粉煤灰提取氧化铝工艺能耗分析

介绍了粉煤灰预脱硅-碱石灰烧结法、盐酸浸取法和硫酸焙烧法提取氧化铝的工艺方法,计算和分析了以上三种工艺的理论能耗。结果表明,三种工艺中预脱硅—碱石灰烧结法能耗最高,为1 707kgce(每吨Al_2O_3,下同),其中烧结工序就占总能耗的53.67%;盐酸浸取法与硫酸焙烧法能耗较低,分别为1 396kgce和1 476kgce,比预脱硅—碱石灰烧结法分别降低了18.3%和13.5%。盐酸浸取法中42.57%的能耗集中在AlCl_3·6H_2O晶体热解工序,而Al_2(SO_4)_3·18H_2O晶体脱水能耗占硫酸焙烧法总能耗的51.38%。     

低钙石灰烧结法处理粉煤灰高效提取氧化铝研究

为解决石灰烧结法配钙量高、渣量大和氧化铝回收率低等问题,提出了低钙石灰烧结法从脱硅粉煤灰提取氧化铝的新工艺,并研究了不同配钙比和碱铝比对熟料烧结行为、粉化性能和氧化铝浸出性能的影响。结果表明:低钙石灰烧结法处理粉煤灰烧结熟料主要物相组成为12CaO·7Al_2O_3和γ-2CaO·SiO_2,并含有少量CaO·Al_2O_3、2Na_2O·3CaO·5Al_2O_3、2CaO·Al_2O_3·SiO_2和β-2CaO·SiO_2;提高钙铝比有助于2CaO·Al_2O_3·SiO_2向12CaO·7Al_2O_3和γ-2CaO·SiO_2的转化,从而提高氧化铝浸出性能和熟料粉化性能;提高碱铝比促进2CaO·Al_2 O_3·SiO_2向12CaO·7Al_2O_3和2Na_2O·3CaO·5Al_2 O_3的转化,有利于提高氧化铝的浸出性能,但过高的碱铝比增加熟料中的β-2CaO·SiO_2含量,从而降低熟料粉化性能;在1 350℃烧结1 h的条件下,当钙铝比为1.20、碱铝比为0.15时,脱硅粉煤灰烧结熟料氧化铝浸出率达到90%左右。     

调整生产工艺结构对混联法生产氧化铝流程能耗的影响

以吨氧化铝综合能耗的e-p分析法及物流分析法为基础,给出了定量分析拜耳—烧结混联法生产流程中,采用不同的拜耳—烧结法比例;烧结法精液碳分、种分比例,以及不同的直接加热、间接加热溶出、脱硅比例,对混联法吨氧化铝综合能耗影响的计算式。并以生产数据为依据,定量计算了调整生产工艺结构所引起的能耗降低量。结果表明:提高混联法中拜耳法的比例、提高烧结法精液碳分的比例、采用间接加热溶出、脱硅工艺都会明显降低吨氧化铝的综合能耗。     

中低品位高硫铝土矿焙烧脱硅研究

采用"闪速焙烧—碱溶"工艺对某中低品位铝土矿脱硅,考察了焙烧温度、脱硅液固比、碱浓度、脱硅温度、脱硅时间对SiO2脱除率和Al2O3损失率的影响。结果表明,最佳单因素条件为:焙烧温度1 000℃、脱硅液固比L/S=10∶1、碱浓度NK=110g/L、脱硅温度95℃、脱硅时间20min,最佳条件下SiO2脱除率在46%以上,Al2O3损失率低于3%,A/S由焙烧矿的4.3提高到铝精矿的8.4。该方法可应用于拜耳溶出生产。     

用工业级氯氧化锆制备硫酸锆

研究了用工业级氯氧化锆(ZrOCl_2·8H_2O)经水解、硫酸沉淀工艺制备硫酸锆,考察了硫酸锆质量、制备工艺的经济性。结果表明:氯氧化锆的溶解量对硫酸锆沉淀起决定性作用;用无水乙醇清洗得到的硫酸锆能较好地控制沉淀晶体中氯离子含量;沉淀温度、硫酸用量影响锆回收率。同时,生产过程中产生的盐酸、洗涤沉淀晶体的乙醇均可回收利用,工艺环保。     

拜耳法赤泥回收有价金属试验研究

以拜耳法赤泥为原料,通过硫酸化焙烧-磁选、沉淀-结晶的工艺,回收赤泥中的有价金属铁、铝、钠。通过单因素实验考察了不同的焙烧温度、焙烧时间,浸出液固比、浸出时间和浸出温度等因素条件,确定了Fe、Al_2O_3、Na_2O回收的最佳实验条件。结果表明,经硫酸化焙烧-磁选、沉淀-结晶后,赤泥中Fe、Al_2O_3、Na_2O的回收率分别为:59.87%,39.77%,90.75%。     

