直接酸浸与焙烧酸浸钒萃取行为的研究

对某石煤矿采用直接酸浸和焙烧酸浸处理,并考察不同浸出过程中氟化物加入的影响。结果表明,该石煤适宜采用含氟化物作用的直接酸浸-萃取工艺,钒浸出率可达92.39%,预处理钒损失率为1.12%,每吨V2O5的CaO耗量为6.38t,钒萃取过程正常且三级萃取率达到98.05%。不同浸出工艺及是否加入氟化物对钒萃取过程有较大的影响:无氟化物加入的直接酸浸使石煤原矿中的有机物引入酸浸液,形成界面膜而导致乳化现象产生;空白焙烧可消除有机物的影响,但由于酸浸溶液中的杂质元素含量显著增加而可能导致乳化现象;氟在溶液中以[AlF5]2-和[SiF6]2-形式存在,可阻止含硅胶体和细微颗粒以及界面膜的生成,有利于萃取正常进行,但当溶液中杂质元素含量过高时,仍可能产生乳化。

焙烧酸浸萃铜余液有价金属综合回收试验研究

焙烧酸浸萃取工艺产出萃铜余液采用常规石灰中和法处理,中和费用高,中和石膏渣难以处置,堆存管理难度大。通过对萃铜余液进行金银吸附回收、铜浮选富集回收、锌沉淀富集回收工艺试验。结果表明,在预先活性炭吸附金银的条件下,吸附后液与提金尾渣经一粗一扫二精试验流程浮选回收铜精矿、选铜后液采用新型锌离子沉淀剂回收锌精矿,金、银、铜、锌回收率分别达到90.00%、83.33%、89.16%、98.98%,实现了萃铜余液中有价金属的回收。

铵盐焙烧-酸浸法从石油重整废催化剂中富集回收铂的研究

采用铵盐焙烧-酸浸法进行了从石油重整废催化剂中富集回收铂的研究。结果表明,适宜的铵盐焙烧条件为:硫酸铵与废催化剂质量比为7.5,焙烧温度350℃,焙烧时间5 h;稀酸浸出条件:液固比12.5,浸出温度80℃,硫酸浓度为0.5 mol/L,浸出时间3 h。在上述条件下,铂的富集倍数达到274倍以上。通过XRD分析,焙烧产物的物相主要以硫酸铝铵形式存在,焙烧产物通过稀酸浸出,实现铂的富集回收。

含铜金精矿焙烧——酸浸对金、银浸出率的影响

某黄金冶炼厂采用焙烧—酸浸—氰化浸出工艺处理含铜金精矿。针对金、银浸出率偏低的情况,进行了工艺条件优化。通过单因素对比试验,考察焙烧温度、焙烧时间、酸浸酸度、酸浸时间和矿物粒度对金、银浸出率的影响。结果表明:在焙烧温度为650℃,焙烧时间为1 h,酸浸酸度为25 g/L,酸浸时间为1 h,-0.074 mm含量占90%的条件下,进行氰化浸出,金、银浸出率分别达到97.13%和67.56%,分别提高了6.87%和14.80%,取得了良好的工艺指标。

某含金硫精矿焙烧-酸浸渣非氰提金试验研究

针对云南某含金多金属硫化矿,以其浮选硫精矿的焙烧-酸浸后的矿渣为研究对象,应用新型低毒浸金剂“金蝉”进行提金试验研究。在最佳工艺条件下,获得了浸出液含Au6.30mg/L、含Ag64.85mg/L,金、银浸出率分别为Au95.35%、Ag65.15%,及铁精矿品位Fe67.45%的技术经济指标。试验结果表明:“金蝉”浸金速度快、浸出率比使用氰化钠约高且浸出过程低毒环保,是一种替代氰化钠的较好浸金剂,具有较好的工业应用前景,为工艺流程的进一步改善提高了技术依据。

无盐焙烧-稀酸浸出提钒工艺研究

文章重点研究了采用无盐焙烧-稀酸浸出提钒工艺从石煤钒矿中提取V_(2)O_(5),考察了焙烧温度、焙烧时间、硫酸用量、浸出温度、浸出时间对提钒率的影响。结果表明,石煤钒矿浸出的最佳条件是:焙烧时间为24 h,焙烧温度为850℃,浸出液固比为2 mL∶1 g,浸出温度为25℃,浸出时间为1 h,硫酸浓度为2.0%~2.5%,浸出液pH=2.0~2.5,V_(2)O_(5)收率为85%~90%.

