石棉尾矿酸浸渣对铜离子的吸附性能

对石棉尾矿酸浸渣进行了焙烧处理,考察了焙烧后的石棉尾矿酸浸渣对溶液中Cu2+的吸附性能,测定了其表面x电位,对吸附Cu2+前后的石棉尾矿酸浸渣进行了表征,探讨了吸附机理. 结果表明,石棉尾矿酸浸渣的等电点为2.03;石棉尾矿酸浸渣用量3 g/L、吸附时间60 min、吸附温度25℃、溶液pH值4.85时,该渣对Cu2+的吸附效果最佳. 石棉尾矿酸浸渣对Cu2+的等温吸附符合Langmuir方程,为化学吸附,其吸附等温式为Ce/q=0.0749Ce+0.1076,主要为表面配位吸附和离子交换吸附.     

降低氯内氢的措施与对策

一、电槽氯内氢升高原因和下降措施 1.石棉绒影响 1) 指标石棉绒分析指标有碱浸损失量、酸浸损失量、灼烧损失量、铁含量、水含量等。最重要的是碱浸损失量。因为吸附用石棉绒一般为温石棉。其化学分子式为3MgO·2SiO_2·2H_2O。电槽运转后阳极室一边积累了较多的SiO_2,而阴极室这边积累较多MS(OH)_2。碱损失低的石棉绒制成的隔膜通道比较稳定。受     

亚甲基蓝在石棉尾矿酸浸渣上的吸附行为

采用XRD、FT-IR等手段分别对石棉尾矿和石棉尾矿酸浸渣进行表征。利用活化煅烧的石棉尾矿酸浸渣对亚甲基蓝(MB)进行静态吸附研究, 探讨了吸附剂投加量、吸附时间、pH值、离子强度和温度等因素对吸附作用的影响。结果表明:pH值、离子强度和温度对亚甲基蓝在石棉尾矿酸浸渣上的吸附影响较大。当pH<4.5时, 吸附量随着pH值的增大而增大, 随后pH值增大, 吸附量基本不变;亚甲基蓝在石棉尾矿酸浸渣上的吸附随离子强度的增大而降低;通过相关热力学研究计算吸附过程为吸热过程, 即高温利于吸附;亚甲基蓝在石棉尾矿酸浸渣上的吸附动力学符合Lagrange准二级方程;热力学符合Langmuir等温线方程。     

石棉尾矿酸浸渣对重金属离子及放射性核素的吸附

石棉尾矿是石棉矿选矿加工过程中剥离下来的尾渣,基于其无害化处理和"以废治污"的思想理念,研究石棉尾矿酸浸渣的吸附性能。通过综述石棉尾矿酸浸渣对废水中的重金属及放射性核素富集、去除等方面的研究,系统讨论吸附行为,表明石棉尾矿酸浸渣对重金属及放射性核素具有强吸附能力而在废水处理领域有着良好的应用前景。     

预处理对石棉尾矿酸浸反应效果的影响

提高石棉尾矿与酸的反应效果是提高利用石棉尾矿制备氢氧化镁和二氧化硅产率的重要途径.本文就石棉尾矿的预处理对石棉尾矿与酸反应效果的影响进行了研究.采用的预处理方法有:将石棉尾矿在700℃下煅烧、超细研磨、浮选提纯等,以预处理后的石棉尾矿与酸反应后的残渣质量作为评价指标.结果表明:预处理没有达到提高石棉尾矿酸浸效果的目的.文中对产生这一结果的原因进行了讨论.     

