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Extraction of valuable metals from low-grade nickeliferous laterite ore by reduction roasting-ammonia leaching method 被引量:13
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作者 陈胜利 郭学益 +1 位作者 石文堂 李栋 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS 2010年第4期765-769,共5页
Nickel and cobalt were extracted from low-grade nickeliferous laterite ore using a reduction roasting-ammonia leaching method.The reduction roasting-ammonia leaching experimental tests were chiefly introduced,by which... Nickel and cobalt were extracted from low-grade nickeliferous laterite ore using a reduction roasting-ammonia leaching method.The reduction roasting-ammonia leaching experimental tests were chiefly introduced,by which fine coal was used as a reductant.The results show that the optimum process conditions are confirmed as follows:in reduction roasting process,the mass fraction of reductant in the ore is 10%,roasting time is 120 min,roasting temperature is 1 023-1 073 K;in ammonia leaching process,the liquid-to-solid ratio is 4:1(mL/g),leaching temperature is 313 K,leaching time is 120 min,and concentration ratio of NH3 to CO2 is 90 g/L:60 g/L.Under the optimum conditions,leaching efficiencies of nickel and cobalt are 86.25% and 60.84%,respectively.Therefore,nickel and cobalt can be effectively reclaimed,and the leaching agent can be also recycled at room temperature and normal pressure. 展开更多
关键词 low-grade nickeliferous laterite ore nickel COBALT reduction roasting ammonia leaching EXTRACTION
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Separation of silicon and iron in copper slag by carbothermic reduction-alkaline leaching process 被引量:13
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作者 WANG Hong-yang SONG Shao-xian 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS CSCD 2020年第8期2249-2258,共10页
Approximately 2.0-3.0 t of copper slag(CS) containing 35%-45% iron is generated for every ton of copper produced during the pyrometallurgical process from copper concentrate. Therefore, the recovery of iron from CS ut... Approximately 2.0-3.0 t of copper slag(CS) containing 35%-45% iron is generated for every ton of copper produced during the pyrometallurgical process from copper concentrate. Therefore, the recovery of iron from CS utilizes a