浸出率

摘要： 电解锰阳极泥是生产电解金属锰时阳极产生的副产物,其中含有大量锰、铅等资源.如何高效浸出电解锰阳极泥中的锰是实现其资源化利用的关键,本研究提出了一种H_(2)SO_(4)-H_(2)O_(2)浸出体系强化电解锰阳极泥中锰浸出的新方法,研究了H_(2)O_(2)和H_(2)SO_(4)用量、反应温度、反应时间以及固液比对电解锰阳极泥中锰浸出率的影响.研究结果表明,在阳极泥与H_(2)O_(2)质量比1∶0.8、阳极泥与H_(2)SO_(4)质量比1∶0.9、反应温度45°C、固液质量比1∶10条件下浸出反应15 min,锰的浸出率可达97.23%,浸出渣中Pb的质量分数高达53.71%.浸出机理分析表明,酸性条件下电解锰阳极泥中锰氧化物被H_(2)O_(2)还原浸出,浸出液中Mn主要以MnSO_(4)存在,浸出渣中Pb主要以PbSO_(4)富集.本研究结果为电解锰阳极泥的资源化利用提供了一种新思路.

摘要： 针对氯化法生产钛白粉工艺中除钒固体废弃物难以有效再利用的问题,研究了除钒尾渣钠化焙烧-水浸脱氯提钒工艺中Na_(2)CO_(3)添加量、焙烧时间及温度对钒浸出率的影响,实现高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣资源的二次利用。结果表明,采用液固比10 mL/g的水洗工艺,可大幅降低尾渣中NaCl对沉钒率的影响;水洗后的除钒尾渣在Na_(2)CO_(3)添加量20%、焙烧时间2 h、焙烧温度850°C条件下焙烧后水浸,钒浸出率达88.19%;按NH_(4)^(+)与V物质的量比2.5∶1向浸出液中加入(NH_(4))_(2)SO_(4),可得到NH_(4)VO_(3),经干燥、焙烧可得到粉状V_(2)O_(5)产品,其品位超过99.7%,全流程钒元素回收率81.38%。

摘要： 通过探索性试验,确定白合金一段酸浸试验的液固比>7∶1,温度<85°C,S-白合金与J-白合金的浸出性能都很好,但是在同样的试验条件下,S-白合金中钴与铁的浸出率比J-白合金更高,铜的浸出率更低。通过优化试验,两种白合金中钴与铁的浸出率都是随着酸量的增加而增加,铜的浸出率不受酸量的影响,铜主要是以单质的形态存在其中,确定了最佳酸量为理论量的1.2倍,J-白合金中铜、钴、铁的浸出率分别为0.08%,92.86%,95.23%,S-白合金中铜、钴、铁的浸出率分别为0%,95.59%,97.98%,与J-白合金相比,S-白合金更有利于后续工序的分离、除杂与回收有价金属铜与钴。

摘要： 本文研究了低品位氧化锌矿在NH_(4)Cl溶液中的浸出,并重点分析搅拌速度、NH_(4)Cl浓度、反应温度、液固比、反应时间对异极矿在NH_(4)Cl溶液中浸出的影响。结果表明,提高NH_(4)Cl浓度、反应温度和液固比可以极大提升锌浸出率,搅拌速度对锌浸出率的影响较小。在温度155°C、NH_(4)Cl浓度5.5 mol/L、液固比9∶1、搅拌速度400 r/min、反应时间3 h的条件下,锌的浸出率大于97.50%。

摘要： 含砷硫化矿物是重要的载金矿物,常存在于浮选金精矿中,对后续浸金过程不利,会降低金的浸出率。常见的含砷硫化矿物主要有砷黄铁矿、雄黄和雌黄,这3种矿物都会在浸金过程中消耗氧化剂和浸出剂,其反应后的产物会覆盖在金表面而致其钝化,阻碍了金的进一步溶解。金还常以显微、次显微和晶格金的形式嵌布于砷黄铁矿中,采用常规的磨矿技术难以使金充分暴露,这也是含砷金矿浸出率不高的重要原因。对矿石进行预处理如细菌氧化、氧化焙烧、加压氧化等,以及添加助剂硝酸铅、SmD和CMC等,都可以有效提高金浸出率。