磷酸盐化学结合剂在铝镁浇注料中的抗水合性

尽管对MgO水合和Mg(OH) 2 分解的动力学已经进行了大量研究,但是在如何控制和减缓MgO水合方面的进展甚微. 在MgO耐火浇注料中,SiO2 是应用最广泛的抗水合添加剂. 硅磷酸盐(含有大量SiO2 且表现出较高的反应活性和溶解性)在MgO颗粒表面较快形成了镁硅酸盐水凝胶,阻止了水镁石形成. 本文研究了市售磷酸盐化学结合剂(与硅灰结合或不结合)在Al2 O3-MgO耐火浇注料(铝镁浇注料)和MgO悬浮液中的抗水合性. 通过热力学模拟、热重分析、X射线衍射、抗拉强度、热膨胀系数来研究添加剂的性能和浇注料的性能特征. 根据模拟的Pourbaix图和Mg、Si的摩尔比,在样品中形成两种不同的液滴[ Mg3 Si2 O5 (OH) 4 和Mg3 Si4 O10 (OH) 2 ] ,会阻止MgO水合. 由于铝镁浇注料中MgO的含量很高(6%),反应过程中类温石棉相[Mg3Si2O5(OH)4]是主要的化合物. 此外,硅灰和磷酸盐添加剂的混合物阻止生成Mg(OH) 2 ,从而制备出高流动性、高机械强度、高弹性模量的浇注料.     

石棉尾矿酸浸渣对铜离子的吸附研究

研究了经过煅烧的石棉尾矿酸浸渣对水中Cu2+的吸附性能,并用红外光谱和能谱对吸附机理进行初步分析.结果表明:在Cu2+浓度为20mg/L,溶液体积为100 mL,初始pH=4.85,吸附温度为25℃,吸附时间为60 min,石棉尾矿酸浸渣用量为10.0 g/L时,Cu2+去除率为96.5%,溶液中残余Cu2+的浓度为0.7 mg/L,达到了GB8978-1996污水综合排放标准;弱酸性条件(4.85相似文献   

磷尾矿硝酸脱镁制取氢氧化镁工艺研究

实验采用硝酸对磷矿浮选尾矿进行化学脱镁,讨论了温度、pH和时间3个因素对脱镁率和磷溶解率的影响.发现在液固比为3∶1的前提下,最佳酸浸条件为:温度50℃,pH=2.5,时间150 min,在上述条件下脱镁率达到94.26％,磷溶解率为5.94％.脱镁后的酸浸液实现了Mg2+与其他金属离子的分离,并通过XRD和化学分析得知产品Mg(OH)2中MgO质量分数为64.45％.     

石棉尾矿酸浸渣对铬离子的吸附性能

采用煅烧方法对石棉尾矿酸浸渣进行预处理,通过比表面积测定仪对煅烧前后的酸浸渣进行了表征,研究了煅烧后的石棉尾矿酸浸渣对溶液中Cr3+的吸附性能,并对吸附机理进行了探讨. 实验结果表明,酸浸渣的比表面积随煅烧温度的提高而增加,600℃时达最大值379.33 m2/g,此后随煅烧温度升高而下降;一定范围内,增加酸浸渣用量、延长吸附作用时间、升高吸附温度、提高pH值均可改善对Cr3+的吸附去除效果,其中pH的影响最大. 酸浸渣对Cr3+的等温吸附符合Langmuir方程. 由于酸浸渣表面z电位为负,酸浸渣对Cr6+的吸附远低于对Cr3+的吸附. 基于EDX能谱及FT-IR光谱分析结果,确定酸浸渣对Cr3+的吸附主要为离子交换吸附和表面配位作用.     

纳米Mg(OH)2阻燃PP的性能研究

以微胶囊红磷(MRP)、有机化蒙脱土(OMMT)、SiO2和TiO2等为协效剂,制备了无卤阻燃型PP/纳米Mg(OH):复合材料,并与PP/微米Mg(OH)2复合材料进行比较.氧指数(LOI)测试表明:纳米Mg(OH)2的阻燃效果优于微米Mg(OH)2,OMMT的协效作用最佳.力学性能测试表明:纳米Mg(OH)2阻燃体系的力学性能明显优于微米Mg(OH)2阻燃体系.熔体指数(MI)测试结果表明:随Mg(OH)2含量增加,复合材料的加工性能变差,但纳米Mg(OH)2阻燃体系的加工性能优于微米Mg(OH)2阻燃体系.     