valuable metal and alleviates the environmental stress caused by stockpile. In this paper, a new method has been developed to realize the enrichment of iron in CS through the selective removal of silica. The thermodynamic analyses and experimental results show that the iron in CS can be fully reduced into metallic iron by carbothermic reduction at 1473 K for 60 min. The silica was converted into free quartz solid solution(QSS) and cristobalite solid solution(CSS). QSS and CSS are readily soluble, whereas metallic iron is insoluble, in NaOH solution. Under optimal leaching conditions, a residue containing 87.32% iron is obtained by decreasing the silica content to 6.02% in the reduction roasted product. The zinc content in the residue is less than 0.05%. This study lays the foundation for the development of a new method to comprehensively extract silicon and iron in CS while avoiding the generation of secondary tailing. 展开更多
关键词 copper slag quartz solid solution cristobalite solid solution carbothermic reduction alkaline leaching
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Manganese extraction from high-iron-content manganese oxide ores by selective reduction roasting-acid leaching process using black charcoal as reductant 被引量:10
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作者 张元波 赵熠 +3 位作者 游志雄 段道显 李光辉 姜涛 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS CSCD 2015年第7期2515-2520,共6页
Reduction roasting-acid leaching process was utilized to process high-iron-content manganese oxide ore using black charcoal as reductant. The results indicate that, compared with the traditional reductant of anthracit... Reduction roasting-acid leaching process was utilized to process high-iron-content manganese oxide ore using black charcoal as reductant. The results indicate that, compared with the traditional reductant of anthracite, higher manganese extraction efficiency is achieved at lower roasting temperature and shorter residence time. The effects of roasting parameters on the leaching efficiency of Mn and Fe were studied, and the optimal parameters are determined as follows: roasting temperature is 650 °C, residence time is 40 min, and black charcoal dosage is 10%(mass fraction). Under these conditions, the leaching efficiency of Mn reaches 82.37% while that of Fe is controlled below 7%. XRD results show that a majority of MnO2 and Fe2O3 in the raw ore are reduced to MnO and Fe3O4, respectively. 展开更多
