粉煤灰在熔融NaOH体系中的脱硅过程研究

根据粉煤灰的化学组成,通过正交试验优化粉煤灰在熔融NaOH体系中的脱硅过程,考察反应温度、反应时间和碱矿比对粉煤灰中SiO2脱硅率的影响,利用XRD和SEM分析浸出渣的物相组成和结构。结果表明:粉煤灰在熔融NaOH体系中脱硅过程优化试验条件为:反应温度为450℃,反应时间为90 min,碱矿比为5∶1。在优化试验条件下进行多次重复试验,脱硅率可达96.5%。浸出渣的XRD分析结果表明:随着反应时间的延长,SiO2与NaOH反应趋于完全。     

亚熔盐法制备富钛料技术研究

通过亚熔盐反应温度、反应时间、碱矿质量比、酸水体积比、振荡时间、液固比试验,对商洛低品位金红石精矿亚熔盐法制备富钛料方法进行了研究,制备出了符合氯化法生产钛白要求的高品位富钛料。研究结果表明,制备富钛料的最佳条件工艺为:亚熔盐法反应温度为240℃、反应时间为60min、碱矿比为0.15∶1,酸浸试验的酸水体积比为1∶9、振荡时间为120min、液固比为20∶1。在此条件下,所得富钛料中TiO2含量为94.85%,SiO2含量为3.41%,Fe2O3含量为1.35%。     

化学法处理油页岩渣制备白炭黑的研究

以油页岩渣为原料,分别用酸浸法和碱溶法制备了白炭黑。酸浸法主要是先用浓盐酸溶解其中的铁和铝的化合物,然后再用氢氧化钠处理剩下的残渣,得到白炭黑。而碱法与其相反,先用碱煮,将其中主要的二氧化硅和铝的化合物溶解,再用酸回收剩余的铁。试验结果表明酸法处理油页岩渣工艺的白炭黑提取率为22.1%,碱法处理油页岩渣工艺的白炭黑提取率为30.6%,碱法工艺比酸法工艺优越。进一步探讨了碱法处理油页岩渣制备白炭黑工艺的反应温度、反应时间以及碱浓度等对白炭黑提取率的影响,较佳工艺条件为:反应温度100℃、反应时间4.0h、NaOH/SiO2=4,该条件下白炭黑提取率可达48.5%。化学法处理油页岩渣制备白炭黑可使油页岩渣得到充分合理的利用,实现废物资源化。     

石煤酸浸渣制备白炭黑的研究

以石煤酸浸渣为原料,矿渣经煅烧后采用碱浸制备白炭黑。探讨了碱矿质量比、固液比、反应温度、反应时间等因素对二氧化硅浸出率的影响及沉硅p H值和淋洗液p H值对白炭黑产量和质量的影响。结果表明:在碱矿质量比为1.4、固液比为1∶3、反应温度120℃和反应时间6 h的条件下,二氧化硅的浸出率为96.2%。在室温下沉硅,沉硅时间1 h,沉硅p H值为8.5、淋洗液p H值为3.0的条件下,二氧化硅回收率为91.9%。白炭黑产品中二氧化硅含量为96.9%,其比表面积为305.2 m2/g,经红外、X射线衍射分析白炭黑产品为非晶态结构的水合Si O2。     

两矿法浸出电解锰阳极渣中锰的研究

采用两矿法还原浸出电解锰阳极渣中的锰。以硫铁矿为还原剂、电解金属锰阳极渣作氧化剂,在硫酸溶液中实现电解锰阳极渣中锰的浸出。考察了硫铁矿与阳极渣质量比、硫酸与阳极渣中MnO₂摩尔比、反应时间、反应温度对锰浸出效果的影响。结果表明,最佳实验条件为: 硫铁矿与阳极渣质量比2∶1、硫酸与阳极渣中MnO₂摩尔比1.8∶1、反应时间5.5 h、实验温度90 ℃、液固比6∶1,此时锰浸出率达到99.1%。     

