硫酸铵焙烧法回收二次铝灰中的铝

采用硫酸铵焙烧-水浸法从二次铝灰中回收Al。确定并优化了硫酸铵焙烧-水浸法从二次铝灰中提取Al的工艺参数条件,适宜焙烧条件:(NH_4)_2SO_4与二次铝灰中Al的摩尔比为5∶1,焙烧时间为90min,焙烧温度为425℃;适宜浸出条件:浸出温度为85℃,浸出时间为60min,液固比为3.5∶1。在优化的工艺条件下,铝的浸出率可达85.17%。     

湿法磷酸脱氟渣中磷和氟的浸取回收

脱氟渣是湿法磷酸在脱氟过程中产生的废渣,其中含有价值的磷、氟。为回收脱氟渣的磷,研究了浸取法分离脱氟渣中磷、氟的工艺。分别以水、碳酸钠溶液作为浸取剂,考察了不同的浸取时间、pH值、温度、液固比及2级浸取条件下,脱氟渣中P_2O_5、F的浸出率和浸出液的磷氟比(P_2O_5/F)。结果表明:在水浸取体系,适宜的条件是浸取时间为30 min、液固比为2∶1、温度为30℃,P_2O_5和F的浸出率分别为92.38%、11.56%,浸出液的P_2O_5/F为9.54;在碱浸取体系,适宜的条件是浸取时间为30 min,液固比为3∶1、pH值为3.8、温度为25℃,P_2O_5和F的浸出率分别为75.68%、1.49%,P_2O_5/F为61.36;二级浸取能减少浸取剂的用量,并有效地降低F的浸出率。将水浸出液浓缩能有效地提高P_2O_5/F,可以得到饲料级MCP生产所需的磷酸。     

高炉富硼渣低温钠化焙烧水浸制取硼砂

以Na_2CO_3为钠化剂,对高炉富硼渣采用低温钠化焙烧—水浸方法制取硼砂,考察了焙烧温度、焙烧时间、Na_2CO_3加入量、高炉富硼渣粒度、浸出温度、浸出时间、液固比等对硼浸出率的影响。高炉富硼渣中主要组分为镁橄榄石(Mg_2SiO_4),硼元素主要以玻璃态存在。试验结果表明,低温钠化焙烧过程和水浸过程对硼浸出率有显著影响,这是因为钠化焙烧使硼转化成了可溶性的硼酸钠盐,有利于硼的浸出。试验获得的最佳工艺参数如下:高炉富硼渣颗粒200目通过率为98.56%、Na_2CO_3加入量为理论量的4倍、焙烧温度为700℃、焙烧时间为4h、浸出温度为95℃、水浸时间为2h、液固比为10∶1;在此条件下,硼的一次常压水浸浸出率为71.81%,水浸滤液经除杂、蒸发浓缩后获得了结晶良好的硼砂产品,纯度为96.3%。     

利用含氟盐熔剂产生的二次铝灰的危险特性分析

铝的再利用产业是实现中国资源化利用与可持续发展的重要一环,再利用过程中会产生大量的二次铝灰,若处置不当会引起严重的环境问题。为明确其危险特性,对利用含氟盐熔剂产生的二次铝灰做了分析。结果表明,样品具有反应性和浸出毒性。样品与水反应可释放出氨气,氨气比释放率为10～20 mg/kg;样品氟化物的浸出质量浓度为181～1 910 mg/L,超过标准限值。此外,对二次铝灰的管理和处置工作提出了一些建议。     

高炉渣中回收高附加值硫酸铝铵的研究

以硫酸铵为助剂,研究了其与高炉渣焙烧过程条件对渣中铝的提取的影响。结果表明最优的焙烧条件为400℃,焙烧45 min,此时铝的提取率约为85%。将浸出液在低温下结晶,结晶温度为10℃,结晶时间16 h,铝的结晶率为93%,通过焙烧浸出结晶工艺,铝的综合回收率达79%左右。通过本文方法获得的硫酸铝铵纯度达99.6wt%,达到了国家标准。通过本文的研究,为高炉渣的综合利用提供了新思路。     

从工业硅渣中回收硅和铝的研究

工业硅渣主要成分为硅、铝、钙三元氧化物及少量单质硅，其他杂质含量极少，可以作为制备高品质分子筛的原料。采用“苏打焙烧-碱浸”工艺从工业硅渣中提取硅酸钠和铝酸钠溶液，考察焙烧时间、焙烧温度、碳酸钠加入量对硅、铝浸出率的影响。结果表明：在焙烧温度为800℃、焙烧时间为30 min、碳酸钠加入量为理论量1.1倍的优化条件下，硅、铝转换率高，碱浸出时硅、铝的浸出率分别为82.34%和67.10%。该工艺可行，解决了工业硅废渣堆存问题，同时带来可观经济效益。     