关键词 manganese ore reduction roasting acid leaching black charcoal
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Kinetics of reductive leaching of manganese oxide ore using cellulose as reductant 被引量:7
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作者 武芳芳 钟宏 +1 位作者 王帅 赖素凤 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS 2014年第5期1763-1770,共8页
The kinetics of reductive leaching of manganese from a low-grade manganese oxide ore were studied using cellulose as reductant in dilute sulfuric acid medium.It was found that when the stirring speed was higher than 2... The kinetics of reductive leaching of manganese from a low-grade manganese oxide ore were studied using cellulose as reductant in dilute sulfuric acid medium.It was found that when the stirring speed was higher than 200 r/min,the effect of gas film diffusion on manganese extraction efficiency could be neglected,and the kinetic behavior was investigated under the condition of elimination of external diffusion influence on the leaching process.Effects of leaching temperature,mass ratio of cellulose and ore,and the sulfuric acid concentration on manganese extraction efficiency were discussed.The kinetic data were analyzed based on the shrinking core model,which indicated that the leaching process was dominated by both ash layer diffusion and chemical reaction at the initial stage,with the progress of leaching reaction,the rate-controlling step switched to the ash layer diffusion.It was also concluded that the sulfuric acid concentration had the most significant influence on the leaching rate,the reaction orders with respect to the sulfuric acid concentration were 2.102 in the first 60 min,and 3.642 in the later 90 min,while the reaction orders for mass ratio of cellulose and ore were 0.660 and 0.724,respectively.An Arrhenius relationship was used to relate the temperature to the rate of leaching,from which apparent activation energies were calculated to be 46.487 kJ/mol and 62.290 kJ/mol at the two stages,respectively.Finally,the overall leaching rate equations for the manganese dissolution reaction with cellulose in sulphuric acid solution were developed.The morphological changes and mineralogical forms of the ore before and after the chemical treatment were discussed with the support of SEM and XRD analyses. 展开更多
