锂云母复合盐焙烧-水浸提取锂铷铯

采用复合盐焙烧-水浸工艺从锂云母中提取锂、铷、铯,研究了焙烧工艺参数及浸出工艺参数对锂、铷、铯浸出率的影响。结果表明,锂云母精矿焙烧时,复合盐焙烧效果优于单一盐添加剂,CaCl₂+Na₂CO₃组合添加剂具有焙烧时氯气排放少、焙烧矿浸出效果好等优点。从锂云母中回收锂、铷、铯,较佳的焙烧-浸出工艺条件为: CaCl₂+Na₂CO₃组合为焙烧添加剂,锂云母精矿∶CaCl₂∶Na₂CO₃(质量比)=1∶0.5∶0.2,锂云母精矿焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h,对焙烧矿进行室温水浸,浸出时间1 h、液固比2∶1,此时锂、铷、铯浸出率分别为86.64%、92.58%、85.37%。含锂浸出液经2次调节pH值净化除钙,升温至95 ℃后加入饱和Na₂CO₃溶液,结晶得到碳酸锂,样品纯度为99.08％,产品纯度及杂质含量达到一级碳酸锂标准。沉锂母液采用溶剂萃取法分离铷、铯,铯萃取率达到99%以上,铷洗脱率达到96%左右。     

从失活的Mo-Ni/AI_2O_3催化剂中提取钼的研究

用Na2 O2 焙烧失活的Mo Ni/Al2 O3 催化剂 ,再用热水浸取钼。研究了焙烧温度、焙烧时间、失活催化剂平均粒径、浸出温度与时间对钼浸取率的影响。实验结果表明 :当废催化剂平均粒径为 0 .15mm ,焙烧温度为6 5 0℃ ,焙烧时间为 5h、m(Na2 O2 ) :m(失活催化剂 ) =0 .14 ,水浸温度为 70℃时 ,钼浸取率可达 90 %以上     

高碳镍钼矿的浸出试验研究

采用焙烧原矿-碳酸钠浸出焙砂-硝酸浸出碱浸渣工艺对某高碳镍钼矿进行了钼、镍浸出研究, 并确定了各阶段的主要工艺参数, 原矿在550 ℃下焙烧4 h后, 进行碱浸出, 碱性浸出剂Na₂CO₃用量为8%、液固比为3∶1、40 ℃下浸出2 h后, 再对碱浸渣进行酸浸, 酸性浸出剂HNO₃浓度为35%, 液固比为3∶1, 70 ℃下浸出2 h, Mo的总浸出率达到92.72%, Ni的浸出率达到97.18%。     

钙化焙烧-酸浸工艺提取钼精矿中铼的研究

利用热力学计算软件Factsage7.0对Ca-Mo-Re-S-O体系进行了热力学分析, 结果表明, 钙化焙烧的适宜温度区间为600~625 ℃, 此时有利于减缓Re₂O₇的挥发, 生成易溶于稀硫酸的钼酸钙, 从而提高钼和铼的综合回收率。针对钼品位39.27%、铼品位340 g/t的含铼低品位钼精矿, 采用钙化焙烧-酸浸法, 研究了CaO、Ca(OH)₂、CaCO₃等钙添加剂对铼综合回收率和固硫率的影响, 结果表明, 钙添加剂Ca(OH)₂的硫保留率和铼综合回收率在三者中最优; 焙烧温度625 ℃, Ca(OH)₂与钼精矿质量比为1∶1时指标较优, 铼综合回收率可达79.51%, 固硫率达91.49%。     

废SCR脱硝催化剂碳酸钠焙烧-浸出行为及其热力学计算

采用碳酸钠熔盐法处理废SCR脱硝催化剂, 回收其中有价金属钒、钨, 在热力学计算基础上, 研究了焙烧温度、碳酸钠加入量、焙烧时间等工艺条件对熔盐反应效果的影响。结果表明, 当焙烧温度1 000 ℃、碳酸钠与废催化剂质量比1.2∶1、焙烧时间60 min时, 催化剂中钒、钨、钛的氧化物分别转变为Na₃VO₄、Na₂WO₄、Na₁₆Ti₁₀O₂₈和少量的Na₂TiO₃, 此时钒和钨的浸出回收率分别达到99.70%和99.48%。     

高磷铁矿球团气化脱磷影响因素研究

通过XRD衍射仪分析了高磷铁矿中磷的赋存状态,并结合FactSage 7.2热力学分析结果,采用配料造球、球团焙烧等手段,探究了不同配碳量、温度和焦粉粒度对高磷铁矿球团气化脱磷的影响规律。结果表明: 高磷铁矿中磷的存在形式为Ca₅(PO₄)₃F,加入0.8% SiO₂和1.6% CaCl₂作为混合脱磷剂,在焙烧温度1250 ℃、配碳量8%、焦粉粒度0.074~0.15 mm时,气化脱磷率达24.1%。     