铝灰有价组分回收及综合利用研究进展

铝灰是铝冶炼、加工过程中产生的由氧化铝、金属铝和其他杂质组成的复杂盐渣,具有较好的资源化价值,属于危险废物,需无害化处理才能进行安全填埋.通过分析铝灰来源、特性及化学反应的基础上,综述铝灰有价组分回收和铝灰整体资源化研究现状.提纯法主要回收金属铝、氧化铝、氢气和氯盐等组分,资源化为制备建材及耐火材料.铝灰的有价组分回收及综合利用可有效降低铝灰的处理成本,减少对环境的污染.     

铝灰的回收利用和无害化处理研究及应用进展

铝灰是铝冶炼过程中产生的危险废物,铝灰中的氮化铝、氟化物、氯化物等具有易浸出的特性,加剧了对环境的污染,如何对铝灰资源化利用变成亟需解决的难题。本文阐述了不同铝灰的来源、成分及其危害,详细介绍了火法/湿法工艺对氧化铝和氮化铝、氟化物、氯化物的无害化处理及回收。通过综述铝灰无害化处理及回收利用工艺并结合实验提出了三步处理实现铝灰零废物排放的构想,即水洗预处理-铝资源湿法浸出-废渣利用,最后展望了铝灰综合利用未来的发展方向。     

超声波强化浸出铝灰中氯的机理

以某铝厂的铝灰为研究对象,进行了常规和超声波强化脱除铝灰中氯的对比,并对强化机理进行了研究.结果表明,超声波强化除氯的最佳条件为pH 4、浸出时间1 h、浸出液固质量比2、超声波功率150 W.超声波的强化活化作用下,可剥离固体产物层,使反应界面不断更新,减少反应阻力,促进液固反应进行,从而提高浸出率,缩短浸出时间.除氯后的铝灰可作为原料返回电解,通过收集氨气得到氨水产品,浸出液蒸发浓缩得NaCl产品,实现综合利用.     

二次铝灰制备低铁硫酸铝工艺研究

本文以固体二次铝灰为主要原料,通过预处理、酸浸、除铁、浓缩蒸发得到低铁硫酸铝,浸出过程重点考察了浸出时间、温度、酸浓度、配料比等实验条件对铝的浸出率的影响,浸出后采用亚铁氰化钾沉淀法除铁,主要考察了配料比对除铁效果的影响。当硫酸浓度25%~30%(质量分数),反应温度100℃,浸出时间6 h,铝灰的铝提取率可达到76%。除铁配料比达到1.4时,除铁效果达到98%,Fe含量仅为0.005%,可得到低铁硫酸铝产品。     

改性电炉钛渣矿相解构法制备富钛料新工艺研究

以氧化后的钛精矿电炉冶炼渣为研究对象,采用一段氟化氢铵浸出-二段盐酸浸出的新工艺制备可用于沸腾氯化生产的富钛料原料,从浸出反应热力学和改性钛渣浸出行为两方面进行了系统的研究。氟化氢铵浸出热力学研究表明,氟化氢铵浸出可分解硅酸盐和部分黑钛石,并形成CaMg2Al2F12, CaF2和AlF3沉淀,浸出后杂质元素硅主要以(NH4)2SiF6的形式进入到浸出液中。氟化氢铵浸出实验表明,在氟化氢铵浓度为15wt%、液固比为10:1、温度20℃、浸出时间2 h的条件下,Si, Al, Ti, Fe, Ca和Mg元素的浸出率分别为93.55wt%, 28.03wt%, 3.88wt%, 20.50wt%, 3.40wt%和2.45wt%。浸出渣中主要的物相为金红石、黑钛石和钙镁氟化盐。氟化浸出残渣的盐酸浸出热力学表明,CaMg2Al2F12, CaF2, AlF3沉淀和剩余的黑钛石可溶解于盐酸溶液中。盐酸浸出实验表明,在盐酸浓度为20wt%、液固比为8:1、温度120℃、浸出时间2 h的条件下,Ca, Al, Mg, Ti, Si和Fe的浸出率分别为86.78wt%, 62.33wt%, 92.31wt%, 18.08wt%, 40.23wt%和75.36wt%。盐酸浸出后浸出渣主要物相为金红石,TiO2品位95.20wt%、CaO含量为0.49wt%、MgO含量为0.48wt%,满足沸腾氯化法对原料成分的要求。     