关键词 manganese oxide ore: reductive leaching CELLULOSE KINETICS
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失效三元锂电池自还原焙烧选择性提锂试验研究
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作者 严康 王盟凯 +2 位作者 严如国 朱扬格 张忠堂 《中南大学学报(自然科学版)》 北大核心 2025年第8期3466-3482,共17页
以失效三元锂电池正极材料为研究对象,负极废石墨为还原剂,通过混合焙烧和碳化水浸的方式实现选择性优先回收锂。考察不同因素对“还原焙烧—碳化水浸”过程有价金属浸出效果的影响,并采用X射线衍射仪(XRD)、扫描电镜能谱仪(SEM-EDS)和... 以失效三元锂电池正极材料为研究对象,负极废石墨为还原剂,通过混合焙烧和碳化水浸的方式实现选择性优先回收锂。考察不同因素对“还原焙烧—碳化水浸”过程有价金属浸出效果的影响,并采用X射线衍射仪(XRD)、扫描电镜能谱仪(SEM-EDS)和X射线光电子能谱仪(XPS)对过程物料进行表征分析,明确Li、Ni、Co、Mn物相转化规律。研究结果表明:失效NCM电池正极材料还原焙烧优先提Li具有理论可行性。在N_(2)惰性气氛下,在还原焙烧温度为550℃、混料碳含量为20%、焙烧保温时间为2 h、碳化水浸温度为15℃、CO_(2)通气速率为300 mL/min、水浸时间为2 h和水浸液固比为15:1(mL/g)的最佳工艺条件下,Li浸出率为74.52%,Ni、Co和Mn的浸出率分别为0.45%、0.38%和0.38%,实现了选择性优先提Li。 展开更多
关键词 失效三元锂电池 选择性提锂 还原焙烧 碳化水浸
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除铁锌渣中锌铜浸出条件的优化及浸出液的资源化利用
6
作者 党晓娥 阳丹 刘安全 《中南大学学报(自然科学版)》 北大核心 2025年第8期3345-3359,共15页
针对中浸渣草酸除铁过程中产出的锌渣,采用氨水-碳酸铵浸出锌渣—锌粉还原浸出液—还原后液蒸发回收有价金属及C_(2)O_(4)^(2-)的工艺,研究影响铜和锌浸出的因素,确定锌粉还原浸出液中铜、镍和钴的工艺条件,并采用响应面法对铜和锌的浸... 针对中浸渣草酸除铁过程中产出的锌渣,采用氨水-碳酸铵浸出锌渣—锌粉还原浸出液—还原后液蒸发回收有价金属及C_(2)O_(4)^(2-)的工艺,研究影响铜和锌浸出的因素,确定锌粉还原浸出液中铜、镍和钴的工艺条件,并采用响应面法对铜和锌的浸出条件进行优化,研究还原后液中金属及(NH_(4))_(2)C_(2)O_(4)的回收工艺。研究结果表明,液固比和搅拌速度对锌的浸出率影响较小,NH_(3)·H_(2)O与(NH_(4))_(2)CO_(3)物质的量比、(NH_(4)^(+))TOT的过量倍数、浸出温度以及浸出时间对锌的浸出率影响较大。优化后锌的浸出条件如下:n(NH_(3)·H_(2)O)/n(NH_(4))_(2)CO_(3)=0.51/3.49、(NH_(4)^(+))TOT过量2.011倍、浸出温度为28.63℃。在该优化条件下,锌和铜的浸出率实测值分别为99.46%和58.84%,其预测值分别为101.19%和59.41%,浸出渣为铅银渣。采用锌粉还原浸出液中金属的工艺条件如下:锌粉量为0.11 g、还原温度和还原时间分别为16℃和15 min。还原后液连续蒸发产物为碱式碳酸锌和(NH_(4))_(2)C_(2)O_(4)。该技术解决了锌渣中锌、铜、镍和钴的回收以及草酸盐中C_(2)O_(4)^(2-)的回收问题,为全湿法回收中浸渣中铜、锌、镍及钴提供了一条新思路。 展开更多
关键词 锌渣 氨水 碳酸铵 浸出 优化 还原 蒸发
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葡萄糖还原浸出电解锰阳极泥工艺及其机理研究 被引量:1
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作者 万廷勇 柯平超 +5 位作者 徐玲玲 马晓磊 万凌云 周义朋 黎广荣 王健 《有色金属(冶炼部分)》 北大核心 2025年第6期65-73,共9页
通过对新疆阿克陶科邦锰业制造有限公司生产的电解锰阳极泥(EMAS)进行矿物学分析,确定该电解锰阳极泥中Mn、Pb的含量分别为44.7%和6.0%,分别以(NH_(4))_(x)Mn_(8)O_(16)、MnO_(1.88)和PbSO_(4)形式存在,相互嵌合形成致密块状结构。针对... 通过对新疆阿克陶科邦锰业制造有限公司生产的电解锰阳极泥(EMAS)进行矿物学分析,确定该电解锰阳极泥中Mn、Pb的含量分别为44.7%和6.0%,分别以(NH_(4))_(x)Mn_(8)O_(16)、MnO_(1.88)和PbSO_(4)形式存在,相互嵌合形成致密块状结构。针对该电解锰阳极泥,以葡萄糖为还原剂,硫酸为浸出剂进行浸出试验,考察糖矿比、酸矿比、液固比、浸出温度与时间对锰浸出的影响。结果表明,在EMAS∶C_(6)H_(12)O_(6)·H_(2)O∶H_(2)SO_(4)的质量比为1∶0.125∶1.2,液固比4∶1 mL/g,浸出时间120 min,温度95℃的条件下,Mn的浸出率达到96.04%,浸出渣中矿相转化为PbSO_(4),消解法测得铅品位为48.12%。浸出过程相关反应的ΔGTθ-T关系图显示,葡萄糖的氧化为自发反应,以多种途径进行,反应前期碳链断裂转化成价低的醛糖和甲酸,后期甲酸被进一步氧化成二氧化碳和水,但从氧化前端到后端的过程中,反应ΔGTθ-T逐渐增大,使得反应难度增大,有机物反应不完全。 展开更多
