采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。     

高硅铝土矿悬浮态焙烧矿碱浸脱硅试验

采用悬浮态焙烧装置焙烧高硅铝土矿,对焙烧矿进行常压碱浸预脱硅实验,探讨了碱浸条件各单因素对悬浮态焙烧矿碱浸预脱硅效果的影响,并通过正交实验确定了各因素在碱浸过程中的影响作用,得到优化的碱浸脱硅条件。实验结果表明:悬浮态焙烧-碱浸脱硅对高硅铝土矿铝硅比(A/S)的提高非常显著,悬浮态焙烧矿在常压、低温、低碱条件下实现较高的脱硅率和较低的氧化铝损失率,碱液浓度、碱浸温度以及液固比是影响脱硅率的主要因素;对于Al_2O_3占63.45%、A/S为4.50的悬浮态焙烧矿,在碱浸温度100℃、碱浸时间120min、碱液浓度ρ(Na_2O_k)=125g/L、液固比L/S=10和搅拌速度为15r/min的碱浸条件下,脱硅率达到64.95%,氧化铝的损失率2.2%,脱硅精矿A/S达到13,对氧化铝工业的高效生产具有较大的促进意义。     

以硫化钙为还原剂还原-酸浸提取低品位氧化锰矿中的锰元素（英文）

以CaSO4制备得到的CaS为还原剂,研究氧化锰矿的还原-酸浸过程,考察硫化钙与矿石的质量比、还原温度、还原时间、液固比、搅拌速率、浸出温度、浸出时间和H2SO4浓度对氧化锰矿中锰及铁浸出率的影响。结果表明:优化的还原工艺条件为硫化钙与矿石质量比1:6.7、液固比5:1、搅拌速率300 r/min、还原温度95°C、还原时间2.0 h;酸浸工艺条件为搅拌速率200 r/min、H2SO4浓度1.5 mol/L、浸出温度80°C、浸出时间5 min。在此优化条件下,锰的浸出率达到96.47%,而铁的浸出率仅为19.24%。该工艺可以应用于不同类型氧化锰矿中锰的提取,且锰的浸出率均高于95%。     

粉煤灰提铝渣碱浸提硅动力学(英文)

对粉煤灰提铝渣碱浸提硅过程的动力学进行研究。实验考察碱浸温度、碱硅比(NaOH与SiO_2质量比)及搅拌速度对二氧化硅浸出率的影响。实验结果表明,升高碱浸温度、加大碱硅比及加强搅拌速度对浸出过程有利,在最优条件下,二氧化硅浸出率为95.66%。该浸出过程分为两个阶段,在第一阶段二氧化硅的浸出速率快,在第二阶段二氧化硅的浸出速率慢,两阶段均符合收缩核模型且受不生成固体产物层的外扩散控制。碱浸提硅过程第一阶段和第二阶段的反应活化能分别为8.492 kJ/mol和8.668 kJ/mol,分别求得这两个阶段的动力学方程。     

复杂高硅钴白合金碱焙烧脱硅预处理

针对高硅钴白合金结构复杂、难以直接硫酸浸出问题,开展碱焙烧脱硅预处理研究以破坏稳定致密的硅铁合金结构。结果表明:经碱焙烧预处理后,钴白合金形貌发生明显改变。碱焙烧条件如下:温度600℃,NaOH用量为硅、铁反应所需理论量0.64倍。在上述条件下焙烧2 h后,所得渣经水洗,硅的脱除率达到66.57%;再经常压硫酸浸出,钴、铁浸出率均高达99%以上,而铜则完全保留在浸出渣中,实现了钴和铜分离,渣中的铜经第二段氧化浸出得以回收。进一步基于工艺矿物学分析,对碱焙烧脱硅预处理后钴白合金的常压浸出行为进行解析。     

碱法对粉煤灰的预脱硅处理

在NaOH溶液中,常压下采用加热、搅拌的溶出方式,对某电厂粉煤灰进行预脱硅处理。通过分光光度法和EDTA置换滴定法分别测出溶渣中SiO2和Al2O3的量,计算得出渣中的铝硅比。考察液固比、溶出温度、溶出时间、碱浓度等因素对粉煤灰溶出后渣中铝硅比的影响。结果表明,在液固比为30∶1、温度90℃、溶出时间2h、30%碱浓度(质量分数)条件下,粉煤灰的脱硅率可达58%以上,预脱硅后渣中铝硅比由0.97提高到2.71。     

