直接浸出

摘要： 以凤凰县石煤钒矿为原料,经焙烧后采用氢氧化钠溶液浸出,得到V(Ⅳ)质量分数为98.10％的+4价石煤钒矿,在硫酸用量35％、液固比1∶1、浸出温度95°C和时间10 h条件下,+4价石煤钒矿中钒的浸出率为81.8％,研究了+4价态含钒石煤钒矿直接浸出动力学,结果表明:在实验温度范围内,钒的浸出过程符合混合控制过程,近似求得其反应表观活化能为32.92 kJ/mol.

摘要： 湿法炼锌直接浸出工艺存在废电解液加热器腐蚀严重的问题,本文创新性地引入电化学保护技术来保护废电解液加热器.在选取合适材料作为工作电极的前提下,采用某厂锌冶炼废电解液进行了试验,实验结果表明该技术可以有效减缓废电解液加热器的腐蚀.随后通过对辅助电极和参比电极的选材,搭建起整个电化学保护系统,方便其工业化应用.此次直接浸出工艺锌电积废电解液换热器电化学保护的实验研究不仅解决了该企业的现存问题,还为化工企业中含高Cl-、高F-的稀硫酸溶液的腐蚀问题提供了一个技术方案.

摘要： 通过对电解二氧化锰的两种主要生产方法的对比分析,阐述了低品位氧化锰矿直接浸出生产电解二氧化锰的工艺原理,总结了低品位氧化锰矿直接浸出生产电解二氧化锰工艺中化合浸出、电解和成品制备3个主要工序的生产实践和作业参数,生产实践结果表明,低品位氧化锰矿直接浸出工艺能生产合格的电解二氧化锰,而且锰浸出率达85％.

摘要： 在中试规模管式反应器中直接浸出贫铁硫化锌精矿,研究其浸出动力学.为满足静压浸出条件,将含硫酸亚铁和硫酸的矿浆注入到垂直放置的直径8 m的管式反应器中,空气从反应器的底部吹入.考察了初始硫酸浓度、反应温度、矿粒直径、初始硫酸锌浓度、矿浆浓度和铁含量对反应动力学的影响.结果表明,硫化锌精矿的直接浸出遵循收缩核模型,过程受化学反应控制,其表观活化能为49.7 kJ/mol.采用半经验模型描述该过程,得到铁含量、硫酸浓度、硫化锌精矿浓度和矿粒直径的反应级数分别为0.982、0.189、-0.097和-0.992.采用SEM-EDS对硫化锌精矿浸出反应前后的矿粒进行分析,发现当锌的浸出率低于60%时,由于反应器搅拌的问题,颗粒表面硫产物层脱落,会影响浸出溶液与颗粒表面的接触.%The direct leaching kinetics of an iron-poor zinc sulfide concentrate in the tubular reactor was examined. All tests were carried out in the pilot plant. To allow the execution of hydrostatic pressure condition, the slurry with ferrous sulfate and sulfuric acid solution was filled into a vertical tube (9 m in height) and air was blown from the bottom of the reactor. The effects of initial acid concentration, temperature, particle size, initial zinc sulfate concentration, pulp density and the concentration of Fe on the leaching kinetics were investigated. Results of the kinetic analysis indicate that direct leaching of zinc sulfide concentrate follows shrinking core model (SCM). This process was controlled by a chemical reaction with the apparent activation energy of 49.7 kJ/mol. Furthermore, a semi-empirical equation is obtained, showing that the order of the iron, sulfuric acid and zinc sulfate concentrations and particle radius are 0.982, 0.189,-0.097 and-0.992, respectively. Analysis of the unreacted and reacted sulfide particles by SEM-EDS shows that insensitive agitation in the reactor causes detachment of the sulfur layer from the particles surface in lower than 60% Zn conversion and lixiviant in the face with sphalerite particles.