关键词 电解锰阳极泥 葡萄糖 还原浸出
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退役锰酸锂电池的碳热还原—酸浸回收工艺研究 被引量:1
8
作者 杨志 李京伟 +4 位作者 林银河 陈晨 王大龙 鲁颖炜 汤文明 《湿法冶金》 北大核心 2025年第4期459-466,共8页
研究了采用碳热还原—酸浸联合回收工艺从退役锰酸锂电池中回收有价成分锰和锂。对锰酸锂和石墨混合粉体进行碳热还原焙烧,采用XRD、XRF、SEM、TG-DTA等技术对焙烧产品进行表征。结果表明:在650℃下焙烧180 min效果最佳,焙烧产品中锰酸... 研究了采用碳热还原—酸浸联合回收工艺从退役锰酸锂电池中回收有价成分锰和锂。对锰酸锂和石墨混合粉体进行碳热还原焙烧,采用XRD、XRF、SEM、TG-DTA等技术对焙烧产品进行表征。结果表明:在650℃下焙烧180 min效果最佳,焙烧产品中锰酸锂完全转化成一氧化锰和碳酸锂;样品粉末中碳酸锂可以通过水浸提取,碳酸锂浸出率为86.15%;利用硫酸酸浸提取锰离子,在酸浸浓度3.5 mol/L、酸浸温度60℃、酸浸时间3 h、液固体积质量比8/1的条件下,锰离子浸出率最高为88%。该方法可以实现从正极材料中同步高效回收锰和锂的目的,具有一定推广应用价值。 展开更多
关键词 废锰酸锂电池 碳热还原 浸出 回收
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无线传感器网络LEACH路由协议的研究与改进 被引量:22
9
作者 王林 赵绍英 《计算机工程与应用》 CSCD 2012年第2期80-82,共3页
LEACH(Low Energy Adaptive Clustering Hierarchy)是一种经典的WSN分层路由协议,它采取自适应分簇算法,一定程度上延长了网络生存期。然而LEACH路由协议的簇头随机产生,没有考虑节点的剩余能量,未达到簇头最优。LEACH簇头与基站直接通... LEACH(Low Energy Adaptive Clustering Hierarchy)是一种经典的WSN分层路由协议,它采取自适应分簇算法,一定程度上延长了网络生存期。然而LEACH路由协议的簇头随机产生,没有考虑节点的剩余能量,未达到簇头最优。LEACH簇头与基站直接通信,如果两者距离较远,则会带来较大的能量损耗。结合LEACH及LEACH现有的一些改进算法,提出了一种新的路由协议(Advance-Leach)。它综合考虑了节点的剩余能量和簇首节点数目,簇头和基站之间采用单跳和多跳结合策略,有效地降低了能耗,保证了网络负载的平衡。仿真结果表明:该协议的能耗、数据成功接收率等性能得到了有效提高,延长了节点和网络的生命周期。 展开更多
关键词 无线传感器网络(WSN) 低功耗自适应集簇分层型协议(leach) Advance-leach 能耗降低 负载平衡
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基于煤粉还原焙烧的废旧三元锂电池正极材料选择性锂回收机理研究
10
作者 刘一迪 段恒 +3 位作者 王云刚 邵怀爽 赵钦新 梁志远 《中南大学学报(自然科学版)》 北大核心 2025年第8期3454-3465,共12页
因战略资源限制、环境污染以及锂电池材料大规模的工业化应用,废旧锂电池电极材料的回收已成为研究热点。为了寻找碳还原焙烧废旧锂电池正极材料的最佳碳源,针对三元锂电池正极材料,提出采用煤粉还原焙烧选择性提锂工艺,并通过响应面模... 因战略资源限制、环境污染以及锂电池材料大规模的工业化应用,废旧锂电池电极材料的回收已成为研究热点。为了寻找碳还原焙烧废旧锂电池正极材料的最佳碳源,针对三元锂电池正极材料,提出采用煤粉还原焙烧选择性提锂工艺,并通过响应面模型优化最佳反应条件;研究焙烧转化和水浸过程的动力学,揭示煤粉还原焙烧实现选择性提锂的机理。研究结果表明:最佳反应条件是煤粉与正极材料质量比为0.5:1、焙烧温度为650℃、焙烧时间为50 min、液固比为50 mL/g、浸出时间为15 min、浸出温度为0℃。在最佳反应条件下,选择性提锂效率可达到92.77%。煤粉还原焙烧实现选择性提锂的机理主要分为碳还原夺氧导致层状氧化物结构崩塌释放锂以及氧化锂与二氧化碳反应生成碳酸锂并被水浸出。该工艺可为实现废旧锂电池正极材料高效回收提供参考。 展开更多
关键词 碳减排 废旧三元正极材料 还原焙烧 选择性浸取 有价金属回收
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硅热法镁渣的二段式盐酸浸出试验研究
11
作者 马振宇 刘燕 +1 位作者 李小龙 张廷安 《中国有色冶金》 北大核心 2025年第2期65-74,共10页
