复杂稀有金属伴生矿富集渣提取稀土和铌的工艺研究

研究了从复杂稀有金属伴生矿富集渣中提取稀土和铌的工艺。结果表明,采用硫酸酸化-分段浸出工艺可实现富集渣中稀土和铌的高效浸出。在酸矿质量比1.8、酸化温度350℃、酸化时间120min、一段浸出液固比1∶1、浸出温度80℃、浸出时间90min、二段浸出液固比8∶1、浸出温度25℃、浸出时间90min的条件下,浸出渣中REO含量为0.96%,Nb2O5含量为0.75%,稀土浸出率为85.03%,铌浸出率为80.88%。其中铌一段浸出率为80.26%,稀土二段浸出率为83.85%,可通过分别处理一段浸出液和二段浸出液实现铌和稀土的回收。

锌冶炼稀散金属富集渣综合回收的工艺设计

锌冶炼渣中富含多种有价金属,具有较高的综合回收利用价值。以锌冶炼稀散金属富集渣为原料,设计了一种从该渣中回收镓、锗、铟、铜等金属的工艺。该工艺流程主要包括两段逆流氧压浸出、综合萃取、镓锗铟铜回收、工业盐制备等,镓、锗、铟、铜的回收率分别为83.75%、79.52%、90.32%、92.13%。

砷锑铋中和富集渣中铋浸出行为及动力学

砷锑铋中和富集渣是阳极泥全湿法处理工艺中重要中间产物,富含Bi、Sb等有价金属,具有较高的回收价值,但因富集渣中金属种类较多,且赋存行为复杂,Bi及有价金属高效提取面临较大挑战。提出采用盐酸全溶法处理该富集渣,主要考察了HCl浓度、液固比、反应温度及反应时间对Bi及其余金属浸出行为的影响,同时研究了Bi的浸出过程动力学。结果表明:在HCl浓度6.0 mol/L、液固比(mL/g)6、温度80℃、浸出时间15 min的条件下浸出时,Bi、Cu、Pb、As、Sb的浸出率分别为97.4%、96.1%、75.9%、93.6%、96.0%;Bi在盐酸浸出过程中的动力学控制条件可分为两个阶段,浸出过程前期受界面传质与扩散混合控制,后期受化学反应控制,其反应活化能分别为14.50 kJ/mol和82.80 kJ/mol。

稀有金属富集渣中稀土和钪的提取

采用低温酸化—水浸工艺处理某稀有金属富集渣,考察了各因素对稀土和钪浸出率的影响,得到了优化试验条件:酸化温度130℃、酸料比1.4∶1、酸化时间24h、浸出液固比5∶1、浸出温度35℃、浸出时间3h,在此条件下,稀土浸出率85.92%,钪浸出率97.43%。

从铟富集渣到精铟的工艺设计及生产改造

本文介绍了豫光锌业公司精铟产品的工艺流程设计,分析了试产中出现的问题,并有针对性对工艺进行了改进,使铟产品质量和产量均达到设计要求。

富集渣中钽的回收提纯研究

以钽富集渣为原料,进行了浸出及萃取试验研究。结果表明:采用65%HF浸出、温度60℃、时间1h、液固比4∶1,钽浸出率大于99%;选用MIBK-HF-H2SO4萃取体系,在钽质量浓度25g/L、温度25℃、萃取时间3min,H2SO4浓度2.5mol/L、相比O/A=1/2时,钽、铪、钛、钨萃取率分别为86%、1.6%、0.2%和5.8%,可实现钽与铪、钛、钨等金属离子的萃取分离。

