焙烧法制备铁酸锌及氧化铝杂质的影响规律研究

以纯ZnO、Fe_2O_3和Al_2O_3为原料模拟铁帽成分,采用焙烧法制备铁酸锌。研究了原料配比、活化时间、焙烧温度、焙烧时间等因素对铁酸锌的生成和Al_2O_3杂质的影响。结果表明,在不同原料摩尔比下,Al_2O_3会优先与ZnO结合生成锌尖晶石,当混合物中的Al_2O_3完全反应后,才能生成铁酸锌。机械活化时间在60 min和焙烧时间为120 min时,生成的铁酸锌量最大。焙烧温度是影响铁酸锌生成的主要因素,在750℃的焙烧条件下,反应生成的铁酸锌量最多,Al_2O_3对铁酸锌的生成影响最小。     

以硫化钙为还原剂焙烧还原提取锰除尘灰中的锰

研究了以硫化钙为还原剂焙烧还原提取锰除尘灰中的锰, 考察了焙烧时间、焙烧温度、物料配比、搅拌速率、浸出温度、液固比、浸出时间和H₂SO₄浓度对锰除尘灰中锰及铁浸出率的影响。结果显示, 焙烧还原工艺最佳条件为：锰除尘灰与还原剂硫化钙质量比4.12∶1、焙烧还原温度600 ℃、焙烧还原时间1.0 h, 酸浸工艺最佳条件为：搅拌速率300 r/min、H₂SO₄浓度3 mol/L、液固比8∶1、浸出温度80 ℃、浸出时间25 min, 最佳工艺条件下锰、铁浸出率分别为98.18%和76.83%。     

铁酸锌还原-氧化选择性分解行为研究

为了解决铁酸锌还原分解后锌、铁分离难题, 提出一种强化铁酸锌选择性分解新工艺: 先通过还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物, 然后冷却至低温, 在CO₂气氛下利用氧化亚铁在低温下化学活性强、不稳定的特性, 将过还原的氧化亚铁转化为磁性四氧化三铁。研究结果表明, 铁酸锌强化还原分解的最佳条件为: CO浓度20%、还原温度750 ℃、V_CO/(V_CO+V_CO2)比67%、焙烧时间90 min, 该条件下铁酸锌分解率达到96.63%; 然后对铁酸锌分解产物进行磁化焙烧, 最佳磁化焙烧条件为: 氧化温度600 ℃、氧化时间75 min、CO₂气体流量1.2 L/min, 此条件下焙烧产物比磁化率从未磁化前的5.30×10^-11 m³/kg增大至1.17×10^-10 m³/kg。     

某含铜金精矿预处理过程中铜、铁浸出研究

研究"硫酸化焙烧—酸浸—氰化"和"L-SX-EW"联合工艺处理含铜金精矿过程中,焙烧温度、酸浸酸度对铜、铁浸出率和酸浸液中Fe~(3+)浓度的影响。结果表明,在硫酸化焙烧温度为650℃、焙烧时间1 h、初始酸浸酸度40 g/L、浸出液固比3∶1、浸出温度85℃、浸出时间1 h条件下,铜、铁的浸出率分别为大于96%、21%,酸浸液中的Fe~(3+)浓度2.87 g/L。表明在不改变原有工艺的基础上通过调整焙烧温度和酸浸酸度两个关键工艺参数,可以达到提高铜浸出率的同时兼顾降低Fe~(3+)浓度的目标。     

某含铜金精矿预处理过程中的铜、铁浸出

研究"硫酸化焙烧—酸浸—氰化"和"L-SX-EW"联合工艺处理含铜金精矿过程中,焙烧温度、酸浸酸度对铜、铁浸出率和酸浸液中Fe~(3+)浓度的影响。结果表明,在硫酸化焙烧温度为650℃、焙烧时间1 h、初始酸浸酸度40 g/L、浸出液固比3∶1、浸出温度85℃、浸出时间1 h条件下,铜、铁的浸出率分别为大于96%、21%,酸浸液中的Fe~(3+)浓度2.87 g/L。表明在不改变原有工艺的基础上通过调整焙烧温度和酸浸酸度两个关键工艺参数,可以达到提高铜浸出率的同时兼顾降低Fe~(3+)浓度的目标。     

复杂烟尘高效浸出铟的工艺研究

以某公司复杂含铟烟尘为原料, 分别研究了氧化酸浸和硫酸化焙烧-水浸两种浸出铟工艺。氧化酸浸工艺主要考察了初始硫酸酸度、液固比、浸出温度、反应时间、氧化剂添加量等因素对铟浸出效果的影响; 硫酸化焙烧-水浸工艺主要考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对铟浸出效果的影响。实验结果表明, 在初始硫酸浓度6.0 mol/L, 液固比6∶1, 浸出温度90 ℃, 浸出时间3 h, 氧化剂H₂O₂添加量为12%条件下进行氧化酸浸, 铟浸出率由常规酸浸的46.5%提高到70%; 在硫酸用量1.0 mL/g, 焙烧温度300 ℃, 焙烧时间2 h条件下进行硫酸化焙烧-水浸, 铟浸出率达到92%, 实现了铟的高效浸出。     

