高硅铝土矿的盐酸浸出试验研究

对高硅铝土矿进行了盐酸浸出的探索性试验研究。考察了液固比、浸出时间、浸出温度、盐酸质量百分浓度对铝土矿中氧化铝和铁的浸出率影响。通过各单因素条件试验确定了铝土矿盐酸浸出的最佳工艺参数,Al2O3的浸出率可以达到93%以上。     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。     

高铁铝土矿含碳球团的直接还原熔分工艺

采用煤基直接还原熔分技术研究了高铁铝土矿含碳球团的还原熔分工艺,考察了直接还原熔分工艺对粒铁尺寸和粒铁收得率以及熔分渣中Al2O3品位的影响.结果表明:当球团碱度为1.0,还原-熔分温度为1 450℃,配碳比n(C)/n(O)为1.4,外配Ca F2质量分数为2.0%,还原-熔分时间为20 min时,粒铁尺寸最大(15.55 mm),粒铁收得率和熔分渣中的Al2O3品位最高,分别为95.67%和43.96%.高质量的粒铁具有较高的碳含量(w[C]=3.86%)和金属铁含量(w[Fe]=93.46%)以及锰含量(w[Mn]=1.63%),能够满足钢铁工业对铁水品质的要求,同时熔分渣的化学成分也达到了黏土砖熟料的工业指标.     

用硫酸从粉煤灰中直接浸出氧化铝

研究了用硫酸直接从循环流化床粉煤灰中浸出氧化铝,考察了温度、浸出时间与硫酸浓度等因素对氧化铝浸出率的影响。结果表明：浸出温度和时间对Al2 O3浸出率影响较大,硫酸浓度影响较小;在浸出温度180℃、浸出时间5 h、液固体积质量比5∶1、硫酸初始浓度3．7 mol/L条件下,Al2 O3浸出率达94．16％,Fe2 O3浸出率为95．1％,其他杂质浸出率都较低。     

硫酸锰分步浸出研究及生产实践

突破锰矿浸出生产硫酸锰溶液的传统一步浸出工艺,将不同价值、不同品位的碳酸锰矿、一氧化锰矿等进行分步投料,获得更好的浸出效果、提高回收率,尤其是第1步高价值碳酸锰矿的二价锰浸出率达到90%以上,第2步低度矿中杂质较少的浸入溶液,对提高金属锰电解的单板产量产生重要促进作用,对电解金属锰、电解二氧化锰行业技术发展产生深远影响。     

废旧高温合金中硫酸浸出镍钴的动力学研究

以废旧高温合金为研究对象,采用常压硫酸浸出回收镍钴,并主要针对硫酸浸出废旧高温合金中镍钴过程的动力学进行研究,实验条件为液固比400∶1,硫酸浓度10%~25%,温度为55~75℃。研究结果表明:物料粒度、硫酸浓度、反应温度等因素对镍钴浸出率有较大的影响,同时确定了废旧高温合金浸出镍钴的过程属于典型的多相液-固区域反应模型,在实验条件范围内,其相应的动力学方程可以用1-2/3a-(1-a)2/3=Kpt来表示,硫酸浸出镍和钴的表观活化能分别为13.37和21.59 kJ·mol-1,且其反应过程受内扩散控制。从废旧高温合金中浸出镍钴动力学的研究为以后工业实践中处理回收废旧高温合金提供一定的借鉴。     

高铁铝土矿直接还原回收粒铁和氧化铝

 采用煤基直接还原熔分技术和氧化铝溶出的方法,研究了直接还原工艺对粒铁尺寸和粒铁收得率的影响,以及钙铝比[(w(CaO)/w(Al2O3))] 对渣相组成和渣中氧化铝的溶出影响。结果表明,当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.7、[w(C)/w(O)]为1.4、还原熔分温度为1 450 ℃,还原熔分时间为20 min时,还原熔分过程中的粒铁尺寸最大,粒铁收得率也最高,粒铁尺寸和收得率分别为11.5 mm和93%。当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.0时,渣相组成主要以钙铝黄长石(Ca2Al(Al,Si)2O7)为主,当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.5时,渣相组成主要以钙铝黄长石(Ca2Al(Al,Si)2O7)、硅酸二钙(Ca2SiO4)和七铝十二钙(Ca12Al14O33)为主,当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.7～1.9时,渣相组成主要以七铝十二钙(Ca12Al14O33)和硅酸二钙(Ca2SiO4)为主。当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.7时,溶出时间为2.0 h时,氧化铝的溶出率最高,溶出率为87.5%,溶出率较0.5 h时提高了9.4%。因此,当渣系组成以七铝十二钙(Ca12Al14O33)和硅酸二钙(Ca2SiO4)为主时,更有利于氧化铝的溶出。     