湿法处理钠硅渣回收氧化铝工艺研究

对钠硅渣脱碱后的水化石榴石通入CO₂气体转型的反应进行了热力学分析, 研究了温度、时间、改性次数、Na₂CO₃浓度对转型效果的影响, 并且研究了转型后渣溶铝过程中, 苛性碱浓度、温度、液固比、反应时间对氧化铝溶出率的影响。结果表明: 钠硅渣脱碱后形成的水化石榴石能被CO₂分解, 在分解过程中硅化合物易形成CaO·SiO₂·H₂O、6CaO·6SiO₂·H₂O。反应时间的延长, 适当的反应温度, 有利于提高水化石榴石的转化率, 同时改性处理也可以提高转化率。在溶铝过程中, 时间延长, 液固比提高, 碱浓度升高, 以及适宜的反应温度均可提高溶铝效率。试验最佳工艺条件为: 转型最佳工艺为时间2 h, 液固比5～10, 温度50 ℃, 改性一次; 溶铝最佳工艺为温度50 ℃, 液固比为10, 时间1 h, 碱浓度大于50 g/L, 最优条件下氧化铝溶出率达60%以上, 弃渣中铝硅比A/S小于0.6。     

碱浸除钼渣综合回收钼硫铜的试验研究

为了综合回收钨冶炼除钼渣中的钼、硫、铜,提出碱浸除钼渣分离铜和钼,氧化浸出液中S2-以分离硫和钼的思路,并对比了常压碱浸和高压氧碱浸两种工艺,详细考察碱浸过程氢氧化钠用量、温度、反应时间,液固比等工艺条件对钼浸出率、S2-残留率的影响规律。试验结果表明,常压碱浸在温度85℃、氢氧化钠用量为理论量1.1倍、反应180 min、液固体积质量比3 GA6FA 1时,钼浸出率为99.48%,铜浸出率低于0.1%,S2-残留率高于98%,选用硫酸与氯酸钠氧化碱浸滤液可实现S2-残留率低于0.2%。高压氧碱浸在温度85℃、氢氧化钠用量为理论量1.1倍、反应180 min、液固体积质量比3 GA6FA 1时,钼浸出率99.82%,铜浸出率低于0.5%,S2-残留率低至0.35%;两种工艺均可实现钼与铜、硫的深度分离,为除钼渣的综合利用提供切实可行的方案。      

利用油页岩渣制备氧化铝和白炭黑

以油页岩渣为原料, 分别用酸浸法和碱溶法制备了氧化铝和白炭黑。讨论了焙烧活化作用、酸浸温度、盐酸用量以及酸浸时间等对氧化铝提取率的影响。实验结果表明, 油页岩渣不需活化可以直接采用酸浸法制备氧化铝,最佳工艺条件为: 酸浸温度100 ℃、酸浸时间2.0 h、盐酸/油页岩＝40.0 mL/15.0 g; 氧化铝提取率为90.6%, 纯度为91.7%。探讨了反应温度、反应时间以及碱浓度等对白炭黑提取率的影响,最佳工艺条件为: 反应温度100 ℃、反应时间6.0 h、NaOH浓度为6 mol/L; 白炭黑提取率为80.5%, 纯度为95.9%。灰渣剩余量不到原来的5%, 达到了油页岩渣生态化利用的目的。     

低压制备锰酸钾的正交试验研究

在正交试验的基础上,在高压釜内通过加压制备锰酸钾试验研究了反应温度、反应压强、反应时间等因素对二氧化锰转化率的影响。结果表明在反应温度230℃、反应压力0.2～0.4MPa、反应时间120min、碱锰比12∶1、KOH浓度为50%、搅拌速率在700r/min时综合指标较好。原矿样中的二氧化锰基本被转化,转化最高可达94.89%。     

