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Reductive acid leaching of cadmium from zinc neutral leaching residue using hydrazine sulfate 被引量:3
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作者 张纯 闵小波 +3 位作者 张建强 王密 周波生 沈忱 《Transactions of Nonferrous Metals Society of China》 SCIE EI CAS CSCD 2015年第12期4175-4182,共8页
Zinc neutral leaching residue(ZNLR) from hydrometallurgical zinc smelting processing can be determined as hazardous intermediate containing considerable amounts of Cd and Zn which have great threats to the environme... Zinc neutral leaching residue(ZNLR) from hydrometallurgical zinc smelting processing can be determined as hazardous intermediate containing considerable amounts of Cd and Zn which have great threats to the environment. The ZNLR contained approximately 35.99% Zn, 15.93% Fe and 0.26% Cd, and Cd mainly existed as ferrites in the ZNLR in this research. Reductive acid leaching of ZNLR was investigated. The effects of hydrazine sulfate concentration, initial sulfuric acid concentration, temperature, duration and liquid-to-solid ratio on the extraction of Cd, Zn and Fe were examined. The extraction efficiencies of Cd, Zn and Fe reached 90.81%, 95.83% and 94.19%, respectively when the leaching parameters were fixed as follows: hydrazine sulfate concentration, 33.3 g/L; sulfuric acid concentration, 80 g/L; temperature, 95 °C; duration of leaching, 120 min; liquid-to-solid ratio, 10 m L/g and agitation, 400 r/min. XRD and SEM-EDS analyses of the leaching residue confirmed that lead sulfate(Pb SO4) and hydrazinium zinc sulfate((N2H5)2Zn(SO4)2) were the main phases remaining in the reductive leaching residue. 展开更多
关键词 reductive acid leaching zinc neutral leaching residue hydrazine sulfate CADMIUM
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Process mineralogy characteristics of acid leaching residue produced in low-temperature roasting-acid leaching pretreatment process of refractory gold concentrates 被引量:8
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作者 Shuang-hua Zhang Ya-jie Zheng +3 位作者 Pan Cao Chao-hui Li Shen-zhi Lai Xing-jun Wang 《International Journal of Minerals,Metallurgy and Materials》 SCIE EI CAS CSCD 2018年第10期1132-1139,共8页
To provide a theoretical basis for a suitable process to extract gold from refractory gold concentrates, process mineralogy on the acid leaching residue of gold calcine was studied by chemical composition, X-ray diffr... To provide a theoretical basis for a suitable process to extract gold from refractory gold concentrates, process mineralogy on the acid leaching residue of gold calcine was studied by chemical composition, X-ray diffraction, scanning