.0%(质量分数,对应x=0.088);外场对铟浸出的促进作用大小顺序为:叠加超声-微波复合场>微波单场>顺序复合场>超声单场;在叠加超声-微波复合场下铟浸出率达56.6%,而超声单场下铟浸出率为30.2%;外场作用下碱浸,将In^(3+)从晶格中释放出来,不会使铁酸锌的八面体晶格坍塌;叠加超声-微波复合场下浸出的In^(3+)较多,样品的晶格常数下降较大,衍射峰强度降低与右移现象明显。

锌粉置换渣浸出过程中镓的溶解行为及改善方法

针对丹霞冶炼厂锌粉置换渣浸出过程中镓浸出率偏低问题,采用ICP-AES、XRD与SEM-EDS对不同批次锌粉置换渣化学成分、物相与形貌进行详细分析。与正常生产锌粉置换渣相比,异常锌粉置换渣中镓主要赋存于黄钾铁矾之中,造成镓浸出困难。对锌粉置换渣氧压浸出过程进行分析,镓、砷和铁溶出规律较为一致:增大硫酸浓度和液固比有利于镓、铁和砷的浸出,但提高温度和氧气分压对镓、铁和砷溶出不利。依据上述研究结果,提出强化镓浸出效率的改善措施,弱化一段氧压浸出(分别降低反应温度和压缩空气总压至90℃和0.2 MPa)与强化三段常压浸出(分别提高硫酸浓度和反应温度至160 g/L和85℃),镓的浸出效率由77.83%提高至96.46%。

机械活化微波协同强化铟铁酸锌中铟的浸出

针对常规酸浸提铟浸出率较低的问题,采用机械活化和微波协同强化的方法对铟铁酸锌中的铟进行酸浸提取,分析机械活化前后铟铁酸锌的晶格结构变化,研究不同工艺因素对铟铁酸锌中铟浸出行为的影响规律,并对机械活化微波协同下的铟浸出过程进行动力学分析。结果表明:机械活化后,铟铁酸锌的晶体结构被破坏,衍射峰强度降低、峰型宽化,晶粒尺寸减小,晶格应变增加;常规条件下,铟浸出率在低温低酸时最高仅59.2%,高温高酸时达92.0%(150 min);微波、机械活化分别单独及协同作用时,低温低酸下铟浸出的促进不明显,而高温高酸下浸出率均达到100%,但时间分别逐渐减少为120,90,60 min,机械活化与微波的协同作用可显著提升铟的浸出效率;表面化学反应控制模型比较适用于机械活化微波协同下铟浸出的动力学过程。

镓精矿氢氧化钠浸出过程镓的浸出行为

从湿法炼锌工艺中得到的镓精矿是制备金属镓重要的中间产品,氢氧化钠浸出镓精矿制备电积前液是制备高品质金属镓的生产关键环节。通过研究氢氧化钠浸出镓精矿过程中添加剂的种类、添加剂用量、氢氧化钠浓度、浸出液固比、反应温度和浸出时间等工艺参数,分析了各工艺参数在镓精矿浸出过程中对Ga、Al的浸出率及浸出滤液过滤性能的影响。结果表明,在添加剂CaO 15%、NaOH浓度3 mol/L、液固比L/S=10、反应温度80℃、浸出时间120 min的最优条件下,Ga的浸出率为98.15%,Al的浸出率为53.01%,浸出滤液过滤速度为108.88 mL/min,添加剂CaO在反应过程中生成的铝酸钙作为滤饼支撑骨架,有效改善了浸出滤液的过滤性能。