富集渣中铪的TBP萃取分离研究

以铪钛富集渣为原料,经硝酸溶解后采用TBP进行铪的萃取分离试验,主要考察铪钛质量浓度、有机相初始酸度、萃取时间、水相初始酸度、相比等对铪钛分离的影响,同时进行了不同浓度硝酸洗涤试验,以萃取和洗涤得到数据为基础进行了分馏萃取理论级数的计算。结果表明,最优萃取条件为:铪钛总质量浓度2.8g/L、有机相初始酸度3.1mol/L、萃取时间6min、水相初始酸度6.5mol/L、相比1∶1,铪、钛萃取率分别为84.8%和5.1%,铪、钛分配比分别为5.6和0.054,萃取分离系数β_(Hf/Ti)=104。选用10mol/L硝酸洗涤TBP载铪有机相,得到洗涤β_(Hf/Ti)=105,基本与β_(Hf/Ti)保持一致,经计算分馏萃取分离铪钛需要萃取级数3级,洗涤级数4级。

影响铟富集渣含铟的因素和控制措施

分析了影响富集渣含铟的因素,通过选择合适的沉铟用氧化锌,严格控制氧化锌中浸、锌精矿还原和中和沉铟过程,沉铟前液铁锌含量降低、含铟提高,铟富集渣含铟由0.4%左右提高至0.8%以上。

提高铟富集渣品位的措施

从中和用氧化锌质量、沉铟前液体含杂以及工艺操作方面分析了影响铟富集渣含铟的因素,通过选择合适的中和沉铟用氧化锌,控制氧化锌中性浸出、锌精矿还原和中和沉铟过程,降低了沉铟前液含铁、含锌,提高了沉铟前液含铟,使铟富集渣含铟由原来的0.4%左右稳定提高至0.8%以上。

提高水解沉铟铟富集渣回收率的生产实践

本文阐述了影响氧化锌系统铟富集渣回收率的主要因素,并提出相应的解决措施,铟富集渣回收率由原来73%提高至80%以上,而且有效提高了铟富集渣品位,降低系统主金属锌的流失,提高小金属铟的回收率,并达到提高氧化锌的处理能力有效的提高。

钒渣的富集方法

本项发明有关黑色冶金，即关于冶炼钒铁用含钒渣的富集方法，转炉钒渣不必须进行化学冶金处理即可用于钒铁生产。发明的目的是在钒渣熔体用液态生铁处理时减少钒的损失。建议用液态生铁处理钒渣熔体前。将熔体的碱度降至１．１～１．５，而当它们的重量比为０．４５～１．２时，再用液态生铁处理钒渣熔体，与惟往方法相比，此方法处理钒渣的工艺，可使钒的损失由２．０～４．５％下降至１．３５～３％可使钒渣富集的相应指标在１９．

洗氯水除砷及砷渣富集工艺研究

含砷洗氯水可采用盐酸中和,石灰和硫酸铁两段除砷的方法处理,溶液中的砷能降至0.5mg/L以下,达到国家规定的工业污水砷排放标准。一段砷渣可采用二次富集方法提高渣含砷。

碱熔试样-原子吸收光谱法测定铜阳极泥预处理渣料中的Sb

铜阳极泥是一种重要的冶金工业副产品,因其中含有多种贵金属和有价金属元素,铜阳极泥的综合回收利用日益受到关注。铜阳极泥预处理富集渣中富含的Sb难以用常规方法溶解,有必要建立一种准确、简便的测试方法实现Sb的定量分析。采用X射线荧光光谱、X射线衍射光谱和场发射扫描电镜能谱分析等多种光谱学分析手段对富集渣的化学成分、物相和微观结构做了全面分析,结果表明,富集渣的化学组成和物理结构复杂,组分化学性质稳定且共生紧密。Sb以高锑酸金属化合物的形式存在,结构稳定化学惰性强。采用Na_2O_2熔融法消解试样,合成标准样品做标准系列,用火焰原子吸收光谱法测定了富集渣中Sb的含量值为8.23%,相对标准偏差为0.97%。该方法的检出限为0.072%,加标回收率为94.9%~99.2%。本方法溶样彻底,不需贵重试剂和仪器,方法简单易行。采用与样品基体相近的合成标准样品,消除了样品化学成分复杂所造成的共存物质干扰。通过标准样品测试验证和其他仪器方法比对,证明本方法灵敏度高,准确性好,可用于铜阳极泥预处理渣料中Sb的定量测定。