我国镁还原渣堆存量高达5000万t,目前利用方法主要集中在制备建筑材料、胶凝材料和墙体材料等,张廷安教授团队提出“浸钙-净化-电解-碳化”工艺处理镁还原渣制备食品级碳酸钙粉体的新方法,本文对工艺中的浸钙过程进行研究,提出盐酸二段... 我国镁还原渣堆存量高达5000万t,目前利用方法主要集中在制备建筑材料、胶凝材料和墙体材料等,张廷安教授团队提出“浸钙-净化-电解-碳化”工艺处理镁还原渣制备食品级碳酸钙粉体的新方法,本文对工艺中的浸钙过程进行研究,提出盐酸二段式浸出方法,并采用单因素试验考察各工艺参数对镁渣中金属元素浸出的影响,得到以下主要结论。二段式盐酸浸出通过控制第一段浸出过程盐酸加入量控制硅胶的生成,有效避免了浸出的不利影响;在一段浸出工艺参数盐酸浓度3 mol/L、液固比5 L/kg、时间60 min,二段浸出工艺参数盐酸浓度2.4 mol/L、液固比5 L/kg、浸出时间30 min,且全程在转速500 r/min搅拌强化的条件下,钙、镁、铁、铝四种金属的浸出率分别达到99.15%、96.45%、58.43%和90.21%;含钙浸出液中钙元素含量为45.1 g/L,相当于氯化钙浓度为125 g/L,具有较高的浓度,后续净化以后可通过电解等工序生产食品级碳酸钙等高附加值产品。该工艺产生的尾渣可以作为硅铁的原料,能有效实现镁还原渣废弃物的资源高效化利用。 展开更多
关键词 硅热法 镁还原渣 盐酸浸出 二段式浸出 硅胶 食品级碳酸钙 硅铁 资源高效利用
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无线传感器网络路由优化中的能量均衡LEACH改进算法 被引量:10
12
作者 何书前 严晨 +1 位作者 邓正杰 石春 《现代电子技术》 北大核心 2020年第5期6-9,共4页
详细分析了LEACH算法,并介绍了LEACH算法的优缺点。针对LEACH算法选择簇头没有考虑剩余能量,提出一种改进后的算法LEACH-N。主要节点利用剩余能量和特定范围内相邻节点数的不同,给予不同成为簇头的概率;同时,增加普通节点可以直接发送... 详细分析了LEACH算法,并介绍了LEACH算法的优缺点。针对LEACH算法选择簇头没有考虑剩余能量,提出一种改进后的算法LEACH-N。主要节点利用剩余能量和特定范围内相邻节点数的不同,给予不同成为簇头的概率;同时,增加普通节点可以直接发送数据到汇聚节点(Sink),减少能量的消耗。仿真结果表明,与传统LEACH算法相比,LEACH-N算法能均衡节点能量消耗,延长网络的生命周期。 展开更多
关键词 改进的leach算法 无线传感器网络 路由协议 算法分析 能量均衡 能耗减少
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铁粉还原浸出-氧化沉淀法从铁磷渣回收制备电池级磷酸铁
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作者 廖毅 杨路遥 +2 位作者 张家靓 陈永强 王成彦 《中南大学学报(自然科学版)》 北大核心 2025年第8期3492-3501,共10页
退役磷酸铁锂材料的高值化循环利用对于动力电池产业的可持续发展至关重要,但目前提锂后的铁磷渣仍难以实现经济回收利用。本文提出采用铁粉还原浸出-氧化沉淀法从铁磷渣中回收铁和磷的新工艺。通过Fe-P-H_(2)O体系电位-pH图与有关反应... 退役磷酸铁锂材料的高值化循环利用对于动力电池产业的可持续发展至关重要,但目前提锂后的铁磷渣仍难以实现经济回收利用。本文提出采用铁粉还原浸出-氧化沉淀法从铁磷渣中回收铁和磷的新工艺。通过Fe-P-H_(2)O体系电位-pH图与有关反应的吉布斯自由能变化,从热力学角度阐明还原浸出相比直接浸出的优势。通过单因素条件实验考察不同因素对还原浸出过程中各元素浸出行为的影响。研究结果表明:在磷酸浓度为2 mol/L、液固比为5 mL/g、温度为75℃、铁粉实际用量为理论用量1倍的最佳条件下,铁和磷的浸出率分别为92.5%和88.3%。在随后的浸出液净化工艺中,铁粉与氟化钠的协同作用可显著提升杂质去除效率,Al、Cu等杂质质量分数符合电池级FePO_(4)·2H_(2)O的要求(Al质量分数小于等于0.03%、Cu质量分数小于等于0.005%)。通过碳热还原法将再生的磷酸铁合成为磷酸铁锂正极材料,在0.1C下的首次放电比容量达到155.2 mA·h/g,5C高倍率下循环100圈后,容量保持率为95.9%。本研究有望实现铁磷渣的低成本、高值化利用,可为磷酸铁锂电池行业的可持续发展提供参考。 展开更多
关键词 铁磷渣 资源回收 还原浸出 电池级FePO_(4)·2H_(2)O
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超声波辅助葡萄糖还原酸浸法回收废旧磷酸铁锂电池中的Li和Fe
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作者 吴昂基 张荣良 +4 位作者 王硕渊 高逸凡 潘雯 张威 杨瑞祥 《化工环保》 北大核心 2025年第2期241-247,共7页
