红土镍矿的硫酸铵焙烧过程

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程EI北大核心CSCD

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。     

高铁铝土矿与硫酸氢铵混合焙烧工艺

针对传统处理高铁铝土矿能耗高、金属提取率低等缺点,提出硫酸氢铵焙烧工艺。在分析广西高铁铝土矿热分解过程的基础上,研究硫酸氢铵加入量、焙烧温度和焙烧时间等工艺参数,采用XRD对反应产物物相进行表征。结果表明:在硫酸氢铵与铝土矿质量比为3.5:1、焙烧温度为450℃、焙烧时间60 min的条件下,铝和铁的提取率分别为93%和95%以上;铝反应的产物为NH4Al(SO4)2,铁反应的中间产物为(NH4)3Fe(SO4)3,最终产物为NH4Fe(SO4)2。该工艺具有焙烧温度低、金属提取率高等特点,对广西高铁铝土矿的开发利用具有重要意义。     

Ida~(2-)-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿(英文)

采用Ida2--H2O体系(亚氨二乙酸盐水溶液)处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿,考察浸出时间、液固比、配体总浓度、温度及pH值对矿物中主金属Zn及杂质元素Ca、Mg、Cu、Ni、Fe、Pb、Cd的溶出影响。结果表明:在弱碱性Ida2--H2O体系中,Ca、Mg、Fe不会被大量溶出,有价金属Cu、Ni、Pb、Cd可部分随主金属Zn溶出而进入浸出液;在浸出时间4h、液固比5:1、配体总浓度0.9mol/L、温度70℃、pH8的优化条件下,锌浸出率为76.6%。     

Ida~（2-）-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿

采用Ida2--H2O体系（亚氨二乙酸盐水溶液）处理高碱性脉石型低品位氧化锌矿,考察浸出时间、液固比、配体总浓度、温度及pH值对矿物中主金属Zn及杂质元素Ca、Mg、Cu、Ni、Fe、Pb、Cd的溶出影响。结果表明：在弱碱性Ida2--H2O体系中,Ca、Mg、Fe不会被大量溶出,有价金属Cu、Ni、Pb、Cd可部分随主金属Zn溶出而进入浸出液;在浸出时间4h、液固比5：1、配体总浓度0.9mol/L、温度70℃、pH8的优化条件下,锌浸出率为76.6%。     

硫酸化焙烧——水浸法从镍精矿中同步提取金属及矿相转化（英文）

提出低温NH₄HSO₄焙烧—水浸工艺从金川镍精矿中同步提取Ni、Cu和Co,并系统研究硫酸化焙烧和水浸出过程中一些因素对金属提取的影响。结果表明,在优化的焙烧和水浸条件下,95.7%Ni、98.9%Cu和96.8%Co被提取。利用TG-DTA、XRD、SEM和EDS等手段分析矿相的转化机理,在NH₄HSO₄及其分解的SO₃和NH3的硫酸化反应下,有价金属被转化为水溶性金属—铵配合物从而得到有效的提取。通过提高浸出温度使铁离子与铵离子结合形成NH₄[Fe₃(SO₄)₂(OH)₆]沉淀可除去浸出液中的杂质铁。在焙烧过程中收集的挥发物为(NH₄)₂SO₄和(NH₄)₂SO₃,可用作硫酸化焙烧的试剂。     

硫酸氢铵焙烧粉煤灰提取氧化铝(英文)

采用NH4HSO4焙烧法从粉煤灰中提取Al2O3。首先,通过NH4HSO4焙烧和去离子水浸出法提取粉煤灰中的Al和Fe;然后,加入NH4HCO3溶液沉淀浸出液中的Al和Fe,利用NaOH溶液浸出得到的Al(OH)3和Fe(OH)3混合沉淀,所得铝酸钠溶液经碳酸化分解得到纯净的Al(OH)3;最后,煅烧纯净的Al(OH)3制备α-Al2O3产品。通过实验确定各工艺流程的最佳条件。制备的α-Al2O3产品达到YS/T 274-1998标准的工艺指标。     

湿法炼锌窑渣铁精矿中有价组分浸出行为及其机理（英文）

盐酸浸出-喷雾热分解法被认为是高效清洁回收湿法炼锌窑渣铁精矿中有价金属的新方法。系统研究了Ag、Pb、Cu、Fe、As、Zn、Si等元素在浸出过程中的行为。结果表明:采用6 mol/L HCl溶液,在液固比10:1、温度60°C、浸出120 min的条件下,Ag、Pb、Cu、Fe、As、Zn的浸出率分别为99.91%、99.25%、95.12%、90.15%、87.58%和58.15%。浸出过程中硅达到饱和,从溶液中析出无定型SiO_2,由于其对溶液中的金属离子产生吸附作用,从而对窑渣铁精矿中有价金属的浸出产生不利影响,所以控制SiO_2的析出对浸出过程至关重要。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用（英文）