摘要： 某低品位金矿金品位为0.65 g/t,滴淋堆浸浸出率较低。为考察磁化处理对该金矿石滴淋堆浸效果的影响,进行了磁化处理条件试验,考察了Ca^(2+)、Mg^(2+)及Na^(+)等杂质离子浓度对溶液磁化前后表面张力的影响,探究了磁化浸金溶液对低品位金矿滴淋堆浸效果的影响及机理。结果表明:①磁化可以降低去离子水的表面张力,磁感应强度为1 T时适宜的磁化条件为磁化时间15 min、水流速度300 r/min,该条件下磁化后去离子水的磁化效果仅维持50 min。②溶液中Ca^(2+)、Mg^(2+)会使溶液的表面张力不同程度的增大,且表面张力随离子浓度的增大而增大,而磁化可以在一定程度上减弱或消除这类离子的影响;尽管Na^(+)的存在也会降低溶液的表面张力,但溶液表面张力受Na^(+)浓度的影响较小。③磁化后的氰化钠浸金液与矿石的接触角更小,磁化有利于氰化钠浸金液在矿石表面的铺展。④浸金液的磁化处理有利于提高矿石的金浸出率,金浸出率由58.04%提高至62.21%,增幅达4.17个百分点。

摘要： 某黄金冶炼公司采用分级磨矿工艺处理高硫金精矿,磨矿细度-0.037 mm占95%,氰渣金品位在1.30 g/t左右。为进一步探索降低氰渣金品位的可能性,开展了艾砂磨机磨矿半工业试验。结果表明:经艾砂磨机磨矿后,磨矿产品在-5.21μm、-9.86~+5.21μm 2个细粒级的分布率增加,在+14.50μm各粒级的分布率降低,且艾砂磨机磨矿比较均匀;氰化浸出氰渣金品位从1.30 g/t左右降低至1.10 g/t,银品位从11.30 g/t降低至9.50 g/t,经济效益显著。

摘要： 在我国,锌冶炼以传统的“焙烧-浸出-净化-电解-熔铸”工艺为主,由于锌资源的匮乏,炼锌原料主要为高铁闪锌矿。在冶炼过程中,不可避免地生成铁酸锌,由于铁酸锌性质比较稳定,使锌的浸出率降低,不仅浪费锌铁资源,还严重污染环境。基于此,以广西某锌冶炼厂的锌精矿为研究对象,采用配碳焙烧-浸出工艺来使三价铁还原成二价铁,从而防止铁酸锌的生成,以此来提高锌的浸出率。采用X-射线荧光光谱(XRF)测定元素含量,以分析原料特性。通过试验研究配碳比例、焙烧温度、焙烧时间、配碳种类及浸出方式对浸出率的影响,以确定最优的配碳焙烧-浸出工艺条件。结果表明,锌精矿采用配碳焙烧最佳的工艺条件为:焙烧温度950°C、焙烧时间1.5 h、配碳比例3%,在此条件下,使用活性炭可以使锌的浸出率达到84.39%,而不配碳焙烧的条件下,锌的浸出率仅为65.32%。通过配碳焙烧可以使三价铁还原成二价铁,有效防止铁酸锌的生成,从而提高锌的浸出率。通过反酸浸出,使用还原煤可以使锌的浸出率达到78.42%,远远低于常规浸出。因此,常规浸出工艺比反酸浸出工艺更适合配碳焙烧浸出工艺。