electron microscopy-energy spectrum, and mineral dissociation analysis. The results showed that the acid leaching residue contained Au 68.22 g/t, Ag 92.71 g/t, Fe 0.44%, As 0.10%, and S 0.55%. Gold and silver minerals existed as native gold, argentite, and proustite. Quartz, the main gangue mineral, accounted for 78.33 wt/%. The dissociation degree analysis showed that the proportions of monomer and exposed gold in acid leaching residue were 96.66 wt%. The cyanidation results showed that the cyanide gold leaching rate of acid leaching residues was close to 100 wt%. However, the maximum cyanide gold leaching rate of gold calcine was only 85.31 wt%. This suggests that acid leaching can increase the gold dissolution rate in the cyanide process. 展开更多
关键词 acid leaching residue ROASTING process MINERALOGY precious metals OCCURRENCE STATES
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Leaching kinetics of acid-soluble Cr(Ⅵ) from chromite ore processing residue with hydrofluoric acid 被引量:4
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作者 李小斌 徐文彬 +2 位作者 周秋生 彭志宏 刘桂华 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS 2011年第2期399-405,共7页
Leaching kinetics of acid-soluble Cr(VI) in chromite ore processing residue (COPR) using hydrofluoric (HF) acid solution as a leaching agent was investigated for potential remediation of COPR with industrial was... Leaching kinetics of acid-soluble Cr(VI) in chromite ore processing residue (COPR) using hydrofluoric (HF) acid solution as a leaching agent was investigated for potential remediation of COPR with industrial waste water containing HF. The results show that HF can effectively destabilize the Cr(VI)-bearing minerals, resulting in the mobilization of Cr(VI) from COPR into the leachate. Particle size significantly influences the leaching of acid-soluble Cr(VI) from COPR, followed by leaching time, whereas the effects of HF concentration and leaching temperature are slight and the influence of stirring rate is negligible. The leaching process of acid-soluble Cr(VI) from COPR is controlled by the diffusion through the product layer. The apparent activation energy is 8.696 kJ/mol and the reaction orders with respect to HF concentration and particle size is 0.493 8 and -2.013 3, respectively. 展开更多
关键词 leaching KINETICS hydrofluoric acid hexavalent chromium chromite ore processing residue
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Recycling of waste carbon residue from spent lithium-ion batteries via constant-pressure acid leaching 被引量:3
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作者 Xiang-dong ZHU Jin XIAO +3 位作者 Qiu-yun MAO Zhen-hua ZHANG Lei TANG Qi-fan ZHONG 《Transactions of Nonferrous Metals Society of China》 SCIE EI CAS CSCD 2022年第5期1691-1704,共14页