从HDS废催化剂中提取钒和钼的研究

用加碱焙烧—水浸取法从加氢脱硫 (HDS)废催化剂中提取钒和钼。实验结果表明 :当废催化剂平均粒径小于 0 .0 6 0 80 mm,原料摩尔比为 Na2 CO3 / (V+ Mo) =2 .0 ,在温度 112 3K下焙烧2 4 0 min,钒和钼的焙烧浸取收率都可达 90 %以上     

利用磷尾矿催化合成碳酸丙烯酯

以固体废弃物磷尾矿为原料,通过高温焙烧法制备尿素醇解合成碳酸丙烯酯反应催化剂。采用TGA、XRD和BET对催化剂进行了表征及性能研究。研究表明:经焙烧后磷尾矿转变为由Ca（OH）₂、MgO和Ca₁₀（PO₄）₆F₂构成的碱性催化剂,其表面的碱性活性中心使催化剂的活性较磷尾矿有大幅的提高。在催化剂的用量极低（0.034%,基于原料质量计算）、反应温度170℃、反应时间2 h、n（1,2-丙二醇）/n（尿素）=4的条件下,碳酸丙烯酯的收率和选择性分别达到81.8%和95.6%。催化剂经多次重复使用活性稍有降低后趋于稳定。      

氯化焙烧粉煤灰脱除Pb、Cd的机理及其应用

这是一篇冶金工程领域的论文。采用氯化钙作为氯化剂，对粉煤灰中重金属进行了脱除实验。考查了焙烧温度、焙烧时间和CaCl₂添加量对重金属去除率的影响。将实验结果与热力学计算结果相结合，阐明了粉煤灰氯化焙烧脱除重金属的机理，并对焙烧过程的动力学模型进行了讨论。此外，以粉煤灰为原料制备土壤调理剂，通过盆栽实验研究其肥效。研究发现，添加16%氯化钙和高温锻烧40 min后，混合物中Pb和Cd的含量分别下降了89.26%和76.88%，而余量仅为10.22 g/t和0.54 g/t。粉煤灰中含有的石英、莫来石、氧化铝、氧化钠等组分促进CaCl₂的分解。PbO和CdO不直接与CaCl₂反应，而是主要与CaCl₂分解生成的HCl反应生成挥发性氯化物。动力学结果表明，Pb和Cd的氯化挥分行为受界面化学反应控制，Pb氯化挥发的表观活化能为84.54 kJ/mol,Cd氯化挥发的表观活化能为44.96 kJ/mol。盆栽实验表明，制备的土壤调理剂能改善土壤环境，促进香葱对营养物质的吸收，改善香葱品质，添加CaCl     

赤铁矿反浮选体系中 CaCl2 与石英吸附作用机理研究

为进一步完善石英和赤铁矿浮选作用机理,探讨了活化剂 CaCl₂ 在石英和赤铁矿表面吸附特性的差异。 通过研究纯矿物吸附特性试验,采用原子力显微镜( AFM)、傅里叶红外光谱( FTIR)和 Zeta 电位检测进行分析和表 征,阐释了 CaCl₂ 在石英和赤铁矿表面的吸附作用机理。 试验结果表明:CaCl₂ 与石英和赤铁矿均在 pH 值为 11 ~ 12 时吸附作用较强;当 CaCl₂ 浓度超过 3. 0 g / L 时,石英和赤铁矿表面的吸附量差异逐渐增大;CaCl₂ 与淀粉抑制剂在矿 物表面发生了竞争吸附,在赤铁矿表面的活化吸附作用弱于抑制吸附作用;CaCl₂ 在石英表面的吸附作用符合单分子 层的物理吸附模型,且主要表现为静电吸附,CaCl₂ 可提高石英在矿浆中的分散度,有利于石英在活化过程中暴露出 更多的吸附活性位点,易于被捕收富集。     

碱性加压浸出三次氨浸渣中钼的实验研究

采用加压碱浸的方法浸出钼焙砂三次氨浸渣中的钼, 研究了浸出剂、温度、时间、催化剂等对钼浸出率的影响, 得出钼浸出最优条件为:Na₂CO₃加入量为30%, 液固比为3, 催化剂A加入量为6%, 温度为180 ℃, 浸出时间为1 h, 此条件下钼浸出率可达98％; 进行了4次连续循环浸出试验, 钼浸出率均在98%以上。     

基于田口方法的分银渣浸铅工艺优化研究

采用氯盐浸出-提纯-结晶-制备黄丹工艺处理分银渣,基于田口方法确定氯盐浸出铅的优化条件,得到工艺参数中影响铅浸出率的主次顺序为: NaCl用量>液固比>温度>CaCl₂用量/理论量。NaCl用量对铅浸出率的贡献率最大,贡献率达到61.82%,是分银渣浸铅过程最重要的工艺参数; 液固比为较重要因素,贡献率为31.27%; 温度和CaCl₂用量/理论量对铅浸出率的贡献率分别为4.95%和1.96%。从分银渣中浸出铅的最优条件为: NaCl用量350 g/L、CaCl₂用量/理论量0.5、温度90 ℃、液固比10∶1,在优化条件下进行3次验证性实验,铅浸出率分别为94.89%、94.75%和95.11%,数值分布稳定,浸出率较高。采用该工艺制备的黄丹纯度为99.12%,产品达到GB 3677-83二级品质量标准。     