氧化锌浸出铟富集工艺优化研究与实践

根据氧化锌生产实际,通过平衡计算找出氧化锌浸出至产出铟富集渣过程中铟的损失,分析了造成损失的原因。通过采取稳定氧化锌含铁,优化富铟渣回收工艺控制条件等措施,无名损失、渣中损失减少,铟的直收率明显提高,铅泥质量也有所提升。

氧化锌低酸上清经还原再用锌浮渣或氧化锌焙砂沉铟试验研究

针对某厂富集工段铟富集渣渣率大、铟品位低、杂质含量高等问题,以氧化锌低酸上清为铟富集原料,开展了低酸上清直接用锌浮渣沉铟、低酸上清经还原再用锌浮渣和氧化锌焙砂沉铟等试验。结果表明,低酸上清直接用锌浮渣或经还原再用氧化锌焙砂沉铟,所得铟富集渣渣率大、铟品位低且难以过滤,而低酸上清经还原再采用锌浮渣沉铟能较好地解决上述问题,铟富集渣含铟品位在2.5%以上,且杂质含量也低。

氧化锌低酸上清经还原再用锌浮渣或氧化锌焙砂沉铟试验研究

针对公司富集工段铟富集渣渣率大、铟品位低、杂质含量高等问题,以氧化锌低酸上清为富集铟原料,开展了氧化锌低酸上清直接用锌浮渣沉铟,氧化锌低酸上清经还原再用锌浮渣或氧化锌焙砂沉铟等研究试验,同时考察了F、CI、As等元素在沉铟前后溶液中的变化。结果表明,氧化锌低酸上清直接用锌浮渣沉铟及经还原再用氧化锌焙烧沉铟,得到的铟富集渣渣率大、铟品位低及难以过滤等问题,而氧化锌低酸上清经还原采用锌浮渣沉铟较好地解决了上述问题,铟富集渣含铟品位在2.5%以上,且杂质含量也低。

废旧高温合金中钽回收工艺的研究

采用氧化酸浸—碱烧—水浸工艺处理某废旧高温合金粉末得到钽、铌、锆富集渣,然后经"分步浸出—萃取分离—离子交换除杂—氢氧化钠沉淀"制取五氧化二钽。结果表明,回收提纯的五氧化二钽可达到YS/T427-2000国标要求。

铟浸出工艺探讨

探索了不同原料铟的浸出工艺,得到的两种二次浸出工艺为:铟富集渣第一次浸出采用"低酸"浸出,第二次浸出采用"中酸"浸出;高品位铟渣第一次浸出采用先"浓酸"浸出后"稀酸"浸出,第二次浸出采用"中酸"浸出。生产扩试表明,不同铟原料采用不同的浸出方法可以使铟的二次浸出渣含铟<0 25%。

Oxidation process of low-grade vanadium slag in presence of Na_(2)CO_3

The oxidation process of low-grade vanadium slag in the presence of Na2CO3 was investigated by XRD,SEM/EDS and TG-DSC techniques.The results show that the vanadium slag is oxidized in a temperature range from 273 to 700 °C.Olivine phases and spinel phases are completely decomposed at 500 and 600 °C,respectively.Most of water-soluble sodium vanadates are formed between 500 and 600 °C.When roasting temperature reaches above 700 °C,the vanadium-rich phases of sodium vanadates can be obviously observed.However,at temperature above 800 °C,the samples are sintered.Most of the vanadium is enwrapped by glassy phase compounds which lead to the decrease of the leaching rate of vanadium.At the same time,the effect of roasting temperature on extraction of vanadium and characterization of leach residues were discussed.

提高铟工艺回收率探讨

文章描述了某企业目前从铟富集渣回收铟的工艺流程,并针对原料的变化进行了工艺研究,对铟浸出、浸出液净化、萃取、反萃液净化等进行了试验,根据试验结果进行了工业化试验,取得了较为明显的效果,回收率由80%提高到了85%,系统产能由每年50 t提高到66 t。