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧-浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%-36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700-750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

硫酸盐化焙烧-水浸回收锌浸渣中有价金属（英文）

锌浸渣产生于传统湿法炼锌过程,它是一种危险废物同时也是一种潜在的有价固体废物。用硫酸盐化焙烧-水浸的组合工艺对锌浸渣中有价金属进行回收。首先,锌浸渣在640°C下与硫酸铁进行混合焙烧,硫酸铁/铁酸锌摩尔比为1.2,硫酸盐化焙烧时间为1 h。在此过程中,废渣中的有价金属转化为可溶的硫酸盐,而铁以氧化铁形式存在。随后,采用水浸法提取有价金属硫酸盐,渣中锌、锰、铜、镉、铁的回收率分别为92.4%、93.3%、99.3%,91.4%,1.1%。对水浸处理后的废渣进行浸出毒性检测。结果表明,上述工艺可以有效地实现锌浸渣的无害化处理,处理后各重金属浸出毒性均低于限值。     

氨法焙烧粉煤灰浸出液联合法除铁工艺研究

通过对黄铵铁钒法除铁和针铁矿法除铁原理进行分析,得出对氨法焙烧粉煤灰浸出液进行黄铵铁钒法和针铁矿法相结合的联合法除铁的工艺。对黄铵铁钒法除铁和针铁矿法除铁所涉及到的影响因素进行了分析,对高铝粉煤灰的浸出液采用此工艺进行了除铁流程实验,结果得到含铁小于20mg/L的硫酸铝溶液,满足了氧化铝生产的要求。     

铜渣中有价金属酸溶出试验研究

利用硫酸溶出铜渣中的有价元素,研究了常压下硫酸体积分数、浸出时间、浸出温度和硫酸用量(固/液比)对铜渣中Fe、Cu、Co和Ni的溶出率及溶出速率的影响。结果表明:随着硫酸体积分数的升高,促进了硅酸凝胶在酸液中的形成,吸附浸出液中的金属离子,导致了溶液中各金属的溶出率有所降低;浸出温度的升高有助于提高铜渣中金属元素的溶出率。通过试验研究获得了铜渣中有价金属浸出的最佳条件:硫酸体积分数20%,硫酸用量为理论用量的7倍,浸出温度90℃,浸出时间2 h,此条件下Fe、Cu、Co和Ni的溶出率分别达到94.5%、69.7%、73.9%、36.4%。     

从湿法炼锌锑盐净化钻渣中回收钴、锌、镉、铜

在湿法炼锌工艺中,采用锑盐除钴法产出的净化钴渣经过酸性浸出后,锌、镉、钴等有价金属进入溶液,铜进入浸出渣。浸出液经过双氧水氧化除铁、低温锌粉置换除铜后,用α-亚硝基-β-萘酚的碱性溶液进行沉钴,沉钴渣经过酸洗除杂后,进行氧化焙烧而得粗Co2O4。该工艺,经济效益明显。     

硫酸铵焙烧法浸出镍磁黄铁矿中有价金属

将镍磁黄铁矿与(NH4)2SO4混合后在高温下焙烧,考察(NH4)2SO4用量、浸出温度、浸出时间和稀硫酸浸出液的pH值对焙烧产物中金属元素浸出率的影响,并在氨水-(NH4)2SO4混合溶液中浸出焙烧产物。结果表明:在不同情况下,Ni和Cu的浸出率较高,Mg和Fe的浸出率较低;氨性溶液有利于Ni和Cu的浸出,总氨浓度为7 mol/L时,Ni和Cu的浸出率分别为89.56%和79.35%;低pH值的稀硫酸溶液有利于Mg和Fe的浸出,pH值为0.5时,Mg和Fe的浸出率分别为61.39%和62.56%。由扫描电镜-能谱分析和XRD分析可知,矿样中Ni和Cu大部分被浸出;由于焙烧产物中部分Mg和Fe以铁酸钙和硅酸镁等形态存在,Mg和Fe的浸出率较低。     