Waste carbon residue(WCR)was efficiently detoxicated and regenerated to high-purity graphite(PGC)used in lithium-ion batteries through the constant-pressure acid leaching technique.The leaching conditions were optimiz... Waste carbon residue(WCR)was efficiently detoxicated and regenerated to high-purity graphite(PGC)used in lithium-ion batteries through the constant-pressure acid leaching technique.The leaching conditions were optimized by the combination of orthogonal and single-factor experiments.Results show that PGC with 99.5%purity is regenerated at temperature of 60℃,initial acid concentration of 12%,leaching time of 180 min,and liquid-to-solid ratio of 25:1,satisfying the requirements of commercial graphite.Meanwhile,the sodium hydroxide precipitation process was designed to recover valuable components from leachate efficiently.Ni,Co,Mn,and Al recoveries reach 96.92%,87.5%,97.83%,and 92.17%,respectively,at pH=11.Moreover,the co-product NaF can be recovered with purity over 99%via evaporative crystallization.The loss rate of fluorine is less than 0.5%,thereby eliminating the pollution risk of fluorine to the environment.The proposed process shows considerable environmental and economic benefits. 展开更多
关键词 constant-pressure acid leaching waste carbon residue anode material regeneration sodium hydroxide precipitation NAF
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Process optimization of reaction of acid leaching residue of asbestos tailing and sodium hydroxide aqueous solution 被引量:4
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作者 DU GaoXiang1,3, ZHENG ShuiLin2 & DING Hao1 1 School of Materials Science and Technology, China University of Geosciences (Beijing), Beijing, 100083, China 2 School of Chemical and Environment Engineering, China University of Mining and Technology (Beijing), Beijing 100083, China 3 Hebei Qinghe Refractory Group Co. Ltd., Xingtai 054804, China 《Science China(Technological Sciences)》 SCIE EI CAS 2009年第1期204-209,共6页
Silica is the major component of the acid leaching residue of asbestos tailing. The waterglass solution can be prepared by the reaction of the residue with sodium hydroxide aqueous solution. Compared to the high tempe... Silica is the major component of the acid leaching residue of asbestos tailing. The waterglass solution can be prepared by the reaction of the residue with sodium hydroxide aqueous solution. Compared to the high temperature reaction method, this process is environmental friendly and low cost. In this paper, the reaction process of the residue and the sodium