低温碱浸高钛渣脱硅去除钛合金中的Ti5Si3相(英文)

利用低温碱溶液及熔体浸出对两种不同的高钛渣进行脱硅，研究温度、时间及氢氧化钠溶液浓度对脱硅率的影响。熔体除硅可导致高钛渣中的钛损失。用4 mol/L的氢氧化钠溶液浸出高钛渣，在温度为80°C、搅拌速率为600 r/min及保温时间为300 min的条件下，国内高钛渣中硅含量由0.96%(质量分数)降低至0.29%(质量分数)，脱硅率为69.8%。在相同条件下，进口的高钛渣中硅含量由1.11%(质量分数)降低至0.12%(质量分数)，脱硅率为89.2%。对采用镁还原高钛渣得到的合金粉末进行烧结，制备钛合金，并对合金进行表征。结果表明，钛合金中的Ti₅Si₃相已成功去除，此外，对两种高钛渣原料进行对比分析，并利用热力学软件对脱硅原理进行分析。     

再生铝过程铝灰渣提取冶金级氧化铝研究

本文以再生铝冶炼过程产生的二次铝灰渣为原料,经加碱焙烧、水解浸出、液固分离等工艺,综合回收利用铝灰渣。通过单因素试验考察了碱量、焙烧温度、焙烧时间、液固比、浸出温度等因素对铝灰渣中铝浸出率的影响。结果表明,铝灰渣与碳酸钠质量比为1∶1.4,焙烧温度1000℃,焙烧时间2 h,焙烧熟料在液固比为4∶1,浸出温度60℃,浸出时间60 min条件下,铝灰渣中铝的浸出率达到85.54%,加碱焙烧后铝灰渣产出的浸出渣为第Ⅱ类一般固体废弃物,实现了铝灰渣的资源化和无害化利用。     

一水硬铝石型铝土矿焙烧碱浸脱硅新工艺(Ⅰ)

针对中、低铝硅比的一水硬铝石—高岭石型铝土矿 ,以山西铝土矿作原料 ,在回转窑上进行了焙烧脱硅工艺研究 ,结果表明 :采用回转窑焙烧铝土矿是可行的 ,其焙烧工艺条件为 :矿石粒度 0～ 2 0mm ,焙烧温度10 5 0～ 110 0℃ ,焙烧时间 15～ 2 0min。在碱浸溶出脱硅条件下焙烧矿的脱硅率达 5 5 .6 1% ,精矿铝硅比为 9.92。X射线衍射分析表明 :焙烧过程中高岭石发生热分解产生的非晶态SiO2 ,在碱浸溶出脱硅过程中溶于NaOH脱除。高压溶出试验表明 :脱硅铝精矿中Al2 O3 的溶出率比原矿要高。     

高砷烟尘NaOH-Na_2S碱浸过程的金属元素浸出行为（英文）

采用NaO H-Na_2S碱浸方法实现了高砷烟尘中砷的选择性浸出。在砷浸出过程中,探讨了碱料比、硫化钠用量、浸出温度、浸出时间和液固比对各金属元素浸出率的影响。结果表明:在碱料质量比为0.5,硫化钠用量为0.25 g/g,浸出温度为90°C,浸出时间为2 h,液固比为5:1的优化条件下实现了砷与其他金属的有效分离。在优化条件下,砷、锑、铅、锡和锌的平均浸出率为92.75%,11.68%,0.31%,29.75%和36.85%。NaOH-Na_2S碱性浸出过程提供了一种从含砷烟尘中脱除砷的简单有效的方法,同时产生具有利用价值的铅渣。     

