酸浸渣

摘要： 针对云南某公司每年自产约6万t的低品位氧化铅锌矿铅锌品位低、直接进入湿法炼锌流程生产成本高及技术经济指标较差等问题,采用熔化炉+烟化炉还原挥发工艺以低品位氧化铅锌矿搭配自产酸浸渣,将物料中的有价金属Pb、Zn、Ge、Ag富集于氧化锌烟尘中。生产实践表明,在熔化炉氧化铅锌矿∶酸浸渣∶石英砂配料比例为3.33∶5.83∶1下,Pb、Zn、Ge、Ag等有价金属生产综合回收率分别达到99.2%、92.83%、93.13%、99.22%,实现低品位氧化铅锌矿的综合回收处理,解决了堆存带来的各种困难和环保隐患,降低铅锌冶炼的原料成本。

摘要： 将煤矸石酸浸渣在750°C下煅烧除炭,与Na2CO3按质量比1:1.2混合,在800°C煅烧1.5 h,制备NaP分子筛,优化工艺条件为:n(SiO2)/n(Al2O3)为4.5,n(Na2O)/n(SiO2)为1.5,n(H2O)/n(Na2O)为35,94°C晶化9 h.结果表明,煤矸石酸浸渣经碱熔可完全活化,采用水热晶化的方法,可制备结晶良好的NaP分子筛.

摘要： 铜阳极泥是提取稀贵金属的重要原料,现有的工艺技术均不理想.本文采用盐酸、硫酸与氯化钠的不同组合浸出体系对铜阳极泥进行了浸出试验,结果表明:单一盐酸、硫酸、氯化钠为浸出剂时,Au、Ag、Se、Pb、As、Sb、Bi无法得到有效分离;当浸出剂为盐酸、硫酸、氯化钠的两两组合时,只有以盐酸-硫酸为浸出剂时,定向脱除砷锑铋的效果较好,但含酸太高,易造成设备腐蚀且后续处理成本增加;当浸出剂为盐酸-硫酸-氯化钠时,As、Sb、Bi进入酸浸液,Au、Ag、Pb、Se进入酸浸渣中,实现了铜阳极泥定向脱除砷锑铋的目的 ,且降低了浸出液的酸度.通过XRD、SEM-EDS分析盐酸-硫酸-氯化钠浸出铜阳极泥前后固相中物相的变化,结果表明:浸出前后Ag、Se主要以Ag2 Se、AgCl形式存在,部分Se转变为硒酸盐;Pb主要以PbSO4形式存在.

摘要： 湖南某公司金精矿经过两段焙烧-酸浸后,酸浸渣主要矿物成分是褐铁矿,其次是赤铁矿、金属硫化物,金主要以微粒金的形式存在.本文通过研究球磨、塔磨的方式,降低矿样粒度,打开矿物中致密的包裹金,使更多的金易裸露或者解离.试验表明:塔磨20分钟,矿样粒径小于32um可达到98.5％,粒径小于68um可达到100％.采用先塔磨后氰化的条件,塔磨20min可以使金浸出率从78.26％提高至82.68％.采用边塔磨边氰化的方式,可以提高金浸出率至86.36％.

摘要： 常规湿法炼锌过程中会产生大量的酸浸渣,该残渣含有大量各种有价值的金属。本研究的目的是评估使用硫酸熟化、水浸和氯化浸出(吹氧技术)回收铅和银的能力,接着通过冷却结晶并用铅片置换出银,实现酸浸锌渣中所有有价金属的全面回收,该工艺取得了良好的效果。条件实验研究得出最佳工艺条件如下:硫酸用量为原样质量的70%,焙烧温度300°C,焙烧时间2 h,焙烧渣按液固比5꞉1室温水浸1 h,此时锌、铁的浸出率最高(锌:98.69%,铁:92.36%)。氯化浸出系统主要参数如下:Cl−浓度300 g/L,Fe3+浓度25 g/L,酸浓度2 mol/L,液固比9 mL꞉1 g,温度90°C,浸出时间0.5 h,该条件下铅和银浸出率分别高达98.87%和96.74%;最后,对在富氧介质下使用Cl−浸出银进行动力学研究,发现浸出过程受内扩散控制,活化能为19.82 kJ/mol。