hydroxide aqueous solution is optimized. The optimum reaction process parameters are as follows: the usage of sodium hydroxide is 26.4 g/100 g acid leaching residue, the reaction temperature is 90℃, the reaction time is 1 h, and the ratio of the liquid/solid is 2.0. The significance sequence of the process parameters to the alkali leaching reaction effect is the usage of sodium hydroxide > the ratio of the liquid/solid > the reaction time > the reaction temperature. The significance sequence to the leaching ratio of SiO2 is the ratio of the liquid/solid > the usage of sodium hydroxide > the reaction time > the reaction temperature. The significance sequence to the modulus of the sodium silicate is the ratio of the liquid/solid > the usage of sodium hydroxide > the reaction time > the reaction temperature. Under the optimum conditions, the leaching ratio of the SiO2 is 77.5%, and the modulus of the sodium silicate is 3.15. The XRD analysis result indicates that the major components of the alkali leaching residue are serpentine, talc, quartz and some albite. 展开更多
关键词 asbestos TAILING acid leaching residue SODIUM HYDROXIDE process optimization
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Developing laterite nickel ore leaching residue as sustainable blast furnace charge 被引量:2
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作者 Qing-yu Tang Kai-jia Wu +4 位作者 Min Gan Xiao-hui Fan Zeng-qing Sun Hao Lv Guo-jing Wong 《Journal of Iron and Steel Research International》 SCIE EI CAS CSCD 2022年第11期1760-1770,共11页
A kind of leaching residue generated during high pressure acid leaching of laterite nickel ore is creatively prepared as blast furnace charge for ironmaking.Results show that the briquettes with uniform shape,compress... A kind of leaching residue generated during high pressure acid leaching of laterite nickel ore is creatively prepared as blast furnace charge for ironmaking.Results show that the briquettes with uniform shape,compressive strength higher than 72.3 N/pellet,and cracking temperature over 400℃can be obtained by the non-binder briquetting with water content of 12.2 wt.%and pressure of 30 MPa.After preheating at 975℃for 12 min and roasting at 1225℃for 15 min,the strength of the roasted briquettes can reach 2815 N/pellet,and the iron grade is 59.27 wt.%.And the sulfur content can be simultaneously reduced to 0.067 wt.%.The obtained briquettes achieve adequate reducibility index,reduction degradation index,reduction swelling index,softening and melting temperatures,which are suitable for blast furnace ironmaking.The results show that this method cannot only effectively treat the leaching residue to reduce the risk of environmental pollution,but also realize the utilization of leaching residue. 展开更多