转盘萃取塔选择性分离富集铟渣浸出液中的铟试验研究

针对湿法炼锌产出的含铟渣浸出液,采用转盘萃取塔分离溶液中的铟、铁,研究了溶液中铟铁离子萃取效果、金属离子萃取顺序、轻重两相的分离效果及乳化情况。考察了转盘转速、进料流量、P204浓度、溶液酸度、反应温度和相比等因素对分离效果的影响。结果表明:在反应温度25℃、重相体积流量7.8 L/h、P204浓度20%、转盘转速360 r/min、溶液酸度60 g/L、相比V_(O)/V_(A)=1/1优化条件下,铟萃取率可达75%,杂质铁萃取率小于5%,轻重两相基本完全分离,并无乳化现象;萃取等温线结果表明,在相比V_(O)/V_(A)=1/1条件下,采用3级逆流萃取可实现完全萃取铟;负载有机相先采用稀硫酸洗涤,再以5 mol/L盐酸作为反萃取剂,在相比V_(O)/V_(A)=1/1条件下反萃取,铟反萃取率超过98%,反萃取液经过置换处理后可返回湿法炼锌流程,有机相可再生使用。

树脂吸附法提取镓的解吸试验研究

针对树脂吸附法提取镓的解吸问题,考察不同解吸剂类型、液固比、解吸剂浓度、解吸时间、解吸温度对Ga、Al、V解吸的影响。研究结果表明:盐酸是最优的解吸剂,盐酸浓度过高或过低均会降低Ga的解吸效率,盐酸浓度控制在1 mol/L时Ga可以被完全解吸,此时Al、V的解吸率较低。温度对Ga、Al的解吸影响不大,对V的影响较大,温度越高V的解吸效果越好。综合考虑选取1 mol/L盐酸与LSC-600树脂以液固比10∶1混合,在25℃温度下,解吸20 min即可实现Ga的完全解吸,此时Al的解吸率低于13%,V的解吸率基本为0。

碱溶液中电积回收镓的工艺研究

针对碱性条件下,镓电积过程中不锈钢阴极易发生析氢反应,致使电流效率低这一难题,重点研究了电积镓过程电流密度、初始NaOH浓度、Ga^(3+)浓度、电积温度对电流效率的影响,优化了电积镓工艺条件。实验结果表明,采用镀镓不锈钢作为阴极,较优的电积工艺参数为温度45℃、电流密度500 A/m^(2)、初始NaOH浓度140 g/L、初始Ga^(3+)浓度150 g/L;在优化工艺参数下,可以有效地减少镓电积过程中氢气的析出,电流效率稳定在75%以上,产品纯度达99.995%。

采用钛阴极从碱液中旋流电积回收镓

为了抑制浓差极化并提高电流效率,提出一种旋流电解法回收镓的工艺。通过电化学研究确定GaO_(2)^(-)在120 g/L NaOH溶液中的扩散系数为1.65×10^(-7)cm^(2)/s。考察各种参数对镓电积的影响,确定电积的最佳条件为:钛阴极、电流密度750 A/m^(2)、镓浓度39.9 g/L、NaOH浓度120 g/L、循环流量200L/h。在这些条件下,电积的电流效率和镓回收率分别为47.9%和90.2%。析出的镓较易从阴极上分离,经过洗涤后的镓最终纯度为99.993%。镓旋流电积能耗约为9048 kW·h/t。该研究表明旋流电积是一种具有高电流效率和低能耗的有前途的镓生产工艺。

从碲渣中回收碲的工业试验研究

碲作为一种多用途的稀散金属,应用前景十分广泛,若能高效回收,将具有极大的经济效益。本文针对分银炉生产的碲渣,采用“碱性浸出-净化-中和沉碲”工艺,实现碲渣中碲的高效回收。在碱性浸出过程中,碱浓度、温度和浸出时间的影响进行了研究,并建立了优化浸出条件:30g/L的NaOH浓度,70℃的温度和2h的浸出时间。在这些条件下,Te的浸出率达到84.94%。在净化过程后,净化后液中铅的浓度降低到25mg/L左右。最后,在反应终点pH值为5.5,反应温度为75℃,反应时间2h的条件下进行中和沉碲得到TeO_(2),沉碲率高达99.08%。因此,碲渣中碲的综合回收率达到84.16%,证明该工艺是一种简单、高效的碲回收工艺。