全尾-水淬渣膏体充填配比优化研究

某矿面临着水砂充填不接顶、尾砂和水淬渣堆存问题,拟采用全尾砂-水淬渣膏体充填应对上述问题。分析了全尾砂和水淬渣的物理化学性质,并进行了全尾砂塌落度实验、稠度实验、自然沉降试验和试块单轴强度试验。实验结果表明:尾砂主要为硫化矿全尾砂,平均粒径72μm,-20μm颗粒含量为57.95%,缺少40~450μm的骨料,水淬渣相对较粗,二者缺少中间粒径骨料,导致膏体凝结时间延长和强度降低;推荐的全尾砂-水淬渣充填工业配比为:料浆浓度80%~82%,灰砂比为1∶8左右,尾淬比为80∶20~75∶25。通过工业实验验证,发现推荐工业配比早中期强度偏低,适当提高灰砂比可以达到提高膏体强度、缩短凝结时间的作业要求。     

混合酸脱除石油焦中硫的研究

研究了混合酸溶液脱除石油焦中硫的技术。采用单因子法分析了石油焦粒度、混合酸配比、液固比、反应时间和反应温度对脱硫率的影响, 对混合酸脱除石油焦中硫的反应机理进行了初步探讨。通过正交实验确定了混合酸脱除石油焦中硫的最佳条件。结果表明: 使用混合酸可以有效脱除石油焦中大部分硫, 最佳脱硫条件为: 石油焦粒度0.1 mm, 混合酸配比为1.0, 液固比为30∶1, 反应时间为24 h, 反应温度为60 ℃。在此最佳条件下, 最大脱硫率达到63.5%。     

新疆某镜铁矿石磁化焙烧过程研究

新疆某镜铁矿矿石TFe含量为35.20%,CaO含量为30.64%;铁矿物主要为镜铁矿,脉石矿物主要为方解石和石英。矿石中镜铁矿嵌布粒度微细,属于难选铁矿石。为考察矿石磁化焙烧过程物相转变规律,进行了焙烧温度、焙烧时间和配煤比对其磁化焙烧效果、铁物相转变过程的影响规律试验。结果表明：在配煤比为12%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为75 min条件下还原焙烧后,焙烧产品磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为65.95%、回收率77.70%的指标。焙烧温度对镜铁矿磁化焙烧过程影响显著。焙烧温度低于800 ℃时镜铁矿磁化焙烧转变为Fe₃O₄,焙烧温度为800 ℃时,焙烧产品Fe₃O₄含量最高;焙烧温度高于800 ℃时,部分Fe₃O₄又被还原为FeO,产生过还原现象;焙烧温度为900 ℃时,焙烧产品FeO含量最高;焙烧温度达到1 000 ℃时部分FeO被还原成金属Fe。此过程与磁选结果的变化规律相符。另外,焙烧温度达到900 ℃时,部分Fe₂O₃与CaO反应,生成了2CaO·Fe₂O₃,不能通过弱磁选回收。试验结果为该镜铁矿资源的合理利用提供了技术参考。     

不同碱浸工艺处理氧化锌矿的对比研究

氧化锌矿资源化利用是当前锌冶炼行业重要关注点。通过超声波辅助和常规机械搅拌碱浸处理氧化锌矿对比实验,考查实验因素温度、时间、初始碱浓度、超声波功率/搅拌速率等对锌浸出率的影响。结果表明,超声波辅助浸出效果优于常规浸出,在较优实验参数超声波功率400 W、温度65℃、时间40 min、初始碱浓度4 mol/L、液固比10∶1下重复实验,Zn平均浸出率为91.62%。超声波辅助浸出可大幅缩短反应时间。超声波在浸出提取锌的过程中发挥重要作用。      

刚果（金）某氧化钴矿还原酸浸试验

采用亚硫酸钠为还原剂对来自刚果（金）某钴含量为1.10%的氧化钴矿进行了还原酸浸试验研究，考察了还原剂用量、硫酸用量、浸出温度、液固比等因素对浸出率的影响。结果显示：最优浸出条件为：反应温度70 ℃，液固比1.5，还原剂用量为钴锰完全还原理论用量1.8倍，在此条件下钴的浸出率可达94.86%，锰浸出率97.43%，铁浸出率15.56%，铝浸出率42.53%，浸渣含钴0.059%。对浸出前后的物料进行分析表明，还原酸浸过程充分破坏了金属矿物结构，使有价金属以离子形式进入溶液，实现了有价元素的选择性浸出。     