关键词 High pressure acid leaching residue Blast furnace charge BRIQUETTING DESULFURIZATION Metallurgical Performance
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独居石优溶渣浸出过程研究 被引量:1
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作者 刘康 苏学斌 +6 位作者 梁耕宇 程浩 王桂硕 张承天 刘忠臣 刘会武 向秋林 《有色金属(冶炼部分)》 CAS 北大核心 2024年第2期99-106,共8页
独居石是典型伴生铀、钍的稀土矿资源,通过现有的碱溶转化、优溶等步骤提取稀土后,所得优溶渣是富含铀、钍、稀土的重要二次资源。为与稀土提取保持一致的盐酸体系,研究优溶渣的盐酸浸出过程对整体回收工艺十分关键。采取单因素试验考... 独居石是典型伴生铀、钍的稀土矿资源,通过现有的碱溶转化、优溶等步骤提取稀土后,所得优溶渣是富含铀、钍、稀土的重要二次资源。为与稀土提取保持一致的盐酸体系,研究优溶渣的盐酸浸出过程对整体回收工艺十分关键。采取单因素试验考察浸出过程条件对铀、钍、稀土浸出率的影响。结果表明,使用下述优化参数:盐酸浓度6 mol/L、浸出时间1.5~2 h、浸出温度60℃、液固体积质量比3 mL/g时,优溶渣中铀、钍、稀土的浸出率分别可达90%~95%、92%~93%、>60%,实现了较高的资源回收率。浸出渣的工艺矿物学分析表明,其主要由锆石、钍化合物和石英等脉石矿物组成。剩余的稀土组分则主要集中在未分解的独居石中,其余为少量磷钇矿和褐钇铌矿。试验结果可为独居石优溶渣的综合回收技术提供基础数据和支撑。 展开更多
关键词 独居石 优溶渣 盐酸浸出 稀土
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草酸浸出分离中浸渣中铁锌的机理与分离条件的优化
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作者 党晓娥 阳丹 王碧侠 《有色金属工程》 CAS 北大核心 2024年第11期96-107,共12页
为了解决火法分离中浸渣中锌铁过程存在能耗大、碳排放量大以及湿法分离锌铁过程存在的浸出选择性差、浸出液除铁过程产出的黄钾铁钒渣和针铁矿渣需要另行处理等问题,提出采用草酸浸出分离中浸渣中铁锌的技术,并采用响应面法对铁和锌的... 为了解决火法分离中浸渣中锌铁过程存在能耗大、碳排放量大以及湿法分离锌铁过程存在的浸出选择性差、浸出液除铁过程产出的黄钾铁钒渣和针铁矿渣需要另行处理等问题,提出采用草酸浸出分离中浸渣中铁锌的技术,并采用响应面法对铁和锌的分离条件进行优化,建立预测铁和锌浸出率的回归模型,同时对铁锌分离的机理以及伴生金属在分离过程中的行为进行了探讨。结果表明,要分解中浸渣中的ZnFe_(2)O_(4),实现铁锌的分离,则必须充分利用草酸的酸性、C_(2)O_(4)^(2-)对Fe^(3+)的络合性以及C_(2)O_(4)^(2-)与Zn^(2+)形成难溶ZnC_(2)O_(4)的性质。响应面法预测铁锌分离的优化条件为:(C_(2)O_(4)^(2-))TOT过量倍数为理论量的1.75倍,浸出时间170 min,浸出温度95℃和液固比8∶1,在该条件下,铁和锌的浸出率预测值和实测值分别为91.48%、0.63%和91.35%、0.64%。铁锌分离过程,91.35%铁以Fe(C_(2)O_(4))_(2)^(2-)和Fe(C_(2)O_(4))_(3)^(3-)的形式进入浸出液,而99.36%锌、94.24%铜及94.42%铅分别以ZnC_(2)O_(4)、CuC_(2)O_(4)和PbC_(2)O_(4)形式富集入渣,证明采用草酸能低温分解ZnFe_(2)O_(4)和分离中浸渣中的铁和锌,且分离过程不排放CO_(2),解决了现有火法和湿法方法分离铁锌过程存在的技术缺陷。 展开更多
关键词 中浸渣 铁酸锌 草酸 浸出 分离 响应面 机理
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煤气化细渣高炭组分超声强化酸浸法制备多孔材料 被引量:1
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作者 李翠翠 韩瑞 +6 位作者 周安宁 张宁宁 郭凯强 陈恒 陈肖役 李振 王俊哲 《燃料化学学报(中英文)》 EI CAS CSCD 北大核心 2024年第5期630-646,共17页
煤气化细渣是煤炭清洁高效利用的副产物之一,其资源化应用迫在眉睫。通过简单筛分得到固定碳含量高于60%的高炭组分,并以此为原料,采用超声酸浸法制备多孔材料。以核废水中放射性碘的吸附处理为应用背景,用碘吸附值表征多孔材料的吸附... 煤气化细渣是煤炭清洁高效利用的副产物之一,其资源化应用迫在眉睫。通过简单筛分得到固定碳含量高于60%的高炭组分,并以此为原料,采用超声酸浸法制备多孔材料。以核废水中放射性碘的吸附处理为应用背景,用碘吸附值表征多孔材料的吸附性能。结合SEM、BET、XRD和FT-IR等性质和结构分析方法,系统研究了超声时间、超声功率、酸浓度和温度对多孔材料碘吸附性能和组成结构的影响规律;并探讨了超声强化酸浸对残炭的组成结构的影响机制和灰成分的迁移转化规律,总结出超声强化酸浸作用机理。结果表明,煤气化细渣高炭组分在酸浓度为4 mol/L、酸浸温度为50℃、超声功率为210 W,超声时间1.5 h的条件下,所制备多孔材料的碘吸附性能最佳,为468.53 mg/g,比表面积达到474.97 m^(2)/g,且具有以介孔为主的丰富孔隙结构。各因素对多孔材料碘吸附性能影响的顺序为:超声时间>酸浓度>超声功率>酸浸温度。超声强化酸浸作用机理是超声空化和机械波作用一方面强化炭灰黏附颗粒的解离,使堵塞在气化细渣孔道内的灰颗粒脱附,增加孔隙结构的连通性;其次,会导致炭灰颗粒表面裂纹的产生,增强碳颗粒内部无机组分的可及性;第三,能够提高酸浸过程的传质速率,强化气化细渣中的无机组分的浸出效果。 展开更多