含铊废水的处理方法

我国矿产资源丰富,有色金属矿中均含有有害金属铊。近年来铊中毒事件频发,水体污染严重,对人们的生产和生活造成了严重影响。为保护生态环境,国家和地方政府制定了更加严格的控制标准。对含铊废水的治理提出了更高要求。根据国内外铊治理技术现状和研究进展,综述了近年来国内外常用的铊治理方法和工艺特点,对硫化沉淀法、吸附法、离子交换法、生物制剂法、电化学法等方法的优缺点进行分析。在处理含铊工业废水时,不应当只进行单个工艺操作,应当综合各种工艺优点,组合工艺将会时未来的发展重点。

氧化锗硫化挥发富集热力学分析与试验验证

目前金属锗主要从含锗铅锌烟灰中提取,由于含量低导致生产存在流程长、试剂消耗大、三废产量大等问题。文章提出了硫化挥发富集新思路,对锗硫化挥发过程进行了热力学计算模拟,并开展了验证试验。热力学计算表明,GeO_(2)可直接生成GeS,温度升高有利于GeS生成;在GeO_(2)-FeS_(2)-C体系中,随温度升高,GeO_(2)会优先硫化成GeS_(2),随温度升高,GeS_(2)会进一步分解生成GeS,硫化剂的增加有利于GeS生成。最后,以纯GeS_(2)、FeS_(2)和C粉为原料在900℃的惰性气氛中进行硫化挥发试验,获得硫化锗挥发物,锗的硫化挥发率达93.47%,证实了锗硫化挥发富集的可行性。

金属镓生产工艺及离子交换装置的结构设计优化定型

本文介绍了树脂吸附法离子交换技术从拜耳法种分母液中提取镓的机理和该技术的核心设备——离子交换装置的工艺及结构设计,并结合离子交换装置在生产应用中存在的问题及原因分析,提出优化改进措施。该装置工艺、结构定型后,在多家氧化铝企业推广应用,效果良好。为利用树脂吸附法离子交换技术提取金属镓的核心装备的设计提供了重要的参考,同时,也为湿法冶金行业大型离子交换装置的设计提供借鉴。

电解沉积法碲提纯技术的研究

本文以粗二氧化碲为原料,加入到氢氧化钠溶液中在60~80℃加热条件下搅拌反应,反应完后将溶液进行过滤除杂,滤去不溶性的杂质,所得滤液中加入助剂配制成含Te 200~230(g/L),NaOH 90~100(g/L),Se<0.3(g/L),Pb<0.003(g/L)的电解液。然后将配制好的电解液放入电解槽中,设置电解槽电流密度为50A/m^(2),电解沉积时间120~144 h。将在阴极板上析出的碲刮下并用纯水洗涤至中性,放入真空干燥箱中进行干燥。干燥好的电解碲进行熔融、扒渣、真空铸型等工序制得碲锭,得到的碲锭经检测分析其品级可达到4 N及以上。