摘要： 铝灰中富含铝元素,具有极高的回收潜力。通过盐酸浸出分离铝灰中的铝,研究了初始酸浓度、浸出温度、时间、液固比等因素对铝灰中铝浸出率的影响。热力学分析发现,在pH小于2的酸性溶液中铝以Al^(3+)形式存在。浸出试验表明,最优条件为:粒径-150μm、温度80°C、初始酸浓度6 mol/L、液固比10、反应时间120 min,在此条件下Al浸出率可达85.86%。选择未反应收缩核模型进行浸出动力学分析,浸出过程受扩散控制,表观活化能为3.11 kJ/mol。通过提高反应温度、减小原料粒径、加强搅拌等方式可提升铝灰中铝浸出率。

摘要： 铜阳极泥及铅锌冶炼厂生产的酸泥是硒资源回收利用的主要来源,目前常用的火法回收工艺和湿法回收工艺存在硒汞分离不彻底或者处理废渣成本高等问题。本文以某铅冶炼厂的硒汞酸泥为原料,采用氧压碱浸方法进行分离硒和汞的试验,得到以下结论:在碱用量为酸泥干重的1.2倍、氧压2.0 MPa、温度180°C、液固比3∶1、反应时间2.5 h的条件下,硒浸出率达99%以上,汞固渣率达98%以上,碱浸液经净化除杂后还原可得到品位98%的粗硒。该技术可以把酸泥中的硒、汞进行安全有效分离,中和渣经稀酸浸出后可返回铅系统回收铅,硫化渣可返回氧压碱浸系统回收硒,硒的总回收率高。另外,该方法把酸泥中的单质汞转化为常温下不挥发的氧化汞,避免了储存和运输过程中的汞污染。

摘要： 以四川某地含钪、钛、稀土黏土矿为研究对象,进行钠盐焙烧-酸浸、直接酸浸、硫酸化焙烧-水浸、空白焙烧-酸浸探索试验.结果表明,直接酸浸、空白焙烧-酸浸对钪和钛的回收效果均不好.硫酸化焙烧-水浸对钛的回收效果很好,但钪的浸出率较低.钠盐焙烧-酸浸试验结果表明,适宜的焙烧条件为:碳酸钠用量80％,焙烧温度800°C,焙烧时间1h;适宜的浸出条件为10％硫酸,液固比20∶1,浸出温度60°C,搅拌浸出时间2h;钪的浸出率为89.98％,钛的浸出率为80.55％.液固比对钪和钛的浸出率有显著影响,增大液固比可以暂时解决硅酸造成的过滤困难的问题.

摘要： 在湿法磷酸生产工艺中,常常由于传统刚性桨卷吸力不足,且易形成柱状回流,使得搅拌槽内的矿粉悬浮程度较低,矿酸接触面积较小,导致磷矿浸出时间较长,浸出率较低.针对上述问题,通过合理设计优化搅拌桨结构,提出一种刚柔组合桨提高体系的混沌混合程度,增大矿粉的悬浮效果,缩短磷矿浸出时间,提高磷矿浸出率.通过对刚性桨和刚柔组合桨体系中磷矿浸出过程进行了对比研究,考察了桨叶类型、转速、钢丝绳长度、钢丝绳直径等对操作参数磷矿浸出时间和浸出率的影响规律.研究结果表明,刚柔组合桨能够通过刚-柔-流的耦合作用,提高体系的湍动程度,增大矿粉的悬浮效果,强化磷矿浸出过程,缩短磷矿浸出时间.提高磷矿浸出率.在转速为200r·min-1的操作条件下,与刚性桨体系相比,刚柔组合桨体系中的磷矿浸出率提高了7个百分点,缩短磷矿浸出时间0.5～1小时.

摘要： 针对中国严重匮乏可溶性钾盐资源,而非可溶性钾资源却非常丰富,如磷钾伴生矿,因而探索从磷钾伴生矿中提取可溶性钾具有重要意义.本文强化了磷钾伴生矿的酸浸过程,研究了在HCl-CaF2体系下,表面活性剂对磷钾伴生矿中钾浸出的影响.结果表明:阴离子表面活性剂可以强化钾的浸出,阳离子表面活性剂对钾的浸出未产生明显影响,非离子表面活性剂会抑制钾的浸出.通过筛选得到较佳的表面活性剂为十二烷基硫酸钠(SDS),其添加量为1.25g/L,与未添加SDS的相比,钾浸出率提高了约8.5％,达到了98.01％.