关键词 煤气化细渣 残碳 超声 酸浸 多孔材料
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贵州某钡渣酸浸渣浮选实验
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作者 李德伟 代文治 +2 位作者 李杰 李嘉欣 聂光华 《矿产综合利用》 CAS 2024年第1期207-210,共4页
这是一篇矿物加工工程领域的论文。钡渣为有毒固废,大量钡渣堆存严重危害环境且对国土资源造成巨大浪费。酸性浸出钡渣中酸溶钡是钡渣无害处理及回收钡最佳途径之一。论文采用浮选工艺回收富集钡渣酸浸尾渣中硫酸钡,以期实现综合回收钡... 这是一篇矿物加工工程领域的论文。钡渣为有毒固废,大量钡渣堆存严重危害环境且对国土资源造成巨大浪费。酸性浸出钡渣中酸溶钡是钡渣无害处理及回收钡最佳途径之一。论文采用浮选工艺回收富集钡渣酸浸尾渣中硫酸钡,以期实现综合回收钡渣中钡资源。浮选回收钡渣酸浸渣实验研究,在碳酸钠用量2000 g/t,硅酸钠用量500 g/t以及油酸钠用量3000 g/t的条件下,通过一次粗选、四次精选、两次扫选的浮选闭路流程,获得重晶石精矿品位85.38%、回收率69.35%的浮选指标,精矿产品达到工业生产碳酸钡用料重晶石标准。 展开更多
关键词 矿物加工工程 钡渣 酸浸渣 浮选 重晶石
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菱锰矿浸出前后理化特性及界面水化行为变化规律
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作者 李子寒 舒建成 +2 位作者 曹文星 杨慧敏 陈梦君 《化工进展》 EI CAS CSCD 北大核心 2024年第9期5320-5328,共9页
高含水率电解锰渣已成为制约我国电解锰行业发展的瓶颈。本研究分析了菱锰矿浸出前后矿物组成、微观形貌等理化特性,同时考察了菱锰矿浸出前后亲水系数、润湿热、含水率以及过滤性能。研究结果表明:菱锰矿浸出后得到的电解锰渣中出现了... 高含水率电解锰渣已成为制约我国电解锰行业发展的瓶颈。本研究分析了菱锰矿浸出前后矿物组成、微观形貌等理化特性,同时考察了菱锰矿浸出前后亲水系数、润湿热、含水率以及过滤性能。研究结果表明:菱锰矿浸出后得到的电解锰渣中出现了高岭石、水钙沸石等亲水性黏土矿物,同时得到的电解锰渣中出现了结构水和结晶水的红外特征峰,含水率由菱锰矿浸出前的17.68%增加至32.67%,润湿热由0.743J/g增加至3.879J/g,亲水系数由1.117增加至2.233;此外,菱锰矿浸出后得到的电解锰渣渣浆过滤性能受黏土矿物影响,过滤速率由菱锰矿浸出前的10.318mL/min下降到5.296mL/min。本研究为电解锰渣含水率控制技术研发提供了理论支持。 展开更多
关键词 菱锰矿 酸浸 电解锰渣 理化特性 界面水化行为
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红土镍矿硝酸加压浸出渣制备电池级磷酸铁
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作者 金赐安 马保中 +2 位作者 曹志河 陈永强 王成彦 《矿冶》 CAS 2024年第2期284-292,共9页
近年来,在我国“碳达峰”和“碳中和”目标的引领下,新能源行业发展迅速,新能源汽车的推广与使用促进了锂离子电池行业的蓬勃发展。作为三元锂电池的关键原材料,镍的需求量不断增加。但由于硫化镍矿日益枯竭,红土镍矿逐渐成为了主要的... 近年来,在我国“碳达峰”和“碳中和”目标的引领下,新能源行业发展迅速,新能源汽车的推广与使用促进了锂离子电池行业的蓬勃发展。作为三元锂电池的关键原材料,镍的需求量不断增加。但由于硫化镍矿日益枯竭,红土镍矿逐渐成为了主要的提镍原料,在镍产量中占比超过70%。褐铁型红土镍矿在红土镍矿中占比超过60%,经硝酸加压浸出(NAPL)提取镍钴后产生的浸出渣中含有丰富的有价金属资源(铁含量>60%),浸出渣的综合利用对资源回收和环境保护具有重要意义。以褐铁型红土镍矿硝酸加压浸出渣为原料,在磷酸单一介质中制备电池级磷酸铁材料。以磷酸为介质,通过预浸、溶解实现浸出渣中铁的高效提取。预浸时磷酸溶液浓度较低,可以使含铁相初步转型为FePO_(4)·2H_(2)O,同时除去浸出渣中Cr、Mg、Al等杂质元素。然后采用高浓度磷酸溶液溶解处理预浸渣,实现Fe的完全溶解。最后稀释调节pH值直接沉淀制备磷酸铁,得到FePO_(4)·2H_(2)O产品,该产品不含杂质元素Mg、Si,Cr、Al的含量为0.019%、0.016%。通过XRD、SEM、EDS等技术手段对预浸渣和磷酸铁产品的物相组成和微观形貌进行了研究,明确了预浸过程可实现铁由Fe_(2)O_(3)向FePO_(4)·2H_(2)O的转变,最终产品的晶体结构与标准磷酸铁相匹配。由磷酸铁合成的磷酸铁锂材料也表现出优异的电化学性能。该研究有望实现对褐铁型红土镍矿硝酸加压浸出渣中宏量组元铁的高值化利用,从而优化磷酸铁制备工艺。 展开更多
关键词 褐铁型红土镍矿 硝酸加压浸出 浸出渣 磷酸 预浸出 磷酸铁 分离除杂 高值利用
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锌浸渣浮选银精矿还原焙烧-低酸浸出脱锌
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作者 黄玉柱 裴双 +3 位作者 刘宇倩 周合理 朱晓红 胡宇杰 《有色金属(冶炼部分)》 CAS 北大核心 2024年第7期25-32,共8页