微细浸染型难处理金矿化学氧化-氰化提金试验研究

对微细浸染型难处理金矿进行了碱性化学预氧化试验研究, 并对影响浸出的几个因素: 矿石粒度、碱用量、反应温度、矿浆浓度、反应时间等进行了试验研究, 在矿样粒度为-0.044 mm占90%, X+NaOH用量为60 kg/t、矿浆浓度为35%、反应温度为70 ℃、反应时间为48 h的优化条件下, 金的浸出率可达到91.2%。     

红土镍矿常压盐酸浸出工艺及其动力学研究

采用盐酸在常压下浸出红土镍矿, 考察了矿石粒度、酸料比、反应温度、反应时间、固液比、氯离子浓度对镍、钴、锰等金属浸出率的影响, 得到了该实验下的优化条件为:矿石粒度为0.125～0.15 mm、酸料比为3∶1、反应温度80 ℃、反应时间1 h、固液比为1∶4、不外加氯化盐。在优化条件下的浸出结果表明, 各金属的浸出率分别为Ni 86.9%、Co 67.8%, Fe 86.5%、Mn 80.1%、Mg 58.5%、Cr 72.6%。对不同反应温度下的镍、铁的浸出率-时间曲线进行拟合, 结果表明该浸出过程不符合广泛采用的收缩核模型, 而用Avrami方程拟合则很好地符合其线性关系。浸出过程中镍、铁的活化能分别为72.125 kJ/mol和88.566 kJ/mol。     

某含铜鲕状赤铁矿选矿试验

四川西部地区某含铜铁矿石中铁主要以鲕状赤铁矿形式存在，铜主要以结合氧化铜形式存在。对该矿石进行了氯化离析-浮选-弱磁选试验，结果表明：将矿石在氯化钠和焦炭用量均为7%、离析温度为950 ℃、离析时间为60 min的条件下进行氯化离析焙烧后，经1粗2精3次浮选，可以得到铜品位为19.64%、铜回收率为82.41%的铜精矿，浮选尾矿经1次弱磁选，可以得到铁品位为65.86%、铁回收率为78.62%的铁精矿。     

赤泥中铁提取冶金试验研究

对某炼铝企业的赤泥进行了物相分析和物化性能研究,并针对该物料特点提出了还原熔炼生铁的工艺。考察了温度、焦比、氧化钙加入量三因素对还原炼铁渣型的影响。在焦比20%、温度1500℃、[C]/[A]为2.0左右的优化条件下,熔炼出的生铁符合炼钢用的生铁国标(GB717-82)。对熔渣进行了碳酸钠法浸出回收铝试验研究,改善了赤泥熔炼生铁的经济性。     

软锰矿悬浮还原焙烧试验研究

对广西新振锰业集团软锰矿的工艺矿物学特性进行了研究, 利用粉状锰矿具有粒度细、比表面积大、化学反应快的特点, 对粉状锰矿进行了悬浮闪速还原焙烧半工业实验研究, 找出了二氧化锰还原转化率最优时的最佳操作参数。结果表明:悬浮闪速还原焙烧反应工艺具有较宽温度、气氛、固气比的操作范围, 系统运行稳定可控。悬浮闪速还原反应炉温度1 050～950 ℃, 反应炉入口气体CO浓度4.5％～7.5％, 反应炉中固气比0.5～0.8 kg/m³的条件下, 1 min内二氧化锰转化率达到了90%以上, 焙烧产品经过磁分离提纯, 可以除去30%以上的铁矿物, 产品锰铁比由3.04提高到4.04。用稀硫酸对还原产品进行浸出试验, 锰浸出率高达85%以上, 远远高出原矿在同样条件下的10%左右的浸出率。