摘要： 以复杂难处理金精矿火法造锍捕金所得铁锍合金的硫酸浸出渣为原料,采用控电位氯化浸出工艺分离酸溶渣中的Cu、As、Sb等主要杂质元素,贵金属Au单向富集得到高品位金泥,Au泥经过硫酸化焙烧脱硫进一步富集贵金属金.结果表明:双电极体系控电位氯化浸出优化条件为[H+]5mol/L、浸出电位 380 mV、液固质量比5:1、温度85 °C和搅拌浸出2 h,所得渣率为28.2％,浸出渣中Cu、As、Sb含量分别降到0.18％、0.095％、0.084％,浸出率分别达到99.6％、99.8％、99.8％,浸出渣主要成分Si和S的含量分别为29.39％和22.72％,Au品位富集到2.609％;浸出渣硫酸化焙烧脱硫的烧成率为66.5％,S含量降至0.87％,脱硫率为96.2％,焙砂的主要物相为SiO2和单质金,Au品位富集到3.937％.复杂金精矿铁锍合金酸溶渣通过控电位氯化浸出除杂—焙烧脱硫可将贵金属金有效富集.

摘要： 采用钙盐体系氯化法回收铜冶炼白烟尘酸浸渣中的铋,优化了浸出试验、中和试验、硝酸溶解—铁粉置换试验的影响因素,考察了浸铋前液循环利用对铋浸出效果的影响.结果表明:在液固比4:1,浓硫酸用量30 g/L,氯化钙用量80 g/L,浸出温度65°C,浸出时间2 h的最佳条件下,铋浸出率达93.6％;中和试验采用碳酸钙调节溶液pH值为3.0,得到铋质量分数高于50％的氯氧化铋,铅、锑、铋的沉淀率在99％以上,银、砷、钙的沉淀率分别为90％、60％、18％;氯氧化铋经硝酸溶解,铁粉置换,可得到质量分数高于92％的海绵铋.浸铋前液循环利用于浸出工艺可获得良好指标.钙盐体系氯化法实现了含高浓度氯离子溶液的循环利用,降低了企业生产成本,为冶炼企业湿法回收铜冶炼白烟尘酸浸渣中的铋提供参考.

摘要： 本文主要介绍了在湿法炼锌过程中酸浸渣产出的过程、原理,并对其成分含量进行了分析研究,同时通过试验结合生产实际情况,探讨、研究酸浸渣锌含量的多少以及对应工艺控制条件对整个流程以及产品质量的影响,以最终找到一适宜的酸浸渣含锌范围.

摘要： 以黄铁矿为硫化剂,锌冶炼过程中的酸浸渣为处理对象,采用硫化焙烧新工艺对锌浸渣进行处理,考察了硫化焙烧温度、反应时间以及黄铁矿添加量对锌浸渣硫化率的影响.同时也通过对物相、粒径和微观形貌的研究,了解到硫化焙烧前后锌浸渣的矿物学特征变化.研究结果表明在硫化温度为900°C、硫化时间60min和黄铁矿添加量为30％时,锌的硫化率可达91％以上.

摘要： 石棉尾矿酸浸渣是石棉尾矿蛇纹石酸浸提取氧化镁后的硅质粉体材料。本文用这种硅质酸浸渣填充改性道路沥青，通过测定改性沥青的针入度、延度、软化点等指标，研究了酸浸渣填充量对道路沥青综合性能的影响。结果表明，石棉尾矿酸浸渣填充改性沥青的适宜填充量为6％；在适宜的填充量下，改性沥青的高温性能、低温性能、高低温稳定性以及抗老化性均得到显著改善或提高。

摘要： 采用焙烧法对石棉尾矿酸浸渣进行了处理，测定了焙烧前后的石棉尾矿酸浸渣的比表面积，研究了焙烧后的石棉尾矿酸浸渣对溶液中Cuz+的吸附性能，测定了石棉尾矿酸浸渣表面ξ电位，通过SEM、TEM、EDX能谱及FT-IR光谱等测试手段对吸附Cu2+前后石棉尾矿酸浸渣进行了表征，并对吸附机理进行了探讨.实验结果表明，石棉尾矿酸浸渣的比表面积随焙烧温度的提高而增加，600°C时达最大值379-33 m2/g，此后随焙烧温度升高而下降；一定范围内，增加石棉尾矿酸浸渣用量、延长吸附作用时间、升高吸附温度、提高pH值均可改善对Cu2+的吸附去除效果，其中pH的影响最大；石棉尾矿酸浸渣对Cu2+的等温吸附符合Langmuitr方程，确定石棉尾矿酸浸渣对Cu2+的吸附主要为表面配位吸附和离子交换吸附.