以某湿法炼锌厂产出的锌浸渣浮选银精矿为原料,采用回转炉还原焙烧—低酸浸出工艺进行脱锌研究。结果表明:在碳粉加入量10%、焙烧温度600℃、时间120 min、原料粒度-0.1 mm、回转炉转速5 r/min的条件下,铁酸锌还原焙烧分解效果最优,焙... 以某湿法炼锌厂产出的锌浸渣浮选银精矿为原料,采用回转炉还原焙烧—低酸浸出工艺进行脱锌研究。结果表明:在碳粉加入量10%、焙烧温度600℃、时间120 min、原料粒度-0.1 mm、回转炉转速5 r/min的条件下,铁酸锌还原焙烧分解效果最优,焙烧产物中可溶锌率达到85.83%。在硫酸终点pH为2、液固比5 mL/g、浸出温度70℃、浸出时间90 min优化条件下,对焙烧产物进行选择性浸出,锌和铁的浸出率分别为84.23%和34.71%。浸出渣中未溶解铁锌氧化物主要为还原焙烧过程中团聚成块的大颗粒及被硫酸铅熔化包裹形成的颗粒。 展开更多
关键词 锌浸渣浮选银精矿 铁酸锌 还原焙烧 低酸浸出 脱锌工艺
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铬铁矿在HCl-Na_(2)CrO_(4)体系中的多级浸出动力学研究
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作者 蹇成宗 田仪娟 +3 位作者 蒋子文 闫春宇 全学军 李纲 《湿法冶金》 CAS 北大核心 2024年第4期407-419,共13页
研究了在HCl-Na_(2)CrO_(4)体系中对铬铁矿进行多级浸出,并探讨了铬铁矿中主要金属元素的浸出动力学。结果表明:在粒径45~75μm、氧化剂Na_(2)CrO_(4)用量为理论量0.6倍、反应时间5h、反应温度453.15K、料球质量比1/1、搅拌速度30r/min... 研究了在HCl-Na_(2)CrO_(4)体系中对铬铁矿进行多级浸出,并探讨了铬铁矿中主要金属元素的浸出动力学。结果表明:在粒径45~75μm、氧化剂Na_(2)CrO_(4)用量为理论量0.6倍、反应时间5h、反应温度453.15K、料球质量比1/1、搅拌速度30r/min、液固体积质量比4mL/1g最佳条件下进行3级循环浸出,铬、铁、铝、镁浸出率分别可达91.98%、94.54%、76.62%和78.03%;铬铁矿的酸浸反应受界面化学反应控制,温度在373.15~473.15K范围内,铬、铁、铝、镁的浸出表观活化能分别为45.80、40.43、42.08和43.54kJ/mol,浸出效果较好。 展开更多
关键词 铬铁矿 铬渣 盐酸 Na_(2)CrO_(4) 浸出 多级 动力学
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碱浸-还原挥发工艺回收镓锗置换渣中镓、锗 被引量:1
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作者 周科华 刘野平 +1 位作者 梁彦杰 宋家琪 《中国有色冶金》 CAS 北大核心 2024年第2期49-55,共7页
镓、锗是重要的稀散金属,从锌冶炼过程中综合回收镓、锗成为该原生金属产量的重要来源。目前主要采用酸浸工艺从镓锗置换渣回收镓、锗,回收率较低,资源利用率低。本文利用镓、锗两性物质的属性,采用碱浸-还原挥发工艺进行了回收镓锗置... 镓、锗是重要的稀散金属,从锌冶炼过程中综合回收镓、锗成为该原生金属产量的重要来源。目前主要采用酸浸工艺从镓锗置换渣回收镓、锗,回收率较低,资源利用率低。本文利用镓、锗两性物质的属性,采用碱浸-还原挥发工艺进行了回收镓锗置换渣中镓、锗的试验研究,得到以下主要结论。碱浸试验单因素最佳工艺条件为NaOH浓度4 mol/L、反应温度90℃、液固比8 mL/g、搅拌速度400 r/min,在此条件下,镓锗置换渣中镓、锗浸出率分别达到91.25%和78.95%;强化球磨浸出对镓、锗的浸出率没有改善作用;还原挥发试验的单因素最佳工艺条件为温度1200℃、粉煤配入量30%、挥发时间4 h,在此条件下,碱性浸出残渣中锗的挥发率达到91.02%。该工艺产生的挥发残渣和砷酸钙渣返回火法炼铅系统综合回收铜、砷等有价金属,实现了渣的无害化处理。本文回收镓、锗的方法可为同类企业从锌冶炼工序中回收镓、锗提供参考。 展开更多
关键词 锌冶炼 镓锗置换渣 镓、锗回收 酸性浸出 碱性浸出 氢氧化钠 还原挥发
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锌粉置换渣中镓、锗的强化浸出试验研究
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作者 赵唯淞 邱雪红 +3 位作者 董伟楠 郑朝振 郭宝 蒋开喜 《稀有金属与硬质合金》 CAS CSCD 北大核心 2024年第4期17-26,共10页
针对锌粉置换渣提取Ga、Ge过程浸出效果不佳的问题,本研究首先开展了常压硫酸浸出试验,考察硫酸浓度、反应温度、液固比、反应时间对Ga、Ge浸出率的影响,并对浸出过程进行了动力学分析;而后分别尝试了还原浸出(先后以Na_(2)SO_(3)、SO_... 针对锌粉置换渣提取Ga、Ge过程浸出效果不佳的问题,本研究首先开展了常压硫酸浸出试验,考察硫酸浓度、反应温度、液固比、反应时间对Ga、Ge浸出率的影响,并对浸出过程进行了动力学分析;而后分别尝试了还原浸出(先后以Na_(2)SO_(3)、SO_(2)为还原剂)、硫酸化焙烧-水浸两种工艺,对锌粉置换渣开展了Ga、Ge强化浸出试验。结果表明:常压硫酸浸出工艺在硫酸浓度150 g/L、反应温度90℃、液固体积质量比5 mL/g、反应时间4 h、搅拌转速400 r/min的适宜条件下,Ga、Ge浸出率分别为68.4%、61.7%;酸浸渣主要物相为PbSO_(4)和ZnAl_(2)O_(4),增加酸度可促使残留的黄钾铁矾、铅铝矾进一步溶出;Ga和Ge常压硫酸浸出过程主要受内扩散控制,反应表观活化能分别为18.06 kJ/mol和16.02kJ/mol。对一段常压硫酸浸出渣进行二段还原强化浸出,以Na_(2)SO_(3)为还原剂,在50 g/L H_(2)SO_(4)+3 g/L Na_(2)SO_(3)条件下,Ga、Ge浸出率达89.4%和70.1%;以SO_(2)为还原剂,在SO_(2)分压0.3 MPa、硫酸浓度50 g/L、反应温度110℃、、反应时间3 h条件下,Ga、Ge浸出率达88.9%和86.7%。硫酸化焙烧-水浸工艺对锌粉置换渣中Ga的浸出效果改善明显,但对Ge浸出不利,酸渣体积质量比宜为1/2.5 mL/g,并在焙烧温度300℃、焙烧时间3 h、水浸温度80℃、液固体积质量比5 mL/g、浸出时间2 h的条件下,Ga浸出率可提高到89.1%。 展开更多