硫酸浸出新疆阿图什锌矿生产硫酸锌

本文用硫酸浸出新疆阿图什锌矿直接生产硫酸锌产品，对浸出、除杂等工艺条件进行了研究。锌的单次收率达８５％以上，产品质量达部颁一级品标准。     

生物质高压水热还原法分离回收高铁铝土矿中铁的机理研究

利用纤维素对高铁铝土矿进行溶出、还原,借助模型系统分析了不同温度下高铁铝土矿溶出、还原的动力学,并通过试验验证得出:最佳温度为280℃、NaOH浓度为180g/L,最佳铝溶出率、铁还原率分别为84%、81%。     

山西高铁铝土矿溶出工艺试验研究

本文以山西某地高铁一水硬铝石为原料,结合氧化铝生产实践,开展了预脱硅、拜耳法溶出和赤泥沉降分离试验,考察了配料赤泥铝硅比(A/S)和石灰添加量(按石灰中CaO合占矿石总量的质量分数计,下同)对矿石溶出效果、赤泥沉降性能等的影响.结果表明:高铁铝土矿在100℃下预脱硅8 h,预脱硅率(ηSi)和预脱钛率(ηTi)随石灰添...     

二段加压酸浸中铁的行为研究

为了降低一浸终液残酸量和便于处理高铁闪锌矿,冶金工作者开发出了二段加压浸出工艺.但新工艺的完善需要理论的跟进.铁在加压浸出中的行为,一直是加压酸浸理论的重难点.而二段加压酸浸中铁的行为,国内外尚没相关正式研究报告.本文通过设计试验,对铁在二段加压酸浸中的行为进行了浅析,特别是研究了第二段加压浸出中铁的浸出行为.     

选矿药剂氧化石蜡皂对铝土矿浸出过程的影响

研究了选矿药剂氧化石蜡皂在铝土矿浸出过程中的作用和影响.结果表明,氧化石蜡皂对氧化铝的浸出有促进作用.在1t铝土矿中加入0.24kg氧化石蜡皂时,氧化铝的浸出率可提高7.4%,铝酸钠溶液的电导率有所下降,铝酸钠溶液的密度增大,铝酸钠溶液的粘度增大,浆液的压缩液固比减小.氧化石蜡皂做捕收剂不影响氧化铝的浸出及浸出液的性质.红外光谱研究发现,氧化石蜡皂对SiO2的吸附能力强,而对Al2O3和Fe2O3吸附能力弱,氧化石蜡皂适合做铝土矿反浮选的捕收剂.     

Comparative leaching of minerals by sulphuric acid in a Chinese ferruginous nickel laterite ore

The Yuanjiang nickel laterite ore containing mainly maghemite, goethite and lizardite was leached by sulphuric acid at atmospheric pressure and the residues were characterized using X-ray diffraction and scanning electron microscopy/X-ray energy dispersive spectroscopy. The relationship was discussed between the extraction of nickel, cobalt, iron, magnesium, aluminum, and the dissolution behaviour of the laterite minerals; as well as the extent of congruency of nickel, cobalt and iron extraction. The results show that the solubility of the laterite minerals in sulphuric acid decreases in the following order: lizardite > goethite > maghemite > magnetite ≈ hematite > chromite ≈ ringwoodite. Lizardite dissolved rapidly in 0.6 mol/L sulphuric acid at 60 °C whilst goethite dissolved completely in 2.5 mol/L sulphuric acid at 80 °C. The dissolution of the primary mineral maghemite was slow, but increased with increasing acid concentration and leaching temperature. Magnetite dissolved more slowly than maghemite; and hematite was only dissolved in > 6.2 mol/L sulphuric acid at 105 °C. Chromite and ringwoodite were not dissolved. The leaching behaviour of the laterite minerals may be explained by the bond strength differences of Me–O and the substitution of metal cations in the mineral structure.     