摘要： 以湖北某地石煤为原料,用硫酸+氟化钙+二氧化锰体系直接浸出石煤原矿中的钒,考察了二氧化锰用量、氟化钙用量、硫酸浓度、浸出温度、液固比以及浸出时间等因素对钒浸出率的影响.试验结果表明,氟化钙和二氧化锰用量分别为原矿质量的6%和0.5%、硫酸浓度18%、液固比2.0mL/g、浸出温度95°C、浸出时间6h的条件下钒的浸出率可达84.94%.结合浸出液ICP分析、浸出渣XRD分析和FTIR分析及SEM-EDS分析、热力学分析可知,浸出过程中,氟化物可使含钒矿物得到一定程度的结构破坏,增加了含钒矿物的裸露表面,而适量二氧化锰的引入有利于云母结构的破坏,并且强化了裸露表面上低价钒向高价钒的转化,增强了钒的释放,因此提高了钒的浸出率;另外,适量二氧化锰可促使三氟化铁更容易形成,降低铁的浸出率.%Tests on direct acid leaching vanadium from stone coal in Hubei province with sulfuric acid, calcium fluoride and manganese dioxide were carried out. The influence ofmanganese dioxide amount,dosage of calcium fluoride,concentration of sulfuric acid,leaching temperature,liquid to solid ratio and leaching time on leaching rate of vanadium was observed individually. It showed that leaching rate of vanadium can exceed 84.94% under the conditions that the dosage of calcium fluoride and manganese dioxide is 6% and 0.5% of raw ore quality respectively,the sulfuric acid concentration is 18%,the liquid to solid ratio is 2.0mL/g,the leaching temperature remains at 95°C,the leaching time is 6h. Combined with ICP analysis of leaching solution,the XRD and FTIR and SEM-EDS analysis of leaching residue,and thermodynamics,results showed that in leaching process the fluoride can cause a certain degree of structural damage of vanadium containing minerals,and increase the exposed surfaces of vanadium containing minerals,while the appropriate amount of manganese dioxide introduced was beneficial to the destruction of mica structure,and strengthen the transformation of low valence vanadium to high valence vanadium on the exposed surface,which enhance the release of vanadium. Therefore,leaching rate of vanadium was improved. In addition,appropriate amount of manganese dioxide can make trivalent iron fluoride more easily to form,and reduce the leaching rate of iron.

摘要： 介绍了湖南某地区含钨萤石精矿采用氢氟酸直接浸出提钨的方法.通过对氢氟酸用量、浸出温度和浸出时间等工艺参数进行研究表明:在加入液固比1.2∶1的氢氟酸溶液(含氢氟酸40％),浸出温度30°C,浸出时间1h的条件下,钨浸出率可达93％以上.

摘要： 在中试规模管式反应器中直接浸出贫铁硫化锌精矿，研究其浸出动力学。为满足静压浸出条件，将含硫酸亚铁和硫酸的矿浆注入到垂直放置的直径8m的管式反应器中，空气从反应器的底部吹入。考察了初始硫酸浓度、反应温度、矿粒直径、初始硫酸锌浓度、矿浆浓度和铁含量对反应动力学的影响。结果表明，硫化锌精矿的直接浸出遵循收缩核模型，过程受化学反应控制，其表观活化能为49.7kJ/mol。采用半经验模型描述该过程，得到铁含量、硫酸浓度、硫化锌精矿浓度和矿粒直径的反应级数分别为0.982、0.189、-0.097和-0.992。采用SEM-EDS对硫化锌精矿浸出反应前后的矿粒进行分析，发现当锌的浸出率低于60%时，由于反应器搅拌的问题，颗粒表面硫产物层脱落，会影响浸出溶液与颗粒表面的接触。

摘要： This article systematically tells of the leaching process and research of rhodochrosite at home and broad. The function and research development of the direct acid leaching,bacterial leaching,pre-roasting leaching, electrochemical leaching and reduction leaching method are respectively introduced.It emphasizes those questions, such as cleaning ores,etching equipments and other issues,all should be addressed in direct acid leaching method that are most widely used.For low-grade rhodochrosite,we should pay more attention to researching a more environmentally,friendly and energy-saving method.The simple and efficient process is the development direction of the rhodochrosite leaching industry.%系统的介绍了国内外菱锰矿的浸出工艺的研究现状及其进展。具体阐述了直接酸浸法、细菌浸出法、预焙烧浸出法、还原浸出法和电化学浸出法在菱锰矿浸出工艺发展中的作用及其进展。重点指出了应用最广的直接酸浸法应解决的除杂、腐蚀设备等问题，以及对于低品位菱锰矿来说，加大研究更加环保节能、简单高效的工序是菱锰矿浸出工业的发展方向。

摘要： 以某金矿氰化尾渣浮选得到的铜物料为原料,采用直接浸出-萃取-电积-七水硫酸锌制备的新工艺,得到了电铜、七水硫酸锌、硫磺与贵渣等产品.研究了铜、锌直接浸出的最佳工艺条件,结果表明,粒度为-0.043 3 mm占97％的铜物料在H2SO4240 g/L,HNO3 25 g/L的酸度下,控制浸出温度为116.8C,液固比为5.94∶1,氧分压为0.5 MPa的条件下浸出360 min,铜的总浸出率高达94.53％.该工艺铜、锌、银和金的回收率分别高达88％、93.1％、90％和80％,有价元素回收率高,较焙烧-萃取-电积流程省去了焙烧和制酸系统,从而大大节减了基建投资,工业实用性强.