关键词 锌粉置换渣 硫酸浸出 强化浸出 二段还原浸出 硫酸化焙烧
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刚果(金)某铜精矿酸浸渣中铜的赋存特征及回收
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作者 林荣跃 张雷刚 +2 位作者 韦其晋 张正阳 杨玮娇 《有色金属(冶炼部分)》 CAS 北大核心 2024年第10期154-164,共11页
刚果(金)地区主要采用湿法炼铜工艺提取铜精矿中的铜,含铜55%~65%的硫化铜精矿经过焙烧和两段酸浸后,酸浸渣中含有3%~10%的铜。以刚果(金)某铜精矿焙砂酸浸渣为研究对象,在对其进行工艺矿物学分析的基础上,采用加压浸出方式回收渣中的... 刚果(金)地区主要采用湿法炼铜工艺提取铜精矿中的铜,含铜55%~65%的硫化铜精矿经过焙烧和两段酸浸后,酸浸渣中含有3%~10%的铜。以刚果(金)某铜精矿焙砂酸浸渣为研究对象,在对其进行工艺矿物学分析的基础上,采用加压浸出方式回收渣中的铜。结果表明,铜精矿焙砂酸浸渣中的铜主要以硅孔雀石、胆矾和亚铁酸铜的形式存在,三种矿物所含铜占总铜量的96.87%,其中亚铁酸铜为主要难浸矿物;酸浸时,酸用量对铜浸出率影响最大;最佳浸出条件为液固比4 mL/g、酸矿比(硫酸用量与酸浸渣的质量比)65%、浸出时间2 h、浸出温度180℃,对应的铜浸出率为94.52%,渣含铜可由处理前的7.66%降低到0.52%。 展开更多
关键词 铜精矿酸浸渣 工艺矿物学 亚铁酸铜 加压浸出 铜回收
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铜钴矿酸浸渣絮凝沉降试验研究
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作者 付晨晓 姚现召 《中国资源综合利用》 2024年第4期4-7,11,共5页
以铜钴矿硫酸浸出渣为研究对象,开展絮凝沉降试验。结果表明,矿浆浓度为10.5%,絮凝剂浓度为0.1%时,AZ5005絮凝剂用量为70 g/t,底流矿浆浓度可达43.32%;5310絮凝剂用量为60 g/t,底流矿浆浓度可达45.30%。二者絮凝上清液均清澈,可以满足... 以铜钴矿硫酸浸出渣为研究对象,开展絮凝沉降试验。结果表明,矿浆浓度为10.5%,絮凝剂浓度为0.1%时,AZ5005絮凝剂用量为70 g/t,底流矿浆浓度可达43.32%;5310絮凝剂用量为60 g/t,底流矿浆浓度可达45.30%。二者絮凝上清液均清澈,可以满足生产需求。矿浆浓度下降为5.5%时,两种絮凝剂的沉降速度变快。絮凝剂添加量为60 g/t时,AZ5005絮凝剂、5310絮凝剂的即时沉降速度分别达34.06 m/h、26.78 m/h,此时只有5310絮凝剂的上清液较清澈,可以满足生产需求。 展开更多
关键词 铜钴矿 酸浸渣 絮凝 沉降速度
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某进口含砷金精矿焙烧氰化试验研究
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作者 王泉梅 王耀杰 +1 位作者 秦学强 王路平 《世界有色金属》 2024年第7期13-15,共3页
某进口含砷金精矿含金20 g/t、银50 g/t、铜0.15%、铅1.3%、砷8%、硫25%、炭0.35%,是典型的难处理复杂金精矿,采用焙烧、酸浸出、磨矿、氰化后金回收率不理想。按比例搭配其他精矿后再进行试验,金回收率提升明显。结果表明:在不改变试... 某进口含砷金精矿含金20 g/t、银50 g/t、铜0.15%、铅1.3%、砷8%、硫25%、炭0.35%,是典型的难处理复杂金精矿,采用焙烧、酸浸出、磨矿、氰化后金回收率不理想。按比例搭配其他精矿后再进行试验,金回收率提升明显。结果表明:在不改变试验条件的前提下,可以通过搭配其他精矿的方式,达到氰渣中金含量下降的效果,为提高成分复杂的含砷金精矿中金的回收率提供了一个新的尝试方向。 展开更多
关键词 进口金精矿 焙烧 酸浸出 氰化 降低氰渣中金含量
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冶炼废渣中铟回收技术进展 被引量:24
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作者 饶兵 戴惠新 高利坤 《化工进展》 EI CAS CSCD 北大核心 2016年第12期4042-4052,共11页
铟是一种重要的多用途战略金属,具有较高的工业应用价值,无独立可供开采的矿床,常伴生于铅锌等硫化矿中,主金属冶炼时富集于各类冶炼废渣中,使铟的回收存在工艺复杂、回收率低的问题。本文从铟精矿的制备开始,较为全面地综述了处理含铟... 铟是一种重要的多用途战略金属,具有较高的工业应用价值,无独立可供开采的矿床,常伴生于铅锌等硫化矿中,主金属冶炼时富集于各类冶炼废渣中,使铟的回收存在工艺复杂、回收率低的问题。本文从铟精矿的制备开始,较为全面地综述了处理含铟冶炼废渣常用的冶金工艺及技术,重点分析总结了冶炼废渣铟浸出技术进展。根据处理手段的不同,渣中铟的回收技术分为直接酸浸法和预处理后浸出法等,其中直接酸浸包括常规酸浸法、热酸浸出法和氧化酸浸法,预处理浸出又可分为酸法预处理和碱法预处理两大类;而强化浸铟的最新研究及方法以物理法为主。传统的常规酸浸易于工业化,但铟回收率低,原料适应性差。热酸浸出环保问题严重。氧化酸浸和预处理后浸出,通过氧化或多种预处理强化浸铟,优势明显。新的实验室研究集中于酸浸协同多种物理强化浸铟效应,取得了较大进展。因此,未来需着力于研究酸浸联合多种强化方法,探索低成本、高效、环保的铟回收工艺。 展开更多
关键词 冶炼渣 回收 酸浸 浸出率
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