铜钴渣氧压酸浸提取铜钴试验研究

硫化铜钴精矿经硫酸化焙烧—酸浸后得到的浸出渣仍含有较多的铜和钴,需进一步回收。采用加压浸出技术浸出该浸出渣提取残余的铜和钴。研究了浸出液固比、初始硫酸浓度、浸出温度等工艺参数对铜钴渣浸出的影响。结果表明,在铜钴渣150 g、液固比6∶1、初始硫酸浓度100 g/L、常温调浆时间0.5 h、加压浸出温度180℃、加压浸出时间3 h、氧气分压0.1 MPa的最佳浸出条件下,铜和钴的浸出率可分别达到96.5%和98.1%,铁浸出率约8.3%,大部分的铁抑制在渣中,加压浸出效果好。

基于加压酸浸工艺的天然石墨低氟提纯方法

石墨经氢氟酸法提纯后环保成本高,且产品纯度不能满足现状。采用3种改进工艺对天然石墨提纯,研究改进工艺条件下不同石墨原料的浸出效果,得到最佳的石墨原料与工艺,并对相应样品进行X射线衍射和扫描电子显微镜表征。结果表明:在温度50℃、氩气压力3 MPa条件下,可将球形石墨尾料的纯度由97.69%提高至99.54%;改进的工艺中,以球形石墨尾料为原料的无氟酸浸-焙烧活化-加压酸浸法,不仅可得到99.979%的高纯石墨,而且可从源头减少环保成本。

响应曲面法优化废铂催化剂中难溶颗粒HCl-DCEA体系回收工艺

全溶解法回收废铂催化剂在实际生产过程中仍有难溶物沉积,造成二次污染及铂族资源浪费。本研究将难溶颗粒进行破碎细磨后,取300目左右粉体焙烧,然后将所得粉体在HCl-DCEA体系中进行浸出,考察反应时间、反应温度、液固比、盐酸浓度及DCEA浓度对铂浸出率的影响,并选择具有显著影响的液固比、盐酸浓度及DCEA浓度因素进行响应曲面优化试验。结果表明,对铂浸出率影响的显著顺序为DCEA浓度>液固比≈盐酸浓度;优化后的工艺条件为浸出时间2 h、浸出温度70℃、液固比6∶1、盐酸浓度2.35 mol/L、DCEA浓度0.09 mol/L,该条件下对废铂催化剂进行回收处理,总回收率达到99.64%。

低品位稀有金属复合矿的浸出性能研究

以西南某地新发现的含有少量稀土元素的低品位稀有金属复合矿为原料,研究了采用柱式浸出法浸出稀土的可行性。试验结果表明,该稀有金属复合矿中以吸附相存在的风化壳淋积型稀土矿仅占30%左右,大部分稀土以未风化的独立矿床存在。采用焙烧-酸浸工艺处理该复合矿,稀土浸出率大于81%,铌浸出率大于88%,镓浸出率可达99.08%,获得了良好的稀土、铌、镓浸出效果。

含镓明矾石梯级浸出与综合回收工艺

某矿山选铜尾矿经浮选获得的高品位明矾石精矿富含Al、K和Ga等有价金属。为了实现明矾石中有价金属的综合回收,首先采用"焙烧-梯级浸出"工艺选择性浸出Al、K和Ga,再通过冷却结晶与蒸发结晶工艺梯级回收明矾与硫酸铝,最后采用中和法实现Ga富集。结果表明:明矾石精矿经焙烧一段酸浸后,Al、K的浸出率分别为80.31%和87.49%,Ga几乎不浸出;浸出渣经二段酸浸后,Al、Ga和K的浸出率分别为65.67%、86.17%和94.54%。一段酸浸液经冷却结晶后可获得食品级钾明矾纯度达99.65%,结晶后液经蒸发结晶可获得Al_2O_3含量为15.95%的一级硫酸铝产品;利用NaOH控制二段酸浸液的pH为2.5～2.6时,浸出液中Ga沉淀率达98%以上,沉淀物中Ga含量达4100 g/t。XRD分析结果表明,沉淀物经焙烧后,Ga主要以KGa(SO_4)_2的形式存在。

三种石煤钒矿浸出行为的对比研究

以江西省修水县、江西省彭泽县和湖北省通山县的三种石煤钒矿为对象,研究了直接酸浸工艺和空白焙烧-酸浸工艺对三种石煤钒矿中钒浸出行为的影响。结果表明:在温度95℃、浸出时间4h、液固比1∶1、H2SO4体积分数15%和CaF2质量分数5%的浸出条件下,三种石煤钒矿在直接酸浸工艺中的钒浸出率分别为92.39%、74.10%和40.53%,而在空白焙烧-酸浸工艺中的钒浸出率则分别为85.53%、90.78%和41.59%。石煤钒矿中钒、铁的赋存形式以及方解石等耗酸物质的含量均对钒浸出率有很大影响。空白焙烧能使炭质钒转变为较易溶出的游离钒氧化物,并能破坏云母类含钒矿物而促进钒的浸出,但同时也可能使黄铁矿等非耗酸矿物转变成赤铁矿等耗酸矿物而阻碍钒的浸出。上述三种石煤中的钒均主要赋存于云母类铝硅酸盐矿物中,根据原矿的不同特性需采用不同的提钒工艺:江西修水石煤钒矿宜采用直接浸出工艺,江西彭泽石煤钒矿宜采用空白焙烧-酸浸工艺,湖北通山石煤钒矿需采用其他提钒工艺。