铜阳极泥复合浸出渣选择性分离硒过程热力学分析

铜阳极泥复合浸出渣是铜阳极泥采用复合浸出砷锑铋后的产物,采用硫酸化焙烧选择性分离硒。针对其含硒物质在选择性分离过程中的反应历程不明晰,本文利用Factsage数据库中相关热力学数据及Equilib平衡计算模块对含硒物质在不同温度时反应的ΔG^(θ)及反应过程平衡分析,明晰反应过程中的物相变化规律。结果表明:Cu_(2)Se与H_(2)SO_(4)在低温下反应生成固态Se、CuSO_(4)·H_(2)O、SO_(2)及H_(2)SO_(4)吸水形成H_(2)SO_(4)·H_(2)O;然后固态Se融化变成液态Se,同时与H_(2)SO_(4)·H_(2)O反应生成SeO_(2)、SO_(2)和H_(2)O;高温下CuSO_(4)·H_(2)O会脱水生成CuSO_(4)和H_(2)O,CuSO_(4)会进一步分解生成CuSO_(4)·CuO和SO_(3);Ag_(2)Se与H_(2)SO_(4)反应生成固态Se、Ag_(2)SO_(4)、SO_(2)及H_(2)SO_(4)吸水形成H_(2)SO_(4)·H_(2)O;然后固态Se融化变成液态Se,同时与H_(2)SO_(4)·H_(2)O反应生成SeO_(2)、SO_(2)和H_(2)O;另外高温下Ag_(2)SO_(4)会转变形态;Se与H_(2)SO_(4)反应生成SeO_(2)、SO_(2)和H_(2)O。考察了铜阳极泥复合浸出渣在不同焙烧温度、硫酸用量及焙烧时间对蒸硒率的影响,在焙烧温度为500℃、H_(2)SO_(4)加入量为0.2 mL/g、升温速率为10℃/min、反应时间为30 min的焙烧条件下,蒸硒率达到95.4%。

SO_(2)还原SeO_(2)制备Se的工艺及动力学研究

考察了反应温度、硫酸浓度、SO_(2)流速及反应时间对SO_(2)还原SeO_(2)制备Se过程的影响,并对该过程进行动力学研究,得到了最佳工艺条件及动力学限制性控制环节。结果表明:在反应温度40℃、硫酸浓度1 mol/L、SO_(2)流速60 mL/min、反应时间30 min的条件下,Se还原率达到99.73%,制备出纯度99.85%的Se;控制条件能得到不同形态Se,低温下得到无定形红硒,高温下得到结晶良好的黑硒;SO_(2)还原SeO_(2)制备Se的过程符合Avrami模型,表观活化能为1.98 kJ/mol,受扩散控制,动力学方程为-ln(1-X)=0.178×e^(-238/T)t^(1.276)。

P204溶剂浸渍树脂在硫酸介质中吸附Ga(Ⅲ)性能研究

以苯乙烯-二乙烯基苯大孔树脂(HZ818)为载体、二(2-乙基己基)磷酸(P204)为萃取剂,制备P204溶剂浸渍树脂(P204 SIRs),采用扫描电子显微镜(SEM)、红外光谱仪(IR)和热重分析仪(TG)对P204 SIRs进行了表征,研究了P204 SIRs在硫酸体系中吸附Ga(Ⅲ)的性能。结果表明,P204 SIRs吸附Ga(Ⅲ)的最佳pH值为1.8;298 K下Ga(Ⅲ)吸附平衡时间约为20 h,饱和吸附量为10.9 mg/g,动力学吸附行为可用拟二级动力学方程t/Qt=0.2173+0.0962t来描述;P204 SIRs对Ga(Ⅲ)的等温吸附比较符合Langmuir等温吸附模型,可以表示为C_(e)/Q_(e)=0.4482+0.0588C_(e),298 K下拟合得到的对Ga(Ⅲ)的饱和吸附量约为17 mg/g。

从锌冶炼含铟锗复杂物料中强化浸出铟锗工艺研究

采用常压浸出和氧压浸出相结合的两段逆流强化浸出工艺,破坏原料中氧化物、硫化物、锗酸盐、铁酸盐、硅酸盐等多种含铟锗化合物的矿物结构,最大限度地实现铟、锗的高效浸出。研究结果表明:在温度为80℃、初始硫酸质量浓度为180 g/L、反应时间为3 h、液固比为4 mL/g、搅拌转速为500 r/min的常压浸出条件下,可以实现原料中氧化物、锗酸盐等易溶解化合物中铟和锗的浸出,一段浸出渣中难溶解金属硫化物和锗酸盐较多,含铟1993.3 g/t、锗623.5 g/t、铜23.65%,铟、锗、铜含量仍然较高。进一步采用氧压浸出方式实现金属硫化物及难溶锗酸盐中铟、锗的深度浸出;在温度为120℃、氧压分压为0.25 MPa、硫酸质量浓度为180 g/L、时间为3 h、液固比为6 mL/g的条件下,一段浸出渣中铟、锗、锌、铜质量分数分别降低至74.2 g/t、574.8 g/t、6.15%和1.76%,渣率降低至3.5%。通过两段逆流强化浸出,铟、锗、铜、锌的总浸出率分别达到99.41%、95.11%、99.98%和99.11%,实现了铟、锗等多种金属的高效浸出。