高砷低品位金矿的提金实验研究

研究了高砷低品位金矿采用焙烧预处理进行氰化提金的工艺。以CaCO₃作为焙烧固定剂, Pb(NO₃)₂作为助浸剂, 最佳实验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90%, 焙烧时间4 h, CaCO₃用量为矿量的2%, 焙烧温度650 ℃; 助浸剂Pb(NO₃)₂用量200 g/t, 预处理4 h, NaCN用量1.2 kg/t, 浸出时间22 h, 浸出温度20 ℃, pH=11, 液固比2.5, 搅拌速度900 r/min, 此条件下金的浸出率达到80.67%。     

直接还原选矿尾渣制备陶粒的研究

以直接还原选矿尾渣为主要原料,添加城市污水处理厂剩余污泥制备轻质陶粒,考察了烧制过程中各主要因素(预热温度、预热时间、焙烧温度、焙烧时间和原料配比)对陶粒性能(表观密度、堆积密度、1 h吸水率和颗粒强度)的影响,最终确定了烧制陶粒的最佳工艺条件。结果表明,尾渣与污泥的最佳质量比为尾渣∶污泥=95∶5,烧制陶粒的最佳工艺条件为:预热温度550℃,预热时间30 min,焙烧温度1 110℃,焙烧时间6 min,此时制得的陶粒表观密度为1.365 g/cm3,堆积密度0.672 g/cm3,1 h吸水率3.50%,颗粒强度220 N,筒压强度3.5 MPa。     

煤矸石酸解制备氢氧化铝的实验研究

以煤矸石为原料,经机械活化、热活化、酸浸提铝,酸浸液利用Fe3+、Al3+水解pH值的差异分离铝铁,制备氢氧化铝。研究了煤矸石预处理条件、酸浓度、反应温度、时间和液固质量比等因素对煤矸石中铝溶出率的影响机理,确定了最佳工艺条件为:粒度80目,焙烧温度750℃,焙烧时间120min,浸取温度95℃,浸取时间4h,液固质量比3,硫酸质量分数40%。此条件下煤矸石中Al2O3的溶出率达到81.8%。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

ZnFe2O4的制备及其酸溶特性研究*

本文对分析纯的ZnO和Fe₂O₃超声波分散25min后烘干,高能球磨预处理5h,采用恒温焙烧法制备非纳米ZnFe₂O₄,对铁酸锌产品进行粒度分析、XRD分析及SEM分析,研究焙烧温度对产品的粒度特征、结晶状况、微观形貌的影响。所制铁酸锌产品经机械活化后进行微波焙烧处理,并对其进行孔径和比表面积分析。利用插值法和响应曲面法对微波处理后产品的硫酸浸出实验数据进行分析,研究始酸浓度、浸出温度对铁酸锌酸溶特性的单因素影响及交互作用影响。     

从热滤渣中富集贵金属的实验研究

针对含贵金属热滤渣物料的物相及元素组成, 提出了氧化焙烧脱硫-硫酸选择性浸出贱金属铜和镍富集贵金属工艺, 讨论了物料粒度、焙烧时间、焙烧温度、硫酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对贵金属富集比的影响。获得最佳工艺参数为: 热滤渣粒度0.080~0.106 mm, 焙烧时间6 h, 焙烧温度700 ℃, 硫酸浓度45%, 浸出时间5 h, 浸出温度95 ℃。在此条件下, 脱硫率达到98.89%, 铜、镍浸出率分别为98.33%和98.12%, 硫酸浸出渣中Au含量1 198.60 g/t, Ag含量1 807.79 g/t, Pt含量1 801.27 g/t, Pd含量1 937.66 g/t。从原料到硫酸浸出渣, 贵金属富集比达到14.19倍。该工艺流程操作简单、富集比高、回收率高、成本低, 可为从热渣中富集贵金属提供借鉴作用。     

锌浸出渣浮选银的预处理研究

在锌精矿的沸腾焙烧过程中,温度高于650℃时,生成的氧化锌及氧化铁结合成铁酸锌,是一种难溶于稀硫酸的铁氧体,全部留在浸出渣中。高温高酸浸出条件控制愈好,铁酸锌被溶解的愈多,硫化锌被破坏的就愈彻底,渣含锌就愈低,金属回收率就愈高,而且有利于银的浮选。针对某冶炼厂湿法炼锌渣,采用高温高酸浸出和浮选的方法回收锌、银,高温高酸浸出液经过除铁得到的溶液返回锌系统回收锌,高温高酸浸出渣经过一次粗选两次精选三次扫选的试验流程,得到了品位达到了2017.45g/t,回收率达到78.44%的银精矿。     