氧化锰矿制备硫酸锰工艺条件的研究

针对越南某氧化锰矿分别采用还原焙烧-酸浸法和两矿法浸出该锰矿。利用正交焙烧试验和单因素浸出条件试验得出还原焙烧-酸浸法的最优条件,最佳条件下浸出率均大于96%,最优条件下扩大试验浸出率为93.21%。利用单因素浸出条件试验得出两矿法的最优条件,最优条件下综合试验浸出率为94.97%。通过对试验结果的比较,确定该矿适合用还原焙烧-酸浸法处理。

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。

含氰贫液酸化产物中铜元素回收工艺研究

金精矿焙烧—氰化系统含氰贫液闭路循环需要定期开路部分贫液,贫液中的Cu元素具有一定的回收价值,本文在含氰贫液酸化法处理工艺基础上探索含氰贫液中Cu元素回收工艺的可行性。酸化处理后CN-挥发率为95.42%,铜沉淀率为97.82%。酸化后贫液固液分离所得酸化沉淀含铜22.77%～35.01%,采用焙烧—酸浸—萃取工艺回收铜,最佳实验条件如下：焙烧温度为640℃,液固比为5∶1,H2SO4质量浓度为5%,酸浸时间为3 h,此时可获得铜浸出率为92.27%～95.00%。以20%Lix984作为萃取剂,调节浸出液p H=2.3,有机相和水相相比为1∶1,萃取时间为3～5 min时,单级铜萃取率为98.96%;酸化后贫液固液分离所得液体平均铜浓度为72.89 mg/L,以硫化法深度沉淀铜,当Na2S用量为0.4～0.6 g/L,沉淀时间为1 h时,铜沉淀率为92.21%～99.09%。

复杂高含铟物料铟浸出工艺研究

某铅冶炼厂的复杂高含铟物料为冶炼的中间产物,此物料采用常规酸浸工艺铟的浸出率较低。针对此问题,本文采用盐酸-硫酸混酸浸出、加压酸浸法、硫酸化焙烧-低酸浸出等3种工艺对此复杂高含铟物料进行了试验,在各试验的较佳工艺条件下,试验结果为:采用盐酸-硫酸混酸浸出工艺,铟的浸出率可以达到75.87%,浸出渣铟含量可以降低至0.32%;采用加压酸性浸出工艺,铟的浸出率可以达到82.54%,浸出渣铟含量可降低至0.21%;采用硫酸化焙烧-低酸浸出工艺,铟的浸出率可以达到93.28%,浸出渣铟含量可降低至0.09%。综合分析对比3种铟的浸出工艺,"硫酸化焙烧-低酸浸出"工艺比较适合此复杂含铟物料提铟。

某含铜金矿石有价金属梯级回收试验研究

针对某含铜金矿石在全泥氰化浸出过程中,存在氰化钠用量过高,金、铜、硫和铁等有价金属难以综合回收的问题,采用新型工艺流程进行选别。试验结果表明:经混合浮选-浮选精矿焙烧酸浸提铜-酸浸渣氰化浸出提金-浮选尾矿环保提金工艺流程,金、银、铜和硫回收率分别为94.38%、92.01%、89.19%和95.12%;并且可以获得铁品位为65.85%、产率为30.05%的铁精矿,实现了含铜金矿石中有价元素金、铜、硫和铁的综合回收,显著提高了经济效益和资源利用率。

从锌冶炼渣中回收银的试验研究

某锌冶炼渣含高品位银360 g/t,银在浸出渣中的形态比较复杂,且绝大部分银被黄钾铁矾包裹,回收困难。根据浸出渣性质进行了试验研究,最终采用焙烧浸出除铁、焙烧浸出渣浮选富集银,得到的银精矿品位为3 899 g/t,银回收率为88.09%,实现了资源的综合回收。

废脱硝催化剂加盐焙烧-酸浸提钛的浸出动力学研究

采用加盐焙烧-酸浸法回收废脱硝催化剂中的钛,利用液-固多相反应的核收缩模型研究硫酸浸钛的浸出动力学,考察了硫酸浓度和酸浸温度对钛浸出反应速率的影响。结果表明,在温度低于60℃或硫酸质量分数小于45%时,浸出受化学反应和固膜扩散混合控制;升温和提高硫酸浓度浸出过程则转变为化学反应控制。低温受混合控制时的表观活化能为30.23 kJ/mol,升温后受化学反应控制时的表观活化能为92.92 kJ/mol,表观反应级数为4.932。提高反应温度和硫酸浓度均能加快钛的浸出速率,提高钛的浸出率。

内蒙古某脉石英提纯试验研究

对内蒙古某石英砂进行选矿试验研究,采用“磁选-擦洗-浮选-焙烧水淬-热压浸出”试验工艺流程,研究不同因素对石英砂除杂效果的影响。结果表明,经提纯后,SiO_(2)质量分数由99.484%提高至99.965%,杂质总含量由2 934.9μg/g下降至217.1μg/g,主要杂质元素Al和Fe含量分别为83.35μg/g和19.51μg/g,去除率分别为95.92%和93.57%,提纯效果较好。