摘要： 广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76％,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别.为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选—焙烧—浸出工艺进行选矿试验.结果表明:①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48％;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm6.58％时,金浸出率34.03％,仍不理想;③浮选—焙烧—浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm5.74％、焙烧温度550°C、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43％的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据.

摘要： 发展了一种节约资源和环境友好的有色金属冶炼短流程.研究了有色金属硫化精矿直接浸出中的络合浸出化学、催化氧化机理及反应器设计.通过直接浸出使有价金属均富集于浸出液中,再通过无渣净化工艺进行分离和回收,克服现有流程有价金属分散损失的同题.该流程能处理现有流程不能处理的含大量有害元素的低品位复杂矿,使原先作为污染物和废渣排放掉的铁、铅、硫等可获得高值化的利用,而且不产生和不排放二氧化硫、二氧化碳、氮氧化物.

摘要： 采用FeCl和CuCl直接浸出金铜矿,铜主要以氯化亚铜形式溶解,硫变成硫磺,浸出率可达95~99％.浸出液采用隔膜电解方法产出阴极铜.阴极电解后液反到阳极区氧化再生成FeCl和CuCl,可返回浸出系统循环使用,浸出渣提取金银.研究结果表明,该工艺过程简单,投资少,电耗低,有利于多金属的综合利用,劳动条件好,环境友好.

摘要： 本发明公开了一种利用海绵铜浸出液直接蒸发结晶生产电镀用硫酸铜的生产方法，包括以下步骤：1）将海绵铜加入22‑26g/L的硫酸溶液中，控制液固比4:1‑5:1，于80～85°C洗涤3‑5小时，将海绵铜中的镍洗出，得到洗后海绵铜；2）将洗后海绵铜于122.5‑147g/L的硫酸溶液中管道浸出，控制液固比为2:1‑4:1，于80～85°C浸出1‑3小时，过滤后得到海绵铜浸出液；3）对海绵铜浸出液进行蒸发处理，得到蒸发后液，蒸发比重为1.44‑1.46；4）蒸发后液经冷却结晶、离心、干燥、包装后，产出电镀用硫酸铜产品和母液。

摘要： 本发明涉及一种硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，先将硫化锌精矿焙烧后的锌焙砂进行中性浸出，温度60～70°C，终点pH？5.0～5.2；然后将底流进行热酸浸出，温度80～90°C，终点酸度50～100g/L；最后在上清液中，加入硫化锌精矿，通入浓度98%以上的氧气，控制温度145～155°C，压力1100～1300kPa，终点酸度10～20g/L，同时浸出锌及除铁。本发明取代传统的除铁过程，简化了工艺流程，锌回收率高，同时降低了铁渣含锌量。

摘要： 本发明属于有色金属冶炼技术领域，特别涉及协同浸出和协同溶剂萃取分离相耦合直接浸出硫化锌精矿的方法。在处理硫化锌精矿时，浸出和萃取分离在浸出和萃取一体化装置中同时进行。有机相既与水相组成协同浸出剂，又是多种浸出产物的协同萃取剂。负载有机相反萃与超细材料制备相结合。本发明主金属的浸出率可达95%以上，因此可实现资源的综合回收。

摘要： 一种提高复杂钼矿直接浸出矿浆过滤效率的方法，属于钼综合回收技术领域。本发明通过控制破磨后的复杂钼矿粒度为+0.5mm～‑5.0mm占90％以上，加入添加剂和浸出液氧压浸出，实现粗颗粒复杂钼矿的直接浸出和浸出矿浆的高效过滤。同等条件下，钼浸出率保持在90％以上，矿浆过滤时间降低70％以上。本发明在保证Mo回收率的前提下，大大提高了复杂钼矿直接浸出矿浆的过滤效率，有效解决目前复杂钼矿工业开发中液固分离的瓶颈问题，大幅推进复杂钼矿氧压浸出工业化实施进程，使得复杂钼矿的开发利用具有经济上的可行性，对实现我国大量赋存的低品位复杂钼矿的绿色、高效回收具有重要意义。

