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。

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。

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。

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%.

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。

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。

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。

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。

高磷铁矿石脱磷技术研究

分析了高磷铁矿石脱磷的重要性,总结了当前脱磷工艺的研究现状及方法。本文应用我国"宁乡式"鲕状赤铁矿石进行了分散-选择性聚团脱泥-反浮选脱磷工艺试验研究,成功地使铁精矿中的含磷量达到0 25%以下,闭路试验铁的回收率达到90 57%,取得了较为理想的试验结果。该工艺简单易行,便于在工业生产中推广应用。

某含银高铅复杂多金属矿的分离提取

针对某含银、铅、铜、锌复杂多金属硫化矿的特性,对全混合浮选获得的含银、高铅多金属混合精矿采用焙烧—酸浸工艺处理,银几乎100%进入浸渣而不被稀硫酸浸出,通过对浸渣进行氯盐浸出,对浸出液采用萃取、沉淀、置换等分离技术,使各有价金属得到了有效的分离提取,并初步探讨了银矿物在焙烧中的行为。在最优条件下,Ag、、Pb、Cu、Zn的一次浸出率分别为91.31%、99.62%、96.46%和98.24%。

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%。

某低品位稀土复合矿综合利用试验研究

对西南某地低品位稀土复合矿采用焙烧-酸浸工艺,稀土的浸出率大于81%,Nb的浸出率大于88%,Ga的浸出率可达99.08%,较好地实现了该稀土复合矿的综合利用。

从某沉积污泥中提取金、银试验研究

采用焙烧—酸浸—氰化工艺从沉积污泥中提取金、银,试验考察了氰化浸出反应液固比、pH值、氰化钠质量分数、反应时间、搅拌速度对金、银浸出率的影响。沉淀污泥在焙烧温度903 K、焙烧时间2 h的条件下,进行预处理;焙砂在反应液固比4∶1、硫酸浓度0.5 mol/L、反应时间3 h、反应温度323 K、搅拌速度300 r/min的条件下,进行硫酸浸出;酸浸渣在反应液固比4∶1、pH 10.5、氰化钠质量分数0.4%、反应温度298 K、搅拌速度250 r/min、反应时间72 h的条件下,进行氰化浸出;金、银浸出率分别可达93.2%、79.1%。

加蓬某地锰矿的降磷工艺研究

通过加蓬某地锰矿物质成分研究查明其中磷的赋存状态,结果未见磷的独立矿物,却发现磷与铁的关系非常密切。采用溶出铁并保留锰相的方法无法彻底除磷,研究发现其主要原因是锰相为基质,铁受其包裹,在不破坏基质锰相的情况下,不可能将铁除去。采用了物理选矿和化学选矿2种方法进行降磷试验,结果表明,采用焙烧-酸浸的工艺可有效降低该锰矿中的磷。

高磷低锰难选矿石除磷提高锰矿品位试验研究

陕西某地高磷低锰贫矿石 ,磷品位 1.0 9%、锰品位 10 .88%,其中磷以胶结状非晶质胶磷矿存在 ,机械选矿难以分选。本研究采用强磁选—焙烧酸浸工艺获得含磷 0 .2 %以下、锰 3 0 %以上的合格锰精矿 。

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度-0.074 mm 70%,加水制粒Φ8~20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。

提高含硫铜铅金银矿中银回收率的方法

该发明名称是提高含硫铜铅金银矿中银回收率的方法。该方法在现行“氧化焙烧-酸浸-氰化”法处理含硫铜铅金银矿的工艺流程基础上，通过降低氧化焙烧温度和加入硫酸钠作为焙烧添加剂的技术改进方法使银的回收率提高了40％以上。

废旧荧光粉中稀土元素浸出的电位-pH图

废旧稀土荧光粉经"酸浸-碱焙烧-水洗-酸浸"处理可浸出回收其中的Y, Eu, Tb, Ce等稀土。本文根据酸浸过程中的各组分的吉布斯自由能Δ_fG分别计算出各酸浸过程中各化学反应的吉布斯自由能Δ_rG,由能斯特公式计算出反应的电位与pH关系,进而绘制出两段酸浸过程中的电位-pH图,即不同活度的Al^(3+)与Y-Eu-H_2O系的电位-pH图和Tb-Ce-H_2O系电位-pH图,并分析了各组分的稳定区域。结果表明:废旧稀土荧光粉直接酸浸时,从25～100℃,在pH<6的酸性条件下,红粉中的Y_2O_3, Eu_2O_3以Y^(3+), Eu^(3+)的形式稳定存在水溶液中, Al(OH)_3稳定区域在pH为4.8～8.3之间,为防止Al ^(3+)水解,酸浸出液终点pH值应控制在3.5～4.0之间;从25～100℃,在酸性条件下,经碱焙烧水洗除铝后得到的TbO_2, CeO_2很难被酸直接浸出,同时Tb^(4+), Ce^(4+)在水溶液中不能稳定存在,但通过加入适当的还原剂,可将Tb^(4+), Ce^(4+)还原成Tb^(3+), Ce^(3+),便可存在于水溶液中。