粉煤灰酸浸提铝及其动力学

对KF为助剂焙烧活化粉煤灰酸浸提铝过程进行了研究,考察了粉煤灰焙烧活化和盐酸浸出条件对粉煤灰中铝浸出率的影响及其浸出过程动力学. 结果表明,焙烧活化优化条件为：时间1 h、温度800℃、粉煤灰与KF质量比为20:4. 浸出温度90℃、浸出时间2 h、盐酸浓度4 mol/L、液固比4 mL/g的条件下,铝提取率达到92.46%. 粉煤灰烧结产物加热酸浸过程符合收缩未反应核模型,反应级数为0.3718,反应活化能为43.49 kJ/mol,过程速率为化学反应速率控制.     

从硫酸铵焙烧废旧锂离子电池产物中浸出有价金属

研究了废旧锂离子电池经(NH4)2SO4焙烧处理后有价金属的浸出行为. 考察了焙烧温度、(NH4)2SO4用量和浸出pH值对焙烧产物中金属元素浸出率的影响,比较了焙烧产物分别在稀硫酸溶液和含氨水与(NH4)2SO4的氨性溶液中的浸出效果. 结果表明,焙烧产物中的Li可被完全浸出,焙烧产物中Cu用氨性溶液浸出时浸出率达97.60%,在稀硫酸溶液中为92.86%,焙烧产物中部分钴以Co3O4的形态存在,浸出率低于68%,当用浓硫酸与水体积比为1:2的硫酸水溶液处理浸出渣时,Co的总浸出率可达99%以上.     

煤灰渣酸浸提铝试验

为实现煤炭资源化分级利用,对东北某热电厂循环流化床锅炉灰渣进行提铝研究。用硫酸在不同的反应条件下酸浸,以获得较高的铝浸出率和合适的酸浸条件,产品为富含硫酸铝的酸浸液和高硅提铝残渣。酸浸实验结果表明,较为合适的酸浸条件为:5mol/L的硫酸、105～110℃的酸浸温度、2h的反应时间和1:3的固液比,此时铝浸出率为91.5%,提铝残渣中SiO₂含量高达87.6%。X射线衍射分析(XRD)和扫描电镜(SEM)分析表明,原始煤灰渣中的铝元素主要以非晶态的化合物形式存在,而非晶态物质具有较高的化学反应活性,促成了较高的铝浸出率。因此,这种循环流化床锅炉的灰渣酸浸提铝提硅较为合适。     

焙烧酸浸渣中铜的形态对铜、金浸出率的影响

以某黄金冶炼厂含铜金精矿为研究对象,采用铜化学物相分析及浸出方法研究了焙烧?酸浸?氰化工艺处理含铜金精矿过程中焙烧酸浸渣中铜形态对铜、金浸出率的影响. 结果表明,含铜金精矿焙烧酸浸及氰化浸出时,铜形态对铜、金浸出率有显著影响,当酸浸渣中氰化易溶铜(氧化铜、次生硫化铜)含量大于0.10%时,金浸出率降低. 以原生硫化铜矿为主的含铜金精矿,适当提高焙烧温度、延长焙烧时间、增加初始酸浸酸度可有效降低酸浸渣中氰化易溶铜含量,提高铜浸出率,减弱其对金浸出率的影响.     

Two-stage cyclic ammonium sulfate roasting and leaching of extracting vanadium and titanium from vanadium slag

Compared with traditional sodium or calcification roasting process for vanadium extraction from raw vanadium slag (V-slag), ammonium sulfate (AS) roasting could reduce about 470℃ roasting temperature and avoid Cl₂, HCl, sodium-containing waste-water and waste gypsum discharging. To reduce the amount of AS added in vanadium extraction process, an efficient AS two-stage cyclic roasting and acid leaching process was proposed. The result of TG analysis indicates V-slag could be decomposed in 275-380℃ using AS roasting process. Using 2.03:1 total mass ratio of AS to V-slag, 90.86% V and 80.54% Ti could be extracted after 380℃ roasting for 30 min and 8% initial concentration of H₂SO₄ leaching at 70℃ for 100 min. XRD analysis indicates V-containing spinel phase in the 1st stage leaching residue would be efficiently decomposed by the cyclic two-stage roasting and leaching process. Furthermore, the valence of V(III) in raw V-slag was not changed after the 1st AS roasting stage, but a part of V(III) in the 1st leaching residue was oxidized to V(V) after 2nd roasting process.     