Kinetics of sulphuric acid leaching of a zinc silicate calcine

Recent developments of acid leaching and solvent extraction of zinc silicate ores have produced renewed commercial interest. However, the leaching kinetics of these concentrates has received little attention. This work, therefore, addresses the leaching of a zinc silicate concentrate in sulphuric acid. The effects of particle size (0.038–0.075mm), temperature (30–50°C) and initial acid concentration (0.2–1.0mol/L) were studied. The results show that decreasing the particle size while increasing the temperature and acid concentration increase the leaching rate. As leaching occurs, there is a progressive dissolution of willemite while the quartz and iron-containing phases remain inert. Among the kinetic models of the porous solids tested, the grain model with porous diffusion control successfully described the zinc leaching kinetics. The model enabled the determination of an activation energy of 51.9 ± 2.8kJ/mol and a reaction order of 0.64 ± 0.12 with respect to sulphuric acid, which are likely to be a consequence of the parallel nature of diffusion and chemical reaction in porous solids.     

Recovery of valuable metals from jarosite by sulphuric acid roasting using microwave and water leaching

In this paper, jarosite residue (JR) blended with concentrated H₂SO₄ was subjected to a process comprising microwave roasting and water leaching. The effects of H₂SO₄/JR weight ratio, microwave roasting temperature and time, water leaching conditions on the recovery of Fe, Zn, In, Cu, Cd, Ag and Pb were investigated utilising a series of experiments.

Based on energy conservation and environmental protection, optimum conditions for metals recovery from JR were determined as: H₂SO₄/JR weight ratio?=?0.36, microwave roasting temperature, 250°C; roasting time, 30?min; leaching temperature, 50°C; leaching time, 1?h; and liquid–solid ratio, 4:1 (mL/g), thus, the extraction of Fe, Zn, In, Cu, Ag and Cd were 89.4, 80.7, 85.1, 90.7, 61.3 and 48.8% respectively, while the Pb was concentrated in the final residue. Scanning electron microscope-energy dispersive spectrometer (SEM-EDS) patterns were used to characterise and analyse the transformation of valuable metals in the residue after roasting and leaching.     

生物质松木锯末中低温还原高铁拜耳法赤泥

对生物质松木锯末和烟煤还原焙烧高铁拜耳法赤泥进行对比试验研究,包括还原温度、还原时间、还原剂用量对还原效果的影响.生物质松木锯末还原高铁拜耳法赤泥所需还原温度低而且还原时间短最终还原效果较好.试验通过热分析和X射线衍射、动力学研究结果揭示出生物质松木锯末中低温还原高铁拜耳法赤泥机理.同时确定了生物质松木锯末中低温还原的最佳还原条件.研究表明生物质松木锯末为赤泥质量分数的20%,还原温度为650℃,还原时间为30 min可将赤泥完全磁化.生物质松木锯末热重试验分析表明250~375℃温度区间为锯末热解的主要阶段,350℃左右热解速率达到最大,450℃后热解反应趋于平缓;烟煤热重试验表明300~700℃温度区间为烟煤热解的主要阶段,450℃左右热解速率达到最大,650℃后热解反应趋于平缓.动力学研究表明锯末在300~400℃区间热解表观活化能比烟煤热解表观活化能要低很多,说明在此温度范围内锯末比烟煤更加容易发生热解反应.生物质能够中低温还原高铁拜耳法赤泥,还原温度比煤基还原的还原温度低200℃左右.     

二次铝灰酸浸制备聚合氯化铝的研究

二次铝灰中仍含大量铝,对其进行回收具有重要意义。文中以二次铝灰为原料,通过盐酸浸出处理后再添加铝酸钙制备聚合氯化铝（PAC）,研究了HCl浓度、浸出温度、时间、液固比,铝酸钙添加量等因素的影响。综合考虑,适合二次铝灰酸浸制备聚合氯化铝的较优条件为:水洗后的二次铝灰在HCl浓度为6 mol/L,液固比为4∶1 mL/g,温度为85 ℃条件下酸浸2 h,此时的酸浸液中加入12 g/80 mL的铝酸钙,温度为85 ℃条件下反应1.5 h。该条件下酸浸过程中铝的浸出率为48.67%,且制得的液体PAC完全符合国家标准。