从粉煤灰提取铝铁新工艺研究

以粉煤灰为原料,探讨了粉煤灰中铝铁的提取工艺,通过正交实验及验证实验得出了焙烧活化和酸浸的最佳工艺条件。实验结果表明,最佳焙烧活化条件为:焙烧时间1h、粉煤灰∶KF(质量比)为20∶4、焙烧温度为800℃;酸浸条件为:浸出温度为100℃、浸出时间为2h、浸出酸浓度6mol/L、液固比为4∶1,粉煤灰铝铁浸出率可达到96.92%。表明该工艺从粉煤灰提取铝铁具有较好的效果。     

从碱焙烧硼精矿脱硼硅渣中硫酸铵浸出镁的研究

以碱焙烧硼精矿脱硼硅渣为原料,研究用硫酸铵溶液从脱硼硅渣浸出镁的过程中反应温度、反应时间、原料配比和液固比对镁浸出率的影响。确定最佳工艺条件为:硫酸铵与脱硼硅渣中镁的摩尔比2.4∶1、反应时间90min、反应温度100℃、液固比为16∶1。在该条件下,浸出率为72.02%。为了提高镁的浸出率,对浸出过程采用逆流操作,使镁浸出率达到85%左右。     

钒钛渣碱浸脱硅

研究一种选择性脱除钒钛渣中二氧化硅的工艺。利用XRD、SEM和EDS对钒钛渣和碱浸出后的样品进行表征。结果表明：钒钛渣的主要组分是黑钛石、辉石和金属铁。黑钛石为板状和颗粒状,分布于辉石中;金属铁为球型,呈蠕虫状被包裹于辉石和黑钛石中,边缘被氧化;硅主要分布在辉石中;钛和钒主要分布在黑钛石中。对搅拌速度、浸出温度、浸出时间、NaOH浓度和液固比对浸出的影响进行研究。结果表明：浸出温度和液固比对Si02的浸出率有较大的影响,在最佳实验条件下,Si、A1、Mn和v的浸出率分别为88．2％、66．3％、27．3％和1．2％。钒钛渣碱浸脱硅动力学过程受化学反应控制,其表观活化能为46．3kJ／mol。     

梯级碱溶分步提取废弃电路板中有价金属

根据带元器件废弃电路板多金属料成分特点,采用梯级碱溶处理工艺,实现多金属料中有价金属选择性分离。该工艺由低碱浸出和高碱氧化浸出两级组成。第一段主要实现Al的选择性分离,最佳工艺条件:NaOH溶液浓度1.25 mol/L,与多金属料液固比为10:1,浸出温度30℃,浸出时间30 min;第二段主要实现Zn、Pb、Sn与Cu的选择性分离,最佳工艺条件:初始NaOH溶液浓度5mol/L,体系溶液(80%的碱溶液+20%的H_2O_2溶液)与低碱浸出渣液固比10:1,H2O2溶液滴加速度0.4 m L/min,浸出温度50℃,浸出时间60 min。在此优化工艺条件下,金属的浸出率依次为Al 91.25%,Zn 83.65%,Pb 79.26%,Sn 98.24%;此外,98%以上的Cu和100%的贵金属在高碱浸出渣中富集。     

微波碱溶法对粉煤灰中镓浸出效果的影响研究

采用微波碱溶法浸取焙烧处理的粉煤灰,研究了烧结温度、烧结时间、添加剂比例、微波反应温度、钙硅比、碱液浓度、液固比、微波反应时间等因素对镓溶出效果的影响。综合镓的溶出率以及反应成本等因素,确立了浸取镓的优化条件。试验结果表明:微波碱溶的最优条件应为烧结温度850℃、烧结时间2h、添加剂比例1∶1、反应温度为90℃、钙硅比为1∶1、碱液浓度为200 g/L、液固比为14∶1、反应时间为40 min。在优化条件下,粉煤灰中镓的浸出率可达82.28%。     

盐酸浸出-硫酸化焙烧和水浸出从镍钼矿中提取钼和镍（英文）

为了从焙烧的镍钼矿中提取钼和镍,研究了盐酸浸出-硫酸化焙烧和水浸出处理焙烧后镍钼矿的过程。实验结果表明,焙烧的镍钼矿经过盐酸浸出-硫酸化焙烧然后水浸出后能够获得高的钼和镍浸出率。氧化焙烧的镍钼矿添加0.219 m L/g盐酸(12 mol/L)在液固比为3 m L/g的条件下于65°C浸出30 min;浸出渣添加51.9%浓硫酸在240°C下焙烧1 h;焙砂物料采用已经获得的第一段盐酸浸出液在95°C浸出2 h,钼和镍的总浸出率分别达到95.8%和91.3%。     