铁锂废料回收制备电池级碳酸锂和磷酸铁工艺研究

采用HCl+H_2O_2体系对铁锂废料选择性提锂,浸出液除杂沉Li_2CO_3;浸出渣盐酸酸溶后,采用Na_2CO_3控制pH制备FePO_4·2H_2O。主要研究盐酸用量、H_2O_2用量和液固比对锂浸出率的影响;反应pH、反应温度、反应物Fe/P比对FePO_4·2H_2O产品质量的影响。两工序后液混合可获得Li_3PO_4副产物。工艺中无铁的废渣产生,锂回收率达到97%,铁回收率达到98%。     

烧结法生产氧化铝脱硅分析

介绍了几种烧结法生产Al2O3脱硅工艺,重点分析了添加硅渣晶种脱硅和添加石灰乳脱硅的工艺流程、特点、经济效益。针对脱硅的改进工艺特点,如钠硅渣不分离的脱硅工艺、钠硅渣分离的脱硅工艺、三次脱硅工艺、管道化脱硅工艺,分析了各工艺的适应性、产品质量和经济效益。     

硅渣常压脱硅效果研究

在烧结法脱硅工序中,采用硅渣做晶种进行常压脱硅,研究在不同的Al2O3浓度、种子添加量和原液αk条件下的脱硅效果,并与拜耳赤泥的脱硅效果进行比较。结果表明,控制原液Al2O3浓度110～125g/L,αk=1.40～1.50,脱硅温度100℃,脱硅时间4h,种子添加量50g/L时,硅量指数可达到300以上。     

高铝粉煤灰高效增值利用新技术

针对当前高铝粉煤灰综合利用技术难题,提出了高铝粉煤灰预脱硅烧结法提取氧化铝新工艺。新工艺取消了铝酸钠溶液碳酸化分解工序,改为全种子分解工艺。通过合成技术优化,采用高苛性比合成技术,种分母液与预脱硅后的硅酸钠溶液可制备出合格的洗涤用4A沸石。生产过程中,通过补充少量水玻璃用于调节氢氧化铝和4A沸石两种产品的产出比例,可以较好地保障生产系统物料平衡。新工艺取消了石灰炉、氧化铝焙烧炉、铝酸钠溶液碳酸化分解和深度脱硅工序,工艺能耗降低,废渣排放量减少,碳排放量降低。此技术生产流程相对简单、技术可行、经济性好、竞争力较强。     

低铝硅比铝土矿酸浸试验研究

对低铝硅比的铝土矿进行了探索性酸浸试验研究。试验结果表明,酸耗系数大有利于铝的溶出,直接硫酸浸出时,低的液固比有利于铝的溶出。无论是采用硫酸还是盐酸浸出,铝溶出的同时大部分铁也被溶出,浸出液用于生产硫酸铝需进行除铁处理,如考虑采用拜尔法生产冶金级氧化铝,可不除铁,直接处理即可。     

低品位锡钨萤石中矿综合回收试验

采用苏打还原焙烧—水浸工艺、硫酸焙烧—水浸工艺从某含锡钨萤石中矿中综合回收钨、锡和氟,考察苏打加入量、还原剂煤与苏打配比,硫酸加入量、碳酸铵加入量以及控制溶液终点pH等对回收的影响。研究表明,采用中矿两次硫酸焙烧——洗矿——碳酸铵浸出——盐酸浸出工艺,分解原料中99.95%的氟,钨总浸出率为98.04%,锡保留率为17.70%。该工艺指标较好,三废可达标排放,经济效益明显。     

从废荧光粉中回收稀土的工艺研究

研究了从废荧光粉(REO^12.00%)中回收稀土元素的工艺。采用碳酸钠焙烧-酸浸出工艺回收废荧光粉中的稀土,研究了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间以及浸出条件对稀土回收率的影响。研究结果表明,碳酸钠焙烧试验的最佳条件为碳酸钠与荧光粉焙烧比例1∶2,焙烧温度700℃,焙烧时间1 h;焙烧产物用盐酸浸出,浸出试验最佳条件:盐酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间分别为3 mol/L、10∶1、70℃、2 h,在上述焙烧及浸出最优条件下,稀土总回收率(REO)达97%以上。     