微波焙烧高钛渣中试研究

对微波焙烧高钛渣制备人造金红石工艺进行了中试研究。采用均匀设计安排了中试实验, 验证了放大准则, 确定了放大参数, 同时考察了原料粒度、煅烧温度和通氧量等工艺条件对微波焙烧高钛渣的影响。结果表明: 微波焙烧时间是决定高钛渣氧化程度的关键参数。当高钛渣处理量为120 kg/h, 微波焙烧时间为4 h时, 最优工艺参数为原料粒度275 μm, 焙烧温度950 ℃, 通氧量0.557 m³/h, 在此条件下高钛渣的氧化率可以达到91%。     

某浮选金精矿微波低温预处理助浸试验

为了揭示微波低温预处理对硫化物包裹的微细粒分散金的助浸效果,以福建双旗山浮选金精矿为原料,以微波低温预处理为核心手段,研究了不同助浸条件对金浸出的影响。结果表明,在微波功率为3 kW、预处理时间为6 min（对应的预处理温度为300 ℃左右）,焙渣磨矿细度为-0.038 mm占80%,氰化钠用量为3 kg/t、浸出时间为8 h情况下,金浸出率达到96.49%,高于相应条件下马弗炉低温预处理时金浸出率4.17个百分点;与强氧化剂助浸相比,因为微波低温预处理改变的是矿石的微观结构,而强氧化剂改善的只是浸出过程中溶解氧的浓度,因而微波低温预处理的浸出率要高约2个百分点;微波低温预处理助浸与其他助浸方式比较,可以提高金浸出率、缩短浸出时间。     

酸浸钒渣制备高强陶粒工艺

为了提高酸浸钒渣的利用效率,以商洛千家坪钒渣为主要原料,添加黏土和粉煤灰制备建筑用烧结陶粒。对陶粒制备过程中各物料的配比、制粒工艺参数、预热和焙烧制度进行了系统研究。结果表明,物料配比为钒渣∶粘土∶粉煤灰=6∶1∶3、制粒用水量为18%、制粒时间为15 min、预热温度为400℃、预热时间为30 min、焙烧温度为1160℃、焙烧时间为20 min的条件下,可制得筒压强度为11.58 MPa,堆积密度为1014.7 kg/m3,吸水率为5.61%的高强陶粒。SEM和XRD分析结果表明,钒渣在烧结成陶粒的过程中主要产生了石英、斜长石和钾长石相,形成了结构致密、孔骨架良好的矿物集合体,因此提高了陶粒的强度。      

镧改性粉煤灰地质聚合物泡沫材料吸附含磷废水研究

以粉煤灰制备的地聚物泡沫材料为原料,通过浸渍-焙烧的方法制备镧改性泡沫材料,研究了镧改性泡沫材料对含磷废水的吸附效果。结果表明,镧改性实验的最佳条件为: 氯化镧溶液pH=9、镧离子浓度0.3%、固液比1∶25、焙烧温度300 ℃、焙烧时间2 h; 吸附实验的最佳条件为: 镧改性材料用量2 g/L、废水pH=7、含磷废水浓度5 mg/L、吸附时间2 h,此条件下镧改性泡沫材料对磷的去除率达90.3%。机理分析结果表明,镧只存在于泡沫材料的表面,并未进入泡沫材料的硅氧四面体骨架中; 吸附过程中,磷只是与泡沫材料表面的镧发生了化学吸附,生成的磷酸镧络合物并未进入泡沫材料的四面体骨架中。     

共生铅-锌混合精矿硫酸化焙烧分离铅、锌研究

采用硫酸化焙烧工艺对某共生铅-锌混合精矿进行了铅锌分离试验研究。在硫酸化焙烧过程中, 硫化铅和硫化锌与氧气反应生成硫酸铅和硫酸锌; 利用硫酸锌易溶于水、硫酸铅不溶于水的特性, 采用水浸工艺对焙烧产品进行铅、锌分离。结果表明: 在焙烧物料球团直径小于8.0 mm、空气流量1.0 L/min、焙烧温度650 ℃、焙烧时间2.5 h、硫酸钠用量2.4%、硫酸钙用量3.6%、常温常压下浸出1.5 h、浸出液固比1.5∶1, 得到了锌浸出率96.05%～96.68%、平均96.35%, 铅渣品位56.89%～57.25%、平均57.11%的指标, 铅、锌分离效果明显。     

底泥陶粒的制备及其性能研究

为实现河道底泥的无害化和资源化利用,以河道底泥为主要原料,膨润土、淀粉、石灰石为辅料,采用高温烧结法制备底泥陶粒。通过单因素试验探讨膨润土、淀粉、石灰石用量对陶粒性能的影响,采用正交试验优化陶粒的原料配比和焙烧工艺,并通过XRD、SEM分析陶粒的物相组成、微观结构。结果表明,适宜的原料配比为：底泥、膨润土、淀粉及石灰石的质量比70∶30∶10∶13,最佳的工艺条件为预热温度400 ℃、预热时间10 min、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间15 min。在该条件下制得的陶粒堆积密度为725.52 kg/m³、表观密度为1 326 kg/m³、吸水率为25.00%、抗压强度为3.32 MPa、除磷率为98.69%。底泥陶粒表面粗糙,孔隙结构丰富,吸水渗透性好,除磷率较高,是一种可以应用于水处理的陶粒滤料。