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拜尔法生产氧化铝是一水硬铝石型铝土矿提取铝行之有效的方法,通过对广西4个不同地区的铝矿石进行拜尔法的溶出处理试验研究判断其可行性。试验结果表明:拜尔法处理这4个不同性质特征铝矿石生产氧化铝的适用性较强,溶出温度为260~280℃、溶出时间为45~60 min、配料分子比为1.40~1.45、石灰加入量为4%~9%、循环苛性碱浓度为240~280 g/L,在此条件范围内这4个铝土矿石的相对溶出率都达到95%以上,添加聚丙烯酰胺絮凝剂有助于提高溶出赤泥的沉降性能。 相似文献
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本文提出了稳态数学模型以描述一水硬铝石型铝土矿的溶出反应。该模型反映了一水硬铝石铝土矿溶出过程的主要特征,并以动力学稳态原理为基础。其积分数学式表述如下:式中 p——一水硬铝石比重; M——一水硬铝石分子量; V——溶液体积; K_E——一水硬铝石溶解平衡常数; k——速度常数; r_0——铝土矿中一水硬铝石的形貌特征参数; W_0——一水硬铝石初始重量; η——铝土矿溶出率; C_(NO)、C_(AO)——分别为氢氧根及铝酸根的初始摩尔浓度。 该模型用以测定平果铝土矿溶出表观活化能E。在224~241℃,E=83.5kJ/mol,溶出过程为表面化学反应控制。温度达241~268℃,E的测定值为41.7kJ/mol,此时溶出为表面化学反应和离子扩散联合控制。 表面正、逆向化学反应的离子反应级数均为一级。 相似文献
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模拟拜耳法铝土矿溶出及赤泥磁选工艺,研究了广西地区典型的堆积型和沉积型铝土矿中铝矿物的溶出性能及赤泥中铁矿物的分选性能。结果表明: 堆积型铝土矿中各元素分布呈现各自集中、相对分散的特点,铝矿物主要为一水硬铝石,铝相对溶出率达93.58%,赤泥中的铁矿物主要为赤铁矿,铁精粉全铁含量为55.71%。沉积型铝土矿分化程度较低,各元素之间嵌布紧密,矿石中的铝矿物主要是一水硬铝石和绿泥石物,铝相对溶出率为87.73%,赤泥中的铁矿物主要是绿泥石,铁精粉全铁含量仅为31.63%。 相似文献
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针对广西某地高硫高铁一水硬铝石型铝土矿的矿石特性,采用浮选脱硫-拜耳法溶出工艺流程,对其进行反浮选除硫再进行拜耳法溶出试验。结果表明,该高硫高铁铝土矿可通过浮选方法脱硫,脱硫尾矿进行拜耳法溶出可以得到较佳的溶出效果。其较佳的溶出条件为溶出温度260℃、溶出时间45 min、配料分子比1.4、石灰加入量10%、循环母液苛性碱浓度260 g/L,在此条件下氧化铝的相对溶出率达到99.40%。 相似文献
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铝土矿焙烧-碱浸脱硅新工艺 总被引:3,自引:0,他引:3
针对中、低铝硅比的一水硬铝石-高岭石型铝土矿,进行了回转窑焙烧和常压碱浸脱硅试验研究,结果表明:该工艺是可行的,其焙烧工艺条件为:焙烧温度1050-1100℃,焙烧时间15-20min;常压碱浸脱硅工艺条件为:Na2Ok浓度为100-150g/L,液固比4-5的条件下,溶出温度为90℃左右,溶出时间为2h。此时脱硅率达55.20%,精矿铝硅比(A/S)为9.9,与加压溶出条件下取得的脱硅效果相当。而采用两段溶出脱硅能够提高焙烧矿的脱硅率,显缩短溶出时间:当第一、二段溶出时间均为30min时,焙烧矿的脱硅率可达59.65%。高压拜耳法溶出试验表明:经过焙烧脱硅得到的铝精矿的脱硅率比原矿高。 相似文献
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高浓介质法强化处理一水硬铝石型铝土矿 总被引:4,自引:0,他引:4
采用高浓度碱性介质强化浸出一水硬铝石型铝土矿,研究反应温度、矿粉粒度、添加剂等因素对氧化铝溶出率的影响。高浓碱性介质中Al2O3溶出率较传统拜耳法提高约10%,在280℃,NaOH:ore=4:1,反应时间90min,矿粉粒度-76μm,CaO添加量8%的条件下,Al2O3的溶出率最高,达到98.7%。高浓介质法所得赤泥中Na2O含量仅为拜耳法赤泥的约1/4,碱耗低,污染少。 相似文献
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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。 相似文献