硫铁矿尾矿中铜的硫酸浸出

采用酸浸法提取硫铁矿尾矿中有价元素铜。研究了硫酸质量分数、浸出时间、矿石粒度、矿石投加量、浸出温度和转速对铜浸出的影响。在单因素实验的基础上,采用正交实验法对浸出工艺条件进行优化。采用扫描电镜(SEM)和能谱仪(EDS)对酸浸前后尾矿表面的微观形貌进行了分析,初步探讨了酸浸反应后期抑制Cu浸出的影响机制。结果表明,酸浸铜的最佳工艺条件为：硫酸质量分数30%、浸出时间6 h、矿石粒度150 ?m、矿石用量5 g、浸出温度108℃、转速440 r/min,在此条件下,铜的浸出率为50.68%。扫描电镜和能谱分析表明,浸出残渣表面被微米级的二氧化硅颗粒紧密包裹,钝化了后期的浸出反应。     

由石棉尾矿生产沉淀二氧化硅

探讨了以石棉尾矿为原料，采用湿法生产沉淀二氧化硅和轻质氧化镁，副产硫酸钠，氧化铁红等化工原料的最佳工艺采参数，充分利用了陕西省的矿产资源，解决了石棉尾矿的环境污染问题。     

某铅锌矿尾矿及废石Pb、Zn释放规律实验研究

为研究铅锌矿废石和尾矿对环境的潜在影响和危害,采用静态浸出实验,研究了溶液pH值和温度对铅锌重金属离子溶出的影响;采用模拟降水动态淋滤实验方法,研究了不同酸度下,铅锌重金属离子随时间的溶出规律。结果表明,在模拟降水动态淋溶条件下,铅、锌离子都有一定的溶出浓度,离子溶出浓度随淋溶时间延长而降低;与Pb2+相比较,Zn2+的溶出受淋溶液pH值及淋溶时间的影响更大,对强酸性淋溶很敏感。     

尾矿砂的酸溶特性与镍的浸出研究

通过粉末X射线衍射（XRD）分析了金川尾矿砂的物相组成和脉石矿物的相对含量,利用热力学原理计算并分析了矿物在硫酸中的溶解难易程度。通过正交设计与实验, 得到浸出镍的最佳工艺条件：酸矿质量比为 0.9∶1、液固质量比为2∶1、反应温度为90 ℃、反应时间为4 h。在此酸浸条件下,尾矿砂中镍的浸出率可达93.3%,而蛇纹石和白云石可以完全溶解,并产生大量无定形二氧化硅。     

磷尾矿煅烧及酸浸过程动力学研究

以湿法磷酸生产的经浮选后的废弃磷尾矿为原料,从其中分离回收钙镁,制备新型土壤调节剂糖醇钙镁,对磷尾矿进行了煅烧活化和酸浸动力学的实验研究。基于热重分析及钙镁酸解浸出率分析的研究结果表明,磷尾矿中白云石热分解过程为吸热反应,白云石热分解遵循二维相界面反应模型;钙、镁浸出反应表观活化能分别为13.157、23.023 kJ/mol;煅烧活化后的尾矿酸浸出速率受内扩散控制,获得白云石热分解及钙、镁浸出反应的动力学方程。     