摘要： 600°C下,对石棉尾矿酸浸渣进行煅烧处理后,采用低温氮吸附脱附法实测酸浸渣的吸附脱附等温线,对酸浸渣的吸附特征进行了总结,并分析了其形成原因;通过BET模型计算酸浸渣比表面积及孔结构参数、t图法测定计算微孔结构参数、BJH法测定计算中孔结构参数,得出孔径分布图。结果表明:酸浸渣对N的吸附特征为IUPAC标准的Ⅰ型,具有发达的孔隙结构;酸浸渣的孔是从微孔(分子级孔)至中孔的连续、完整的孔系统,而<20U的微孔在其中占有主导地位。

摘要： 提出了一个从酸浸渣中提取金、银的新工艺方法。该工艺是采用SF试剂对酸浸渣进行预处理,以消除对氰化浸取金、银的有害元素,可使金、银的氰化浸出率分别达到99.507％、56.749％,经济效益和社会效益非常显著,具有推广价值。

摘要： 对某含铜金精矿采用热压酸浸铜、酸浸渣氰化工艺处理进行了试验研究,探讨了硫酸浓度、氯化钠浓度、浸出时间和温度等条件对铜浸出率的影响。试验结果表明.在含铜金精矿细度-0.045mm含量大于60％、ρ(HSO)=60g/L、ρ(NaCl)=60g/L、浸出时间3h、浸出温度90°C、氧分压0.5MPa、液固比3:1条件下热压酸浸铜,铜浸出率达到96.50％;酸浸渣在液固比3:1、氰化钠6kg/t、时间36h的条件下氰化浸金,金浸出率达96.85％。

摘要： 本发明公开了一种堆浸浸取含稀土酸解渣回收稀土的方法，是以葡糖杆菌溶液作为浸提液，通过堆浸的方式提取回收含稀土酸解渣中的稀土。本发明具有可回收酸解渣中稀土元素，且提取过程环保的特点。

摘要： 本发明公开了一种堆浸浸取含稀土酸解渣回收稀土的方法，是以葡糖杆菌溶液作为浸提液，通过堆浸的方式提取回收含稀土酸解渣中的稀土。本发明具有可回收酸解渣中稀土元素，且提取过程环保的特点。

摘要： 本发明公开了一种简单制备酸溶性钛渣的方法。该方法包括如下步骤：a、将钒钛磁铁矿直接还原熔分渣用9～12％的盐酸溶液浸取，浸取时缓慢搅拌，浸取温度70～90°C；然后过滤洗涤；b、将步骤a洗涤后的熔分渣用用5～7.5％的盐酸溶液浸取，浸取时缓慢搅拌，浸取温度70～90°C；然后过滤、充分洗涤；c、将步骤b充分洗涤后的熔分渣放入350～400°C的温度环境中灼烧30分钟以上，冷却至室温即得酸溶性钛渣。本发明方法在原专利基础上能够进一步提高产品的品位，并且基本保持回收率不变。

摘要： 本发明公开了一种从湿法电解锌酸浸渣中碱浸旋流电解法回收铅粉的方法，其特征在于采用湿法电解锌生产中产生的酸浸渣为原料，通过氢氧化钠强碱溶液浸出，再净化浸出液中比铅还原电位更正的金属离子，最后采用旋流电解装置电积产出超细电解铅粉。本发明采用氢氧化钠强碱溶液作为酸浸渣浸出剂，铅的浸出率高，锡基本上不浸出，实现铅锡分离；采用旋流电解法制备出超细铅粉，纯度高，市场价值大，脱铅率高，劳动强度低；整个生产过程没有废水排放，环境友好。

摘要： 本发明公开了一种除杂沉铜渣与铜钴矿酸浸渣混合洗涤除杂并提高铜钴回收率的方法，本发明将石灰、空气加入萃余液中进行除杂沉铜，并将除杂沉铜后的渣浆经固液分离后得到第一溢流和第一底流，将第一溢流送去沉钴生产氢氧化钴，将第一底流和铜钴矿酸浸渣浓密底流混合进行逆流洗涤，第一底流中的除杂沉铜渣与酸浸渣浓密底流中的余酸及弱酸性洗水在洗涤过程中发生浸出反应，通过调节第一底流和酸浸渣浓密底流的流量比控制反应pH，使除杂沉铜渣中的铜钴浸出到溶液中，而铁不浸出，本发明既提高了铜钴回收率，又排出了铁等杂质，同时将除杂沉铜渣洗涤与酸浸渣洗涤合并为一个工序，减少操作，节省除杂沉铜渣洗涤的设备投资，节约了成本。