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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%。 相似文献
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昆明冶金研究院研发了一种新型、高效的铝土矿正浮选捕收剂G7,为检验其在提高精矿指标、耐低温、易消泡脱水方面的优越性能,以云南某一水硬铝石型铝土矿为研究对象进行了选矿试验。结果表明,Al2O3和SiO2含量分别为67.51%和12.64%、铝硅比为5.34的铝土矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆温度为3 ℃和20 ℃的情况下,采用2粗2精1扫、中矿顺序返回流程处理,分别可获得Al2O3品位和回收率为75.51%和89.13%,铝硅比为15.63的优质精矿和Al2O3品位和回收率为76.25%和90.28%、铝硅比为16.68的优质精矿。精矿指标分析和浮选过程观察表明,G7是一种性能优良、稳定、高效且适应性强的铝土矿浮选捕收剂。 相似文献
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以陕西某V2O5品位2.36%的含钒云母为原料,开展了悬浮氧化焙烧-硫酸浸出提钒工艺研究,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧气量以及氧气浓度对V2O5浸出率的影响,采用X射线衍射、热重分析、傅里叶变换红外光谱等检测手段对焙烧前后含钒云母的结构进行了分析。研究表明,适宜的悬浮氧化焙烧工艺为:焙烧温度950 ℃、焙烧时间4 h、O2浓度35%、总气量600 mL/min,焙烧产物在硫酸用量(质量分数)20%、液固比6∶1、浸出时间3 h、浸出温度90 ℃条件下进行酸浸,V2O5浸出率可达73.34%,实现了含钒云母破晶提钒的目标。 相似文献
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攀枝花钒铁精矿钠化焙烧提钒新工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
研究了焙烧温度、焙烧时间、钠化剂种类、配比等对攀枝花钒铁精矿焙烧的影响, 得出了焙烧阶段最佳条件为焙烧温度为1 300 ℃、焙烧时间为120 min、Na2CO3含量为6%。试验结果表明, 钒铁精矿采用钠化焙烧水浸提钒工艺, 比火法提钒的回收率高,钒的转浸率能达到86.91%。 相似文献
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云南某铝土矿反浮选脱硅试验 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某铝土矿石为一水硬铝石型高硅高铝低铝硅比矿石,研究了矿石反浮选提铝降硅工艺技术条件。研究结果表明:在磨矿产品细度为-0.074 mm占85%,pH=5.5,组合捕收剂GE-601+E3总用量为150 g/t(质量比为21),抑制剂OP用量为600 g/t情况下,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验流程处理该矿石,室温和8 ℃下反浮选精矿Al2O3品位分别为67.65%和67.52%,回收率分别为82.04%和81.77%,铝硅比分别为10.72和10.58,组合捕收剂室温和低温脱硅浮选效果均良好。 相似文献
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这是一篇冶金工程领域的论文。以稀土抛光粉废料为原料,通过正交实验设计,首先进行废料与硫酸铵和硫酸氢铵混合物的焙烧实验,使稀土氧化物转化为硫酸盐。实验考查3个因素,每个因素取3个水平,选用正交表L9(34),安排了9个实验,统计分析实验结果:焙烧温度取480 ℃,焙烧时间取3 h,质量比取1.8∶1。然后在酸浸液中加入0.2%的硫脲作还原剂,研究用稀硫酸从焙烧固相中浸出稀土的工艺条件。实验考查4个因素,每个因素取4个水平,选用正交表L16(45),安排了16个实验,统计分析实验结果:酸浸温度取90 ℃,硫酸浓度取0.5 mol/L,浸出时间取4 h,稀硫酸与焙烧固相的液固比(质量)取4:1,稀土的浸出率可达97.8%~98.0%。 相似文献
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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%。 相似文献