采用超声波辅助葡萄糖还原酸浸法从废旧磷酸铁锂(LFP)电池中回收Li和Fe,分析了常规浸出工艺中硫酸浓度、葡萄糖浓度、液固比(浸出液体积与正极材料质量之比)、温度、时间等因素对Li和Fe浸出率的影响,比较了超声波辅助作用前后,Li和Fe浸... 采用超声波辅助葡萄糖还原酸浸法从废旧磷酸铁锂(LFP)电池中回收Li和Fe,分析了常规浸出工艺中硫酸浓度、葡萄糖浓度、液固比(浸出液体积与正极材料质量之比)、温度、时间等因素对Li和Fe浸出率的影响,比较了超声波辅助作用前后,Li和Fe浸出率的变化。实验结果表明:在H_(2)SO_(4)浓度2 mol/L、葡萄糖浓度2.0 mol/L、液固比15 mL/g、温度70℃、浸出时间90 min的条件下,Li和Fe的浸出率分别为88.25%和90.13%;与常规浸出工艺相比,超声波辅助工艺既能缩短浸出时间,又能提高Li和Fe的浸出率,在硫酸浓度2 mol/L、葡萄糖浓度2.0 mol/L、液固比15 mL/g、温度70℃、超声时间60 min、超声功率70 W的条件下,Li和Fe的浸出率分别为95.36%和95.83%;Li和Fe的浸出动力学过程符合“未反应收缩核模型”,Li和Fe的浸出主要受内扩散控制。 展开更多
关键词 废旧磷酸铁锂电池 正极材料 还原浸出 超声波辅助浸出 浸出动力学
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某铜钴混合矿的直接浸出及选冶性能研究 被引量:1
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作者 王生普 赵旭 《湿法冶金》 北大核心 2025年第1期25-31,共7页
研究了采用氧化浸出法和还原浸出法直接浸出刚果(金)某铜钴混合矿中的Cu、Co,对比分析了2种方法Cu、Co浸出行为,并进一步探讨了浮选—氧化浸出选冶联合法对铜、钴浸出率的提升效果。结果表明:氧化浸出和还原浸出的Cu浸出率分别为80%和70... 研究了采用氧化浸出法和还原浸出法直接浸出刚果(金)某铜钴混合矿中的Cu、Co,对比分析了2种方法Cu、Co浸出行为,并进一步探讨了浮选—氧化浸出选冶联合法对铜、钴浸出率的提升效果。结果表明:氧化浸出和还原浸出的Cu浸出率分别为80%和70%左右,Co浸出率分别为63%和57%左右,氧化浸出效果优于还原浸出;通过采用浮选—氧化浸出选冶联合法,闭路浮选精矿Cu和Co的品位分别为16.84%及6.53%,Cu和Co综合回收率分别为91.71%和61.87%,金属回收效果得到明显提升。 展开更多
关键词 刚果(金) 铜钴混合矿 氧化浸出法 还原浸出法 浮选
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碳热还原法增强废旧锂离子电池中有价金属的浸出效果 被引量:1
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作者 黄魁 江雨鑫 +4 位作者 黄嘉妮 魏琳 李梓玮 蓝红艳 韦晓丹 《中国有色冶金》 北大核心 2025年第1期61-68,共8页
本文以废旧锂离子正极材料为研究对象,采用碳热还原-浸出的方法提取其中有价金属,从金属价态变化、浸出活化能、浸出率等方面进行分析。结果表明,最佳焙烧条件为焙烧温度650℃、焙烧时间2.0 h、碳添加量10 wt%;最佳浸出条件为3 mol/L H_... 本文以废旧锂离子正极材料为研究对象,采用碳热还原-浸出的方法提取其中有价金属,从金属价态变化、浸出活化能、浸出率等方面进行分析。结果表明,最佳焙烧条件为焙烧温度650℃、焙烧时间2.0 h、碳添加量10 wt%;最佳浸出条件为3 mol/L H_(2)SO_(4)、浸出温度60℃、固液比100 g/L、反应时间90 min,此时Li、Ni、Co、Mn的浸出率最高分别可达93.10%、98.91%、99.34%、99.26%。采用未反应收缩核模型对浸出动力学数据进行拟合,Ni、Co、Mn的活化能分别为40.09 kJ/mol、41.04 kJ/mol、14.30 kJ/mol。相较于传统酸浸方法,碳热还原可增强Ni、Co、Mn的浸出,浸出率均有大幅增加,浸出活化能更低,更易于废旧锂离子电池中有价金属的浸出。 展开更多
关键词 废旧锂离子电池 碳热还原 硫酸 浸出 动力学
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常压低酸浸出处理砷滤饼
17
作者 魏栋 石玉桥 +1 位作者 董广刚 葛哲令 《有色金属(冶炼部分)》 北大核心 2025年第3期146-151,共6页
为解决铜冶炼企业产出砷滤饼委外处理费用高、有价组分损失的问题,开展了硫酸浸出处理砷滤饼的工艺试验。分别考察了硫酸浓度、浸出压力、浸出温度、浸出时间、液固比等因素对砷滤饼浸出效果的影响;考察了不同冷却结晶温度对三氧化二砷... 为解决铜冶炼企业产出砷滤饼委外处理费用高、有价组分损失的问题,开展了硫酸浸出处理砷滤饼的工艺试验。分别考察了硫酸浓度、浸出压力、浸出温度、浸出时间、液固比等因素对砷滤饼浸出效果的影响;考察了不同冷却结晶温度对三氧化二砷结晶的影响。对砷滤饼进行无害化处理,将砷滤饼中的砷转化为产品三氧化二砷,节约了委外处理的费用,同时还可回收其中的铜、硫等有价组分。 展开更多
关键词 砷滤饼 浸出 还原 结晶 三氧化二砷
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回收分金渣中银的工艺优化
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作者 王苏 雷刚 谢太李 《有色金属(冶炼部分)》 北大核心 2025年第7期151-160,共10页