两段旋流电积法提纯粗铟

采用两段旋流电积工艺对粗铟进行提纯。根据线性扫描伏安法(LSV)研究结果及对扩散系数(D=6.15×10^(-11)cm^(2)·s^(-1))的评估可知,硫酸铟溶液中铟电沉积是受扩散控制的不可逆过程,可通过加强电解质流动强化液相传质。在第一段旋流电积提纯粗铟的最佳工艺条件下,电流效率达80.15%,单位能耗为2.11 kW·h/kg,平均槽电压为2.04 V,粗铟纯度由94.34%提升至99.95%。在第二段旋流电积提纯粗铟的最佳工艺条件下,电流效率为75.23%,单位能耗为2.23 kW·h/kg,平均槽电压为2.40 V,产品纯度为98.95%。经过二段旋流电积后,铟综合回收率高达98.22%。

粉煤灰中铝、镓、锂回收技术研究进展

粉煤灰是燃煤电厂产生的主要固废,除了富含Al元素,还含有Ga、Li等有价元素,是铝、镓、锂等有价金属的潜在性提取资源。各种粉煤灰回收铝工艺中,传统碱法工艺、碱溶工艺、酸法工艺等还不能达到低能耗、低试剂消耗、低排放、高回收率的要求,其他新型工艺,如水化学法、真空热还原法、碳热氯化法等,具有产渣量少和绿色环保的优点,但仍处于实验室小试研究阶段;粉煤灰中镓和锂的含量相对较低,回收工艺一般采用沉淀法、溶剂萃取法和树脂吸附法,树脂吸附法具有选择性好、环境污染小的优点,但主要用于碱性体系;铝、镓和锂等多元素协同回收是实现粉煤灰资源化利用的重要途径。“一步酸溶法”工艺技术以氧化铝提取为主线,以镓、锂提取和硅铝基材料制备为副线,是目前粉煤灰资源化利用工艺中最具应用前景的工艺。未来,在粉煤灰中有价金属综合回收方面还需要加强以下几方面研究:研发新型的烧结技术,开发硅钙渣的综合性利用途径,彻底解决碱法工艺能耗高和废渣量大的问题;加大无机非金属材料改性的研发力度,解决酸法工艺的设备腐蚀问题;研发廉价的萃取剂和吸附树脂,或开发更加高效的除杂工艺,从而降低酸法工艺的投资成本。

硫酸熟化—常压浸出综合回收锡烟尘中铟锌试验研究

某锡烟尘含Sn 37.43%、Zn 8.82%、In 0.56%,具有较高的综合回收价值。采用硫酸熟化—常压浸出工艺回收烟尘中的有价金属铟、锌,而锡有效富集在渣中。通过条件试验确定适宜的工艺参数为熟化温度140℃,熟化保温时间40 min,硫酸与锡烟尘质量比0.7∶1,浸出时间1.5 h,浸出温度90℃,浸出液固比4∶1 m L/g。在此条件下,铟和锌的平均浸出率分别达到96.68%和97.70%,锡的平均浸出率降低到0.52%。与常压酸浸提取工艺相比,硫酸熟化常压浸出工艺可显著提高铟和锌的浸出率,并显著降低锡的浸出率,实现了铟、锌与锡的高效分离。