石棉尾渣和粉煤灰制备堇青石多孔陶瓷及其理化性能

低成本制备堇青石多孔陶瓷一直是专家学者们研究的热点,本文以石棉尾渣、粉煤灰、高岭土为原料,在不添加发泡剂的情况下,采用直接烧结法成功制备了堇青石多孔陶瓷,系统研究了堇青石多孔陶瓷的物相演化、显微结构及理化性能。结果表明:烧结温度的升高和配方中高岭土含量的增加有助于样品中堇青石的合成,高岭土的添加可以有效降低样品发泡的温度和提高样品的孔隙率;当烧结温度为1 240 ℃,焙烧后的石棉尾渣、焙烧后的粉煤灰和高岭土质量比为5∶5∶3时,制备的堇青石多孔陶瓷的体积密度仅为0.6 g/cm³,孔隙率高达76.94%;当烧结温度为1 220 ℃,焙烧后的石棉尾渣、焙烧后的粉煤灰和高岭土质量比为5∶5∶5时,制备的堇青石多孔陶瓷吸水率达到最大值34.57%;此外,制备的堇青石多孔陶瓷还表现出良好的耐碱性能。     

Tailings Management and Leaching Kinetics in Iron Removal from Kaolin Washing Plants Tailings

A study has been made of the leaching process to remove iron oxides from quartz presented in kaolin washing plant tailings. The tailings mineralogical constituents were quartz, clay minerals, hematite, and calcite. The leaching rate of Fe₂O₃ increased with increasing acid concentration, temperature, reaction time, and decreasing pulp solid percent. Shrinking core first-order kinetics model was presented to analyse the data. The activation energy was 23.51 kJ/mol and process was reaction-controlled process (1?(1 ? α)^1/3 = 46.52e^?23.51/RTt). Using this method, the Fe₂O₃ amount decreased to 0.03% with a recovery of 89.06%. The results showed that the leaching approach was the best method for the management of these tailings.     

包钢选矿厂尾矿中稀土与铁共提取

研究了包钢选矿厂尾矿经稀硫酸-稀盐酸溶解、溶解液在乙醇作用下结晶共提取稀土与铁的新工艺. 实验考察了稀硫酸溶解稀土尾矿时,溶解温度、硫酸浓度等对稀土和铁溶解率的影响. 最佳条件下稀硫酸溶解液中稀土溶解率低于8%,铁的溶解率大于94%. Fe3+经工业铁屑还原为Fe2+,在室温下用乙醇提取FeSO4,FeSO4纯度为98.21%,尾矿中铁回收率达89.51%. 稀盐酸不溶物中稀土氧化物(REO)品位为43.60%,稀土回收率达78.82%,新工艺实现了稀土和铁资源的提取分离.     

尾矿酸浸液除硅以及制备高纯铁红的研究

金川公司尾矿酸浸液中除含有较高含量的铁之外,还含有一定量的杂质硅。以氧化钙为中和剂,聚丙烯酰胺为絮凝剂,通过正交设计与实验,得出了从该酸浸液中除硅的较佳工艺条件;随后,以氧化镁为中和剂,空气和双氧水为氧化剂,将除硅后滤液在85 ℃搅拌加热,制得针铁矿沉淀;最后将沉淀在800 ℃煅烧2 h并经过5%稀硝酸洗涤得到了高纯铁红,其主成分质量分数为99.2％,符合HG/T 2574-2009工业氧化铁国家标准。     

Leaching kinetics of copper flotation tailings in aqueous ammonia/ammonium carbonate solution

The experiments of agitation leaching were carried out in aqueous ammonia/ammonium carbonate solution, to recover copper from the flotation tailings of waste copper oxide residue. The main copper minerals contained in the flotation tailings are chrysocolla, malachite, and cuprite, with the copper grade of 1.12%. Effects of lixiviant concentration, solid‐to‐liquid ratio, stirring speed, and reaction temperature on copper leaching ratios at various time were investigated. It is found that the leaching ratio almost cannot be affected by time after 90 min of leaching. The optimised processing conditions have been determined, under which the leaching ratio of 70.6% is obtained. Kinetics analysis indicates that the copper leaching ratio is controlled by diffusion through the product layer in the initial 60 min of leaching, and corresponding measures to strengthen the copper extraction is proposed, with the activation energy of 32.3 kJ/mol. © 2012 Canadian Society for Chemical Engineering