摘要： 本实验设计了一种新型的钠化焙烧钒渣的提钒工艺,利用微波加热仪在常压空气氛围状态下对钒渣进行钠化焙烧,并研究了焙烧过程及水浸过程中的各项基本影响因素,从中可以发现:焙烧过程中,温度的增加对渣中钒的转化具有积极地促进作用,同样随着时间的增加渣中钒的转化率也相应提高,但是当二者分别达到一定数值后钒的提取率基本保持不变.浸出过程中,温度的变化对钒的浸出有略微促进作用,但整体变动不大;随着时间的增加,钒的浸出率迅速提高,当达到一定时间后,钒的浸出率基本保持不变;液固比的变化对钒的浸出无明显影响.此微波焙烧工艺的最佳条件为:焙烧温度450°C,焙烧时间10min,浸出温度60°C,浸出时间30min,浸出液固比5∶1mL/g,在此条件下的钒浸出率为93.52％.

摘要： 广西某锰尾矿锰品位10.26％,粒度较细,-0.074mm占98.52％,锰铁氧化物中的锰和氧化锰分别占总锰的73.35％、21.15％.为高效回收利用该尾矿中的锰,采用直接酸浸法进行浸出试验.结果表明,在硫酸浓度4.5mol/L、浸出温度90°C、搅拌速度250r/min、固液比4∶1、浸出时间3h、还原剂A用量15％的条件下,可获得锰浸出率95.00％的良好指标.试验结果可供该锰尾矿的回收利用参考.

摘要： 采用湿法工艺处理卡尔多炉炉渣,回收有价金属铅、铋.考察了盐酸浓度、氯化钠浓度、温度、液固比及时间对氯化浸出的影响.结果表明,在液固比5、盐酸浓度1mol/L、氯化钠浓度300g/L、浸出时间2h、浸出温度70°C的较优条件下,铋、铅浸出率分别达到98.53％、90.22％;经中和、置换、酸洗后,得到海绵铅铋中铅铋含量可达94.73％.

摘要： 本文探究了在微波钙化焙烧高铬型钒渣过程中焙烧温度、m(CaO)/m(V2O5)、焙烧时间和焙烧功率对高铬型钒渣提钒和铬的浸出率的影响.焙烧温度对钒的浸出率影响很大,随着温度升高到850°C,钒浸出率不断上升,温度过高超过850°C时浸出率下降.焙烧温度对铬的影响较小,随着温度的升高而降低.随着m(CaO)/m(V2O5)的增加,钒浸出率升高并在m(CaO)/m(V2O5)为0.85时达到最大;而铬的浸出率随着m(CaO)/m(V2O5)的增加缓慢增加.随着焙烧时间和焙烧功率的增大,钒和铬的浸出率均升高.最佳的微波钙化焙烧条件,焙烧温度850°C、m(CaO)/m(V2O5)为0.85、焙烧时间1.5h、焙烧功率2kW,钒和铬的浸出率分别为为90.81％和3.84％.

摘要： 在铜阳极泥一次预处理脱铜、砷的试验基础上,研究了二次预处理脱锑、铋,同时避免碲分散的工艺.结果表明,在温度75°C、初酸浓度290g/L(以硫酸计)、初始Cl浓度150g/L、反应时间3h、液固比4∶1、用SO2控制反应电位的条件下,锑浸出率为96.93％,铋浸出率为95.79％,碲可全部留在预处理渣中.

摘要： 通过研究含铬型钒渣添加NaOH进行钠化焙烧的基本影响因素发现:焙烧过程中,在一定范围内温度的增加对钒的浸出具有积极地促进作用,超过一定温度后则具有一定的抑制作用;时间的增加能提高钒的浸出率,当达到一定时间后,钒的浸出率基本保持不变;浸出过程中,温度的变化对钒的浸出有略微促进作用,但整体变动不大;随着时间的增加,钒的浸出率迅速提高,当达到一定时间后,钒的浸出率基本保持不变.