从冶锌酸浸渣中回收铅、锌的工艺研究

采用高酸氯盐浸出-分离-纯化工艺回收保靖某厂冶锌酸浸渣中的铅、锌并制备PbCl₂、ZnO, 条件试验研究得出最佳条件如下: 第一段浸出中氯化钙用量为渣量的1/5、液固比6∶1、盐酸浓度2 mol/L、反应温度90 ℃、反应时间1 h, 并在此条件下, 上清液返回原渣中回浸一次后, 补加1/10渣量的氯化钙和1/60溶液体积的浓盐酸作为浸出液循环使用; 第二段采用氯化钠溶液纯化PbCl2; 第三段采用分段中和法分离铁锌, 并加入碳酸钠处理废水。原料扩大10倍验证工艺流程试验, 所得产品氯化铅和氧化锌的纯度分别为99.5%和87.6%, 其中氯化铅产品纯度达到了试剂化学纯的要求, 铅和锌的总收率分别为63.7%和72.5%。     

Na2CO3-CaO协同浸出钨冶炼除磷渣中钼和钨

采用Na₂CO₃-CaO协同浸出除磷渣中钼和钨,考察了Na₂CO₃用量、CaO用量、浸出温度、浸出时间、液固比、搅拌速度对Mo、WO₃、P浸出率的影响。结果表明,采用Na₂CO₃-CaO协同浸出,Mo和WO₃浸出率得到显著提高,同时抑制了P的浸出。协同浸出优化条件为:Na₂CO₃用量为理论用量的4倍、CaO用量为理论用量的4.5倍、浸出温度190 ℃、浸出时间2.5 h、液固比3/1、搅拌速度80 r/min,此条件下Mo、WO₃、P浸出率分别为98.59%、98.26%、0.43%,浸出渣中Mo、WO₃、P含量分别为0.11%、0.16%、10.58%。CaO的引入,提高了浸出环境碱度、抑制了CO₃^2-水解,提高了Mo和WO₃浸出率,同时与P形成稳定的Ca₃(PO₄)₂,抑制P的浸出。     

改性A-TiO2紫外光催化降解碱性品红

以TiOSO₄为原料, 用水热法制备了掺铁TiO₂晶体粉末, 用XRD测定了样品的晶型, 研究了以自制的催化剂对碱性品红溶液的光催化降解行为。实验结果表明: 自制的掺铁TiO₂为锐钛矿型TiO₂(即A-TiO₂); 光催化降解碱性品红溶液的优化条件是: 2 mg/L的碱性品红溶液、掺铁量5%(摩尔分数)、A-TiO₂粉末加入量1.2 g/L, 室温搅拌下紫外(λ=365 nm)光照降解反应3 h, 此条件下碱性品红溶液降解率达到88.59%。     

某含石膏硫化钼尾矿中氧化钼钨的混合浮选试验

某优先浮硫化钼的尾矿Mo、WO₃品位分别为0.093%和0.12%,-0.074 mm占68.30%,钼钨主要以氧化矿物形式存在,单体解离度达85%,矿石中石膏释放的大量Ca²⁺和大量矿泥严重影响了氧化钼钨的回收。为高效回收这些氧化钼钨矿物,对现场优先浮硫化钼后的产品进行了选矿试验。结果表明,以硝酸铅为活化剂、苯甲羟肟酸为螯合捕收剂,采用1粗1预精2扫常温钼钨混合浮选,常温混合浮选精矿浓缩至浓度为55%,再在90 ℃恒温解吸45 min,然后采用1粗2精1扫加温精选,中矿顺序返回闭路流程处理该试样,最终取得了Mo、WO₃品位分别为15.98%、25.54%、回收率分别为51.54%、63.85%的钼钨混合精矿。     

石煤钒矿全湿法提钒技术中沉钒工艺研究

以钒反萃取液(主要成分五氧化二钒浓度99.30 g/L, 铁浓度3.15 g/L)为原料, 研究了钒反萃取液酸度、沉钒pH值、溶液电位等条件对沉钒率和产品五氧化二钒质量的影响。试验结果表明: 针对含铁较高的上述钒反萃取液, 为了获取优质五氧化二钒产品, 沉钒分二段进行。第一段沉钒是先用硫酸调整钒反萃液酸度为1.5 mol/L, 60 ℃水浴下加氯酸钠, 控制溶液电位为1 000 mV, 用15%的氨水调pH值在0.5以内, 90 ℃下搅拌1 h, 该段沉钒率为85%, 其产品五氧化二钒含量达99%以上, 铁含量在0.3%以下。第二段沉钒是将上述滤液接着用氨水调pH值至2.0并于90 ℃下搅拌1 h, 两段总沉钒率达99%, 第二段沉钒产品铁含量达1.5%, 需后处理, 经30%氢氧化钠溶液除铁后再次沉钒, 其产品五氧化二钒含量达99%以上, 铁含量在0.1%以下。     

基于硫酸铵+硫酸混合助剂的石煤焙烧─酸浸提钒

为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。