含钒灰渣酸浸液结晶铵明矾的工艺条件

为获得含钒灰渣酸浸液结晶铵明矾的优化工艺条件,利用正交优选法研究了Al2(SO4)3浓度、铵/铝摩尔比、冷却速度和结晶温度对铵明矾结晶率的影响,分析了铵明矾晶体和滤液的成分,计算得到了铵明矾的结晶率. 结果表明,4种因素对铵明矾结晶率均有较大影响,Al2(SO4)3浓度、铵/铝摩尔比对铵明矾结晶率影响较为显著. 合理的铵明矾结晶工艺条件为：Al2(SO4)3浓度150~200g/L,铵/铝摩尔比1.2左右,冷却速度15℃/h左右,结晶温度5℃左右. 在此条件下,铵明矾结晶率为89.32%.     

响应面法优化氟化铝合成实验

在单因素实验基础上,以氟化铵制得的氟化氢和固体氢氧化铝为原料,采用工业干法制备氟化铝.利用响应面法优化工艺并建立数学模型,探讨氟化铵分解温度、流化床床层温度和流化反应时间各因素间相互作用对合成氟化铝的影响.确定了较优的工艺条件：氟化铵分解温度为259.70℃、流化床床层温度为553.54℃、流化反应时间为1.13 h.在此条件下,制得的产品w（A1F3）可达到90.26％.     

准东煤灰提取氧化铝和白炭黑技术研究

为实现准东煤灰的绿色化综合利用,笔者研究设计了从准东煤灰中制取氧化铝和白炭黑的工艺流程,确定了最佳工艺条件,并通过SPSS双变量分析比较不同影响因素对提取率影响程度。试验采用准东煤--将军庙原煤,破碎并用马弗炉模拟煤粉炉静态燃烧方式制取灰样。准东煤灰的成分分析和元素分析表明:SiO2占48.84%,Al2O3占31.26%。参照标准制备灰样,对灰样进行SEM分析,发现粘黏性严重,因此试验前先进行机械研磨。采用煤灰与硫酸铵焙烧法制备氧化铝,工艺分为焙烧过程和酸浸过程。因滤液中含有大量杂质铁、钙等元素,采用pH调节法除杂并对除杂效果进行检验,检验结果为除杂率接近100%。从提铝渣中制备白炭黑分为碱浸过程和多次碳分过程。在提铝工艺焙烧过程中,通过提铝率变化曲线及节能角度确定了各因素的最佳试验条件为:焙烧温度600℃,焙烧时间60 min,焙烧配料比1∶6;在提铝工艺酸浸过程中,得到最佳试验条件为:酸浸温度60℃、酸浸时间20 min、H2SO4浓度0.2 mol/L、酸浸液固比50。从提铝渣制备白炭黑研究中,通过SEM观察到提铝渣疏松多孔,有利于进一步的提硅试验。通过XRD对提铝渣分析,得出提铝渣中含有大量硅、钙元素;用K值法(RIR法)求得提铝渣中Si含量及经提铝后的Si损失率为7.64%。得出碱浸过程最佳试验条件为:碱浸温度60℃、碱浸时间30 min、碱浸NaOH浓度3 mol/L、碱浸液固比70,此时Si提取率为99%。采用多次碳分法进行提硅能够满足不同硅含量纯度要求,得到最佳碱浸工艺条件为碳分pH=9.5、CO2通气速率24 m L/min、碳分NaOH浓度0.2 mol/L、碳分液固比80。通过双变量相关性分析,得到各因素对提铝率、SiO2提取率及H2SiO3沉淀率影响程度大小分别为:焙烧温度>焙烧时间>焙烧配料比,酸浸时间>酸浸温度>H2SO4浓度>酸浸液固比,碱浸液固比>碱浸温度>NaOH浓度>碱浸时间,碳分pH>碳分液固比>碳分NaOH浓度>CO2通气速率。通过经济性及可行性分析,说明提出的工艺能有效实现准东煤灰的绿色化综合利用。从提铝后的滤液中重新提取(NH4)2SO4,实现生产原料的再利用;碳分过程后的Na2CO3溶液可通过加入石灰苛化的方式实现NaOH可循环利用于提取工艺生产;本工艺除生产氧化铝和白炭黑外,还能获得Na2SO4等附加产品。