摘要： LF废渣富含大量含钙矿物,是一种良好的储存和固定CO2的原料.本研究探索了微波强化氯化铵溶液浸出LF废渣实验过程中,不同工艺参数条件对钙及杂质元素浸出行为的影响.结果表明,微波功率、固液比、浸出剂初始浓度、颗粒粒度、搅拌速度对钙的浸出有显著影响,而浸出剂的初始体积对其影响不大,且浸出液中镁离子的浓度较高、其变化趋势与钙一致.此外,与常规浸出相比,微波能有效促进钙离子的浸出效果.

摘要： 本发明提供一种利用焙砂余热及氧压浸出釜排气提高锌氧压浸出率的方法，包括：将含氧的气液混合物I送至冷却机中，与锌焙砂进行间接换热，得到冷却焙砂和气液混合物II；将气液混合物II与电解废酸进行间接换热，得到预热废酸和气液混合物III，预热废酸返回氧压浸出釜；将气液混合物III通入密封的调浆槽中，与硫化锌精矿矿浆混合，释放压力，得到预热矿浆；将预热矿浆通入氧压浸出釜与预热废酸混合，与输入的氧气反应后得到浸出矿浆和含氧的气液混合物I，含氧的气液混合物I循环使用。该方法流程短，对矿石及工艺条件适应性好，可有效利用焙砂余热及氧压浸出釜排气余热，有助于提高锌氧压浸出技术指标，且浸出过程气液热均循环使用。

摘要： 本发明涉及一种增加串联并流浸出槽物料浸出率的方法及其装置，矿浆料液进出方式为下进上出，增加了料液在浸出槽的停留反应时间；串联并流浸出槽呈阶梯布置，级间高差的压力及涡轮搅拌桨的吸力可实现下进上出的进料方式，能减少矿物颗粒的沉降和取消压缩空气防沉降装置，降低了能耗。延长矿物停留反应时间可降低渣中金属含量，提高浸出率，经济效益得到提高。

摘要： 湿法冶金浸出过程浸出率预测与优化操作方法，是通过建立的混合模型预报浸出率，并给出优化操作指导，其中建立了完整的浸出过程动态机理模型，机理模型由研究矿物浸出的动力学原理出发，逐步建立浸出过程物料平衡方程及能量平衡方程，本发明装置包括浸出过程浸出率预测及操作优化系统、上位机、PLC、现场传感变送部分，其中现场传感变送部分包括pH值、温度、流量等检测仪表。采用本发明的技术方案能大幅度提高浸出率，使生产始终维持在最佳操作状况，并能减少原料和能源的消耗，延长设备的运行周期。另外，还能及时反映市场供求关系的变化。

摘要： 本发明提供了一种提高微生物浸出稀土元素浸出率的添加液及制备方法、培养方法和应用，属于矿产开采技术领域，所述添加液的原料包括树脂、高锰酸钾、尿素和乙二醇，所述树脂、高锰酸钾、尿素和乙二醇的质量比为2:2:3:5。本发明提供的添加液培养的微生物，提高了微生物浸出稀土元素的浸出率，浸出率高达90％以上。

摘要： 本发明提供一种利用焙砂余热及氧压浸出釜排气提高锌氧压浸出率的方法，包括：将含氧的气液混合物I送至冷却机中，与锌焙砂进行间接换热，得到冷却焙砂和气液混合物II；将气液混合物II与电解废酸进行间接换热，得到预热废酸和气液混合物III，预热废酸返回氧压浸出釜；将气液混合物III通入密封的调浆槽中，与硫化锌精矿矿浆混合，释放压力，得到预热矿浆；将预热矿浆通入氧压浸出釜与预热废酸混合，与输入的氧气反应后得到浸出矿浆和含氧的气液混合物I，含氧的气液混合物I循环使用。该方法流程短，对矿石及工艺条件适应性好，可有效利用焙砂余热及氧压浸出釜排气余热，有助于提高锌氧压浸出技术指标，且浸出过程气液热均循环使用。