尼日利亚钛铁矿的矿物学特征和浸出行为

研究尼日利亚钛铁矿矿物学特征和经机械活化和碱性焙烧处理后的浸出行为。研究了 NaOH/矿石比、H2SO4浓度、浸出和焙烧温度对钛回收率的影响。结果表明,机械活化对钛铁矿石的浸出有明显的增强作用。钛铁矿经机械活化后,加入60%NaOH在850°C下焙烧,在温度为90°C,经60%H2SO4浸出4 h下的浸出率为72%。对焙烧矿、水处理后残渣和酸浸滤渣的XRD物相分析证实了反应机理和实验结果。     

酸热法处理低品位铝土矿制取氟化铝的研究

采用酸热法处理低品位铝土矿,经过盐酸浸取除铁、加氟化铵焙烧脱硅、氢氟酸超声强化脱硅和浓硫酸精化除钛等步骤制取高纯度氟化铝,优化工艺条件∶控制加入浓盐酸液固比为1∶1,酸浸温度为60℃,酸浸时间为30min;控制氟化铵加入量为反应比的1.4倍,焙烧温度为500℃,焙烧时间为2h;控制加入氢氟酸液固比为3∶1,强化温度为60℃,强化时间为1h;控制加入浓硫酸液固比为3∶1,精化温度为90℃,精化时间为40min。在此条件下,铝的利用率达到90%以上,制得的氟化铝产品的纯度达到97.2%,满足相关化工产品的标准。     

煤系硫铁矿浮选尾矿热化学活化脱硅制备铝精矿

提出热活化脱硅技术处理某煤系硫铁矿浮选尾矿制备铝精矿,对制备氧化铝精矿的工艺制度及脱硅机理进行研究。结果表明:该尾矿适宜的热化学活化脱硅制度为活化焙烧温度1 150℃、焙烧时间15～20 min、碱浸溶硅温度125～140℃、溶出时间30 min、NaOH浓度140 g/L。在此条件下,对Al2O3和SiO2含量分别为46.22%和28.33%(质量分数)的硫铁矿浮选尾矿,焙砂SiO2溶出率达到71.91%,所得铝精矿中Al2O3含量达69.29%,铝硅比5.59。XRD结果表明:硫铁矿尾矿中伊利蒙脱石、高岭石和叶腊石等铝硅酸矿物在焙烧过程中活化分解生成无定形SiO2和少量莫来石,与此同时,一水硬铝石转变成α-Al2O3。在焙砂的碱浸过程中,无定形SiO2溶解于NaOH溶液被脱除,而α-Al2O3和莫来石不能溶解,同时生成的水合铝硅酸钠(Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2)将导致SiO2溶出率降低。焙烧过程中尾矿中的黄铁矿转化为赤铁矿、锐钛矿部分转化成金红石,在碱浸过程中它们均不会溶解而进入铝精矿中。     

石煤提钒低温硫酸化焙烧矿物分解工艺

针对石煤提钒常压硫酸浸出能耗高、作业周期长的缺陷,提出石煤低温硫酸化焙烧矿物分解新工艺.以贵州凯里石煤为原料,对石煤低温硫酸化焙烧的时间、焙烧温度、硫酸加入量以及焙砂水浸工艺参数进行研究.结果表明:先对石煤进行低温硫酸化焙烧处理,再将焙砂按液固比1.2 mL/g加水于100 ℃下搅拌浸出2 h,钒的浸出率可达78.2%;而在相同酸矿比和固液比的条件下,采用常压直接酸浸石煤时,在100 ℃下搅拌浸出48 h后,钒的浸出率只有67.8%.石煤通过低温硫酸化焙烧可有效强化矿物分解过程,缩短提钒作业周期,提高酸的利用率及钒的浸出率.