摘要： 本发明属于矿物加工技术领域，具体的涉及一种菱镁矿中镁元素直接浸出制备高纯六水氯化镁产品的方法。将菱镁矿矿石破碎后进行水洗，加入水配成浆料；然后经浸出反应和沉淀反应后进行压滤，将压滤所得滤液在5～10°C低温结晶，离心分离生产出六水氯化镁，然后在45～50°C下烘干2.5～3h，制备出六水氯化镁产品。本发明所述的菱镁矿中镁元素直接浸出制备高纯六水氯化镁产品的方法，不需要对菱镁矿进行分解，而且反应过程无酸碱参与，降低了菱镁矿中镁元素浸出的成本，而且简化了生产设备。

摘要： 本发明涉及一种硫化锌精矿焙烧浸出与直接浸出结合提取锌的方法，先将硫化锌精矿焙烧后的锌焙砂进行中性浸出，温度60～70°C，终点pH5.0～5.2；然后将底流进行热酸浸出，温度80～90°C，终点酸度50～100g/L；最后在上清液中，加入硫化锌精矿，通入浓度98%以上的氧气，控制温度145～155°C，压力1100～1300kPa，终点酸度10～20g/L，同时浸出锌及除铁。本发明取代传统的除铁过程，简化了工艺流程，锌回收率高，同时降低了铁渣含锌量。

摘要： 本发明属于有色金属冶炼技术领域,特别涉及协同浸出和协同溶剂萃取分离相耦合直接浸出硫化锌精矿的方法。在处理硫化锌精矿时,浸出和萃取分离在浸出和萃取一体化装置中同时进行。有机相既与水相组成协同浸出剂,又是多种浸出产物的协同萃取剂。负载有机相反萃与超细材料制备相结合。本发明主金属的浸出率可达95%以上,因此可实现资源的综合回收。

摘要： 本发明涉及稀土回收技术领域，具体是一种热高酸直接浸出工艺回收沉积型稀土的方法，包括以下步骤：S1：将‑3mm原矿磨至细粒；S2：将硫酸溶液和所述细粒混合后充分搅拌，加热、恒温浸出得到渣液混合物；S3：将所述渣液混合物进行过滤得到浸出渣和浸出溶液。本发明经历强酸一次性浸出，有效浸出铝、稀土等有价元素。本发明得到的浸出溶液可用于稀土、铝的回收利用，以及废酸回用。本发明两段浸出可以获得二氧化硅含量较高的最终浸渣，可作为生产水泥等建筑原料。

摘要： 本发明公开了一种铝电解质废渣中锂元素的硫酸铝直接浸出回收方法,包括以下步骤：(1)将含锂铝电解质废渣研磨筛分后与硫酸铝、水混合反应，过滤得到滤液A和滤渣B；(2)在滤液A中加入碳酸钠进行反应，过滤后得到滤液C和滤渣D；(3)在滤渣D中加入水，然后通入CO2，过滤后得到滤液E和滤渣F；(4)滤液E经过热分解、过滤及干燥后得到碳酸锂；(5)滤液C通过蒸发浓缩得到副产品硫酸钠，蒸发浓缩母液循环回步骤(2)。(6)滤渣F与硫酸反应得到硫酸铝，循环回步骤(1)。该方法使铝电解质废渣中的锂得到有效利用,成本低，步骤简单，锂浸出过程中没有使用强酸，不仅有利于环境保护和后续除杂，也对资源进行有效的回收利用。

摘要： 本实用新型公开了一种中低压富氧直接浸出硫化锌矿中锌的浸出装置，其包括进料装置、搅拌装置、反应釜、排料装置，进料装置设置在反应釜的进料口上，搅拌装置设置在反应釜内，排料装置设置在反应釜的出料口上，出料口上设置有电控阀门Ⅱ并位于排料装置下方；其中所述排料装置为倒U型排料管，在倒U型排料管间安装2个以上的电控阀门Ⅰ；本实用新型减少无用容积和物料积压，采用倒U型管排料，保证了采用加压釜生产所需的压力，省去了降压设施，操作更为安全，排料以及维修更为方便。