CaO-Cu2O-Fe2O3三元渣系组元活度计算模型

基于炉渣结构共存理论,建立1 200～1 300 ℃下CaO-Cu2O-Fe2O3三元渣系组元活度的计算模型,计算并绘制渣中CaO、Cu2O和Fe2O3的等活度曲线,考察碱度B和温度t对组元活度α(CaO)、α(Cu2O)和α(Fe2O3)的影响.结果表明:模型计算值α(Cu2O)与文献实测值α′(Cu2O)吻合程度高,说明模型能较好地反映该渣系的结构本质;α(Cu2O)呈拉乌尔正偏差,在B=1.54时出现最大值,当B＞1.54时随着B和t的增大而降低,当B＜1.54时趋势正好相反,且受碱度影响更为显著;α(CaO)和α(Fe2O3)分别随CaO和Fe2O3在炉渣中含量的升高而增大,但受温度的影响都不明显.研究结果可用于采用铁酸钙渣系的炼铜新工艺热力学研究.     

高铝褐铁矿铝铁分离新工艺及其机理

系统地研究高铝褐铁矿工艺矿物学特性,开发钠盐焙烧-溶出铝铁分离新工艺,运用XRD和SEM等分析铝铁的分离机理.结果表明:铝主要呈微细颗粒嵌布于褐铁矿中或以类质同象形式存在于针铁矿物中,采用常规的磁选、浮选和磁化焙烧等工艺不能有效地分离铝铁;采用钠盐焙烧-溶出铝铁分离新工艺,当焙烧温度为1 000℃,焙烧时间为10 min,Na2CO3质量分数为14.0%时,可制备全铁品位63.21%,Al2O3含量为2.13%的铁精矿,有效实现铝铁分离;原矿中的铝经钠盐焙烧后转变为铝硅酸钠、铝酸钠、α-Al2O3:铝酸钠、铝硅酸钠经溶出后被脱除,残留在铁精矿中的铝主要为呈微细粒嵌布在铁矿物中的α-Al2O3.     

熟料烧结过程中氧化铁反应行为的热力学分析

通过对Fe2O3与碳酸钠、氧化钙以及硅酸钙反应的热力学分析,明确Fe2O3在铝土矿炉料烧结过程中的热力学反应规律。热力学计算、分析结果表明:Fe2O3在正常烧结温度范围内能与Na2CO3或CaO发生反应,但更易与CaO反应形成2CaO.Fe2O3或CaO.Fe2O3,Fe2O3和Na2O.Fe2O3能使2CaO.SiO2和3CaO.2SiO2转变为CaO.SiO2,CaO.SiO2进一步与Na2O.Al2O3或Na2O.Fe2O3反应生成不溶的三元化合物而造成烧结法生产氧化铝过程中Na2O和Al2O3的损失。4CaO.Al2O3.Fe2O3不能由铁酸钙和铝酸钠相互反应产生,而可能是CaO、Al2O3和Fe2O3三者直接反应的产物,且在烧结条件下Na2O.Fe2O3可分解4CaO.Al2O3.Fe2O3。     

Fe_3Al基摩擦材料的烧结致密化过程研究

利用热压烧结方法制备了以Fe3Al金属间化合物为基体,以Cu、石墨、MoS2、Al2O3为添加剂的一种复合摩擦材料,并对其烧结致密化过程以及影响因素进行了试验研究。结果表明,材料的致密化过程受到原始粉料组成、粒度以及烧结工艺参数(如烧结温度、压力、保温时间)等多种因素的共同影响,其中Cu的液相烧结在材料致密化过程中起到重要作用。最佳工艺参数为:烧结温度1 050￣1 100℃,压力10￣12 MPa,保压20￣30 min,保温45￣60 min,此时致密度为90%￣95%。烧结过程中未发现晶粒异常长大,经1 050℃烧结1 h的摩擦材料中Fe3Al的晶粒尺寸为400￣600 nm。     

湿法炼锌工艺中的综合回收

循环经济是通过资源高效和循环利用,污染物的低排放甚至零排放,保护环境,实现社会、经济与环境的可持续发展。在湿法炼锌过程中,产出的烟尘、各类废渣和废液中含有多种有价金属。如焙砂浸出后产出的酸浸压滤渣,净化时产出的铜镉渣、钴镍渣,氧化锌烟尘浸出时产出的含有铟、锗、镓的浸出液和铅渣,氧化锌多膛炉焙烧时产出的含铟布袋尘和铜镉渣提取镉后产出含铟的贫镉液等。从这些废渣、废液中回收有价金属是循环经济的具体体现,是企业经济活动所面临的新课题。