摘要： 本发明公开了一种用于提升铟浸出率的氧压浸出系统，涉及铜冶炼烟灰回收有价金属铟技术领域。该用于提升铟浸出率的氧压浸出系统，包括釜体，釜体的右侧下端开设有出料口，出料口处设置有阀门，且出料口内侧设置有滤网，釜体的顶部活动安装有盖体，盖体的顶部中心固定安装有出气阀，釜体的底部内侧固定安装有搅拌机构，搅拌机构的上端设置有进氧机构，搅拌机构包括固定座、转动柱、固定柱、转动轴和搅拌桨叶。该用于提升铟浸出率的氧压浸出系统，设置搅拌机构配合进氧机构，在氧压釜工作时，通过进氧机构带动搅拌机构在氧压釜中转动，避免了原料在釜底沉淀的同时，将氧气不断补充到氧压釜内，提高了反应的浸出效率。

摘要： 本发明公开了一种边活化边浸出高效强化石煤中钒浸出率的方法，包括以下步骤：步骤1：将石煤用浓硫酸熟化：将石煤、浓硫酸和水按照重量比例100:20‑40:5‑30混合并搅拌均匀，将混合均匀的物料在常温下堆放5‑10天；步骤2：将步骤1中用浓硫酸熟化后的石煤、氧化剂、硫酸和水按照重量比例100:1‑10:1‑20：25‑230加入磨机中，启动磨机，熟化后的石煤在机械活化的作用下被氧化并浸出到溶液中。所述方法一方面解决了由于干法机械活化团聚现象导致钒浸出率低的难题；另一方面解决了由于浸出过程中钒载体矿物表面覆盖难溶固体膜而导致钒氧化合物扩散到溶液中的速率较低的难题，最终边活化边浸出实现强化提高石煤钒浸出率。

摘要： 本发明涉及一种增加串联并流浸出槽物料浸出率的方法及其装置，矿浆料液进出方式为下进上出，增加了料液在浸出槽的停留反应时间；串联并流浸出槽呈阶梯布置，级间高差的压力及涡轮搅拌桨的吸力可实现下进上出的进料方式，能减少矿物颗粒的沉降和取消压缩空气防沉降装置，降低了能耗。延长矿物停留反应时间可降低渣中金属含量，提高浸出率，经济效益得到提高。

摘要： 本发明公开了一种基于串行混合模型的金氰化浸出过程浸出率实时预测方法，即实现浸出率的在线预测方法。预测方法的特点是：（1）本发明建立了完整的金氰化浸出过程动态机理模型—金、氰离子物料守恒方程，并以此机理模型作为串行混合预测模型的核心，这样能够保证模型趋势的准确性；（2）本发明基于Tikhonov正则化方法估计金氰化浸出过程动力学反应速度，该方法可以有效抑制测量数据噪声对估计结果的影响。并采用BP神经网络数据模型以串行形式估计机理模型中的未知参数，提高了模型的精度及推广能力。本发明的预测方法有以下优点：采用了机理模型与数据模型相结合的串行混合建模方法，充分利用了已有的过程先验知识，提高了动态机理模型的预测精度以及泛化能力，具有结构简单、可靠性高、可解释性强、泛化能力好等优点。

摘要： 本实用新型涉及一种增加串联并流浸出槽物料浸出率的装置，浸出槽外形设计为圆柱形或者方形，由进液管（1）、冲洗水管（2）、斜板（3）、折流板（4）、侧壁（5）、涡轮式搅拌桨（6）、叶轮式搅拌桨（7）、溢流口（8）、底板一（9）、筋板（10）、底板二（11）、导流筒（12）和开孔（14）构成。浸出槽呈阶梯串联布置，并通过管道（13）连接。该串联并流浸出槽能使矿物停留反应时间延长，降低渣中金属含量，提高浸出率。