废铅膏同步还原硫酸化试验

废铅膏的成分复杂,其中PbO_2比较稳定,难以回收利用。采用硫酸、草酸溶液同步浸出废铅膏,分别探究硫酸浓度、草酸添加量和反应时间对废铅膏硫酸化的影响。结果表明,5g废铅膏在25mL质量分数为85%的硫酸、草酸添加量1.5g,反应时间2.0h的条件下充分反应,得到的酸浸铅膏PbO_2含量为1.39%,PbSO_4含量达95.76%。同步还原硫酸化过程将废铅膏绝大部分转化为PbSO_4,缩短了废铅膏回收的工艺流程,降低了能耗,后续可更简单且高效地进行脱硫工艺。得到的酸浸铅膏可以通过进一步脱硫后低温焙烧回收氧化铅产品。     

复杂金矿物氧化焙烧-硫酸浸出-氰化法回收金银模拟计算

基于质量守恒、化学平衡、元素分配约束、热量守恒和指标约束等原理,构建了复杂金矿物苛性钠氧化焙烧、硫酸浸出、氰化法等工序的物料平衡和热平衡多约束控制模型,开发了复杂金矿物焙烧-酸浸-氰化工艺全流程模拟系统,计算了全流程典型工况的物质分配和能量守恒,并采用生产数据对模型进行验证。结果表明,以实际值为基准,焙烧工序中焙砂的Cu、S、Fe和SiO2含量的相对误差的百分数分别为-14.95%、-0.37%、1.77%和-6.54%;而Pb、Zn、As含量的相对误差的百分数分别为6.15%、4.94%和4.84%。酸浸分铜渣中Cu、S、Fe和SiO2含量相对误差的百分数分别为-12.90%、3.48%、5.23%和4.74%;而Pb、Zn、As含量相对误差的百分数分别为-10.75%、0和-1.27%。氰化渣中Cu、S、Zn、Fe和As含量相对误差的百分数分别为-3.57%、3.48%、5.88%、3.71%和-1.27%。     

含钴废料中提取钴的工艺研究

根据废钴片的特点,设计了提取方案,采用焙烧除杂、碱浸除Al—Li、酸浸出、溶液净化、草酸钴的制取作为主工艺流程。结果表明,硫酸浸出时钴的浸出率较低,可采用浸出率较高的盐酸浸出;经本工艺流程处理该类废钴片,最终可得到合格的草酸钴产品。摘要：根据废钴片的特点,设计了提取方案,采用焙烧除杂、碱浸除Al—Li、酸浸出、溶液净化、草酸钴的制取作为主工艺流程。结果表明,硫酸浸出时钴的浸出率较低,可采用浸出率较高的盐酸浸出;经本工艺流程处理该类废钴片,最终可得到合格的草酸钴产品。     

石煤无盐焙烧--酸浸提钒工艺试验研究

采用五种不同工艺对湖北某地区石煤进行提钒试验,通过对焙烧温度、焙烧时间、硫酸用量和酸浸时间等工艺参数进行研究表明,在物料粒度-0．147mm、焙烧温度900～950℃、焙烧时间1～1．5h、酸浸温度常温、硫酸用量为总质量的2．5％和酸浸时间1h的条件下,钒转浸率可达77．51％～80．33％。该石煤采用无盐焙烧-酸浸工艺提钒取得了较好的效果。     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。     

两段硫酸化焙烧-水浸从红土镍矿中回收镍钴

以澳大利亚某红土镍矿为原料,采用两段硫酸化焙烧—水浸工艺回收镍钴。重点探讨酸料比、低温焙烧段温度及时间、高温焙烧段温度及时间对镍钴浸出率的影响。结果表明,在酸料比为0.6,一段低温焙烧温度250℃,焙烧时间60min,二段高温焙烧温度650℃,焙烧时间3h的条件下进行硫酸化焙烧,焙烧产物经过水浸,Ni和Co浸出率分别达到93.38%和91.95%。     

高铅锌复杂黝铜精矿综合处理工艺选择

某高铅锌复杂黝铜精矿富含铜、银,还含有铅、锌、锑等有价金属。通过现有类似工艺方案的比较和试验验证,推荐采用"半硫酸化焙烧—硫酸浸出铜、锌—盐酸氯盐浸出银、锑—次氯酸钠氧化浸金—碳铵转化回收铅"的综合处理工艺回收有价元素。验证试验结果表明,铜、锌、铅的总回收率均大于95%,银、金、锑的总回收率分别大于98%、94%和90%。该工艺中各操作单元大多已有工业应用的实践经验,工业化简单。