摘要： 本发明涉及一种酸浸渣搭配铅渣一釜三段氧压浸出锌的方法，属于湿法冶金技术领域，本发明充分利用酸浸渣和铅渣的物料性质，采用一釜三段的高效处理工艺，对原料中的锌进行短流程浸出，并在一釜内分段连续实现酸浸渣浸出、铅渣氧化浸出及沉矾除铁。本发明为铅锌冶炼渣物料的联合处理提供新的思路，得到的氧压液含铁≤500mg/L，无需再单独除铁，回收锗铟后可直接并入主系统锌浸出流程；氧压渣锌≤2%，且90%以上的铁渣随氧压渣并入粗铅火法系统，充当冶炼熔剂使用，回收铅和银，最终通过水淬渣的形式生产水泥，实现锌冶炼湿法铁渣的无害化处置与利用。

摘要： 本发明公开了一种从湿法电解锌酸浸渣中碱浸旋流电解法回收铅粉的方法，其特征在于采用湿法电解锌生产中产生的酸浸渣为原料，通过氢氧化钠强碱溶液浸出，再净化浸出液中比铅还原电位更正的金属离子，最后采用旋流电解装置电积产出超细电解铅粉。本发明采用氢氧化钠强碱溶液作为酸浸渣浸出剂，铅的浸出率高，锡基本上不浸出，实现铅锡分离；采用旋流电解法制备出超细铅粉，纯度高，市场价值大，脱铅率高，劳动强度低；整个生产过程没有废水排放，环境友好。

摘要： 本发明公开了一种除杂沉铜渣与铜钴矿酸浸渣混合洗涤除杂并提高铜钴回收率的方法，本发明将石灰、空气加入萃余液中进行除杂沉铜，并将除杂沉铜后的渣浆经固液分离后得到第一溢流和第一底流，将第一溢流送去沉钴生产氢氧化钴，将第一底流和铜钴矿酸浸渣浓密底流混合进行逆流洗涤，第一底流中的除杂沉铜渣与酸浸渣浓密底流中的余酸及弱酸性洗水在洗涤过程中发生浸出反应，通过调节第一底流和酸浸渣浓密底流的流量比控制反应pH，使除杂沉铜渣中的铜钴浸出到溶液中，而铁不浸出，本发明既提高了铜钴回收率，又排出了铁等杂质，同时将除杂沉铜渣洗涤与酸浸渣洗涤合并为一个工序，减少操作，节省除杂沉铜渣洗涤的设备投资，节约了成本。

摘要： 本发明公开了一种钕铁硼废料酸浸渣闪速还原超重力渣金融分综合回收的方法，是将钕铁硼废料酸浸渣与助熔剂混均后，与还原性气体一起由喷嘴喷入一个高温竖式反应塔空间，物料中铁氧化物大部分被还原成金属铁，少量未被还原的铁在经过设置在沉淀池上方的炽热焦炭层时，被还原成金属铁，物料中的稀土以氧化物形式入渣。铁水和稀土渣高温混合熔体经排出后进入超重力渣金融分器，在超重力作用下，铁水透过多孔陶瓷过滤膜，稀土渣则被截留在转鼓内，从而实现钕铁硼废料中稀土和铁的高效富集和分离，克服了传统钕铁硼废料酸浸渣难于综合回收的缺陷，具有良好的经济和环保效益。

摘要： 本发明涉及一种酸浸渣搭配铅渣一釜三段氧压浸出锌的方法，属于湿法冶金技术领域，本发明充分利用酸浸渣和铅渣的物料性质，采用一釜三段的高效处理工艺，对原料中的锌进行短流程浸出，并在一釜内分段连续实现酸浸渣浸出、铅渣氧化浸出及沉矾除铁。本发明为铅锌冶炼渣物料的联合处理提供新的思路，得到的氧压液含铁≤500mg/L，无需再单独除铁，回收锗铟后可直接并入主系统锌浸出流程；氧压渣锌≤2%，且90%以上的铁渣随氧压渣并入粗铅火法系统，充当冶炼熔剂使用，回收铅和银，最终通过水淬渣的形式生产水泥，实现锌冶炼湿法铁渣的无害化处置与利用。