以氯化分金渣为原料,分别采用Na_(2)SO_(3)分银-HCHO还原和Na_(2)S_(2)O_(3)分银-Na_(2)S_(2)O_(4)还原工艺回收分金渣中的银。研究各因素对银浸出率和还原率的影响,确定最佳的反应条件,以及不同含银量的分金渣所适用的分银方法。研究发... 以氯化分金渣为原料,分别采用Na_(2)SO_(3)分银-HCHO还原和Na_(2)S_(2)O_(3)分银-Na_(2)S_(2)O_(4)还原工艺回收分金渣中的银。研究各因素对银浸出率和还原率的影响,确定最佳的反应条件,以及不同含银量的分金渣所适用的分银方法。研究发现,用Na_(2)SO_(3)分银-HCHO还原,Na_(2)SO_(3)用量220 g/L、固液比1∶5、pH 8~11、浸出时间2 h、温度40℃和搅拌速度125 r/min;m实际(甲醛):m实际(银)为1∶2.5、pH 9~11、还原时间3 h、温度20℃条件下,银浸出率和还原率分别可达95.86%和99.16%;用Na_(2)S_(2)O_(3)分银-Na_(2)S_(2)O_(4)还原,NH_(3)·H_(2)O用量75 g/L、CuSO_(4)用量48 g/L、Na_(2)S_(2)O_(3)用量160 g/L、固液比1∶5、浸出时间3 h、温度55℃;Na_(2)S_(2)O_(4)用量6 g/L、pH 7、还原时间2 h、温度60℃条件下,银浸出率和还原率分别可达93.33%和99.64%。复合箱线图的结果显示,考虑到银的浸出效果以及稳定性,含银4.70%的分金渣宜选Na_(2)S_(2)O_(3)分银法,而含银8.90%和12.60%的分金渣选用Na_(2)SO_(3)分银法最佳。 展开更多
关键词 分金渣 亚硫酸钠 硫代硫酸钠 浸出 银浸出率 银还原率
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铁酸锌基固废处理技术现状与发展前景
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作者 罗永健 王云燕 +4 位作者 徐慧 彭聪 李云 柯勇 闵小波 《有色金属(冶炼部分)》 北大核心 2025年第4期53-63,共11页
工业生产作为全球发展和进步不可或缺的一部分得到了蓬勃发展。然而,生产原料中的有价成分在生产过程中并未得到充分利用,以浸出残渣或炉渣的形式残留,如锌、铁等。铁酸锌是锌冶金和钢铁冶金渣尘中锌铁的主要赋存形式,因其性质稳定,难... 工业生产作为全球发展和进步不可或缺的一部分得到了蓬勃发展。然而,生产原料中的有价成分在生产过程中并未得到充分利用,以浸出残渣或炉渣的形式残留,如锌、铁等。铁酸锌是锌冶金和钢铁冶金渣尘中锌铁的主要赋存形式,因其性质稳定,难以回收,造成大量资源损失。对现有的铁酸锌分解技术作了综合评述,并展望了未来技术发展前景。经对火法、湿法、火法-湿法联合处理工艺作比较后,且考虑锌冶金发展现状,发现热酸浸出工艺是一种较好的铁酸锌分解方法。但是,沉铁渣产量大、处理难度大等问题限制了该工艺的进一步发展。为解决现有问题,提出将热酸浸出工艺与还原浸出工艺有机结合,可投加少量具有还原性的原料或中间产物,在保证铁酸锌分解效率的同时,降低体系硫酸浓度、反应温度,实现工艺的高效性和经济性。对于热酸浸出工艺向还原浸出工艺的转变,虽反应条件更温和、除铁过程锌铁共沉淀减少,但实际应用中还原剂的选择仍需妥善解决。 展开更多
关键词 铁酸锌 锌浸出渣 火法处理技术 湿法处理技术 火法-湿法联合工艺 还原浸出工艺
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红土镍矿高压酸浸液控铬工艺研究
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作者 苏立峰 郑朝振 +2 位作者 杨均流 肖桂龙 郭纵 《有色金属(冶炼部分)》 北大核心 2025年第7期32-39,共8页
针对部分地区红土镍矿高压酸浸溶液中六价铬(Cr^(6+))毒性高、难处理的问题,提出了一种基于褐煤和木炭的碳基还原控铬工艺。通过高压酸浸试验,系统探究了不同总碳量(0%~0.8%)对浸出液中Cr^(6+)含量、氧化还原电位(ORP)、Fe^(2+)浓度、... 针对部分地区红土镍矿高压酸浸溶液中六价铬(Cr^(6+))毒性高、难处理的问题,提出了一种基于褐煤和木炭的碳基还原控铬工艺。通过高压酸浸试验,系统探究了不同总碳量(0%~0.8%)对浸出液中Cr^(6+)含量、氧化还原电位(ORP)、Fe^(2+)浓度、锰浸出率及镍钴浸出率的影响。结果表明:当褐煤或木炭的总碳添加量为0.45%(褐煤或木炭含碳量与红土镍矿质量比)时,浸出液ORP值降至500 mV以下,Cr^(6+)被完全还原为低毒性的Cr^(3+)(Cr^(6+)含量低于检测限),同时Fe^(2+)浓度显著提高,溶液还原态势增强。在此条件下,镍、钴浸出率均高于95%,锰浸出率提升至90%以上,且浸出液残酸含量降低,减轻了后续中和工序的压力。该工艺采用廉价易得的褐煤和木炭作为还原剂,兼具高效性、环保性和经济性,为红土镍矿湿法冶金中铬污染控制提供了新思路。 展开更多
关键词 红土镍矿 控铬工艺 高压酸浸 碳基还原
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