碱焙烧法从高温合金废料中分离铼

本文系统研究了高温合金废料中稀贵金属Re分离的工艺过程及工艺参数。分离方法选择碱焙烧法,研究了焙烧坩埚、焙烧时间、焙烧温度、水浸温度以及NaOH和钠盐加入量等因素对Re在焙烧水浸后回收率的影响。结果表明,选用致密的Al2O3坩埚,合金粉料与所加入NaOH和钠盐总和的质量比为1:2时,在900°C常压无气氛条件下焙烧60min,水浸温度70~90°C,浸出液中Re的回收率能够达到93.78%。其中所加入的钠盐为Na2CO3和Na2SO4,三者质量比为NaOH：Na2CO3：Na2SO4=6：1：3。     

钾长石的绿色化综合利用工艺

针对辽宁某地钾长石的特点,设计了一条绿色化综合利用工艺流程。采用Na2CO3中温焙烧,在较低温度下破坏钾长石的结构。碱溶焙烧熟料得到Na2SiO3溶液和K、Na、Al的富集渣。碳分Na2SiO3溶液制取白炭黑。酸化K、Na、Al的富集渣,经水浸、过滤得到白炭黑和含K、Na、Al的溶液。Na2CO3沉铝得到Al(OH)3与K、Na分离。Na2SO4、K2SO4循环至一定浓度后分步结晶得到Na2SO4和K2SO4晶体。可采用CO还原Na2SO4制得Na2S。整个工艺流程实现了Si、K、Na、Al的综合利用,无废弃物排放。     

硫代硫酸盐法回收某金矿废水池污泥中金的研究

在NaOH、Na2SO3的协同作用下，探索了硫代硫酸盐法回收某金矿废水池污泥中金的条件。通过单因素和正交试验得出：在反应温度50-55℃，反应时间3h,试剂与干污泥的最佳质量比为：Na2S2O3·5H2O 72．1％，NaOH 11.3％，Na2SO3 11.3％，此时浸金率可达90．1％以上。     

石棉尾矿加碱焙烧去非金属氧化物作用研究

以石棉尾矿为原料,将其与氢氧化钠经混合焙烧、水浸得到焙烧水浸产物。考察主要工艺条件NaOH与SiO2摩尔比、焙烧反应温度和焙烧反应时间等对焙烧产物及焙烧水浸产物的影响,结合物相、结构变化等探讨去非金属氧化物作用过程和作用机制。结果表明,加碱焙烧的优化工艺条件为:n(NaOH)∶n(SiO₂)摩尔比为4.0,反应温度为600℃,反应时间为2 h,此条件下加碱焙烧去非金属氧化物作用明显,水浸渣中主晶相均为氧化镁。当焙烧温度大于255℃时,随焙烧温度的升高,镁氧八面体片发生脱水,硅氧四面体结构破坏,形成可溶的硅酸镁钠;当焙烧温度为830℃时,硅酸镁钠由可溶物质转变为难溶物质。     

从HDS废催化剂中提取钒和钼的研究

用加碱焙烧—水浸取法从加氢脱硫 (HDS)废催化剂中提取钒和钼。实验结果表明 :当废催化剂平均粒径小于 0 .0 6 0 80 mm,原料摩尔比为 Na2 CO3 / (V+ Mo) =2 .0 ,在温度 112 3K下焙烧2 4 0 min,钒和钼的焙烧浸取收率都可达 90 %以上     

粉煤灰在不同碱源条件下水热合成A型沸石

以粉煤灰为原料,NaOH和Na2CO3,为碱源,进行了合成A型沸石的研究.粉煤灰被添加到不同浓度的碱液中制备出料浆,在固液比为100 g:400 cm3,在温度为393 K的条件下,水热搅拌合成沸石,反应时间分别为3 h和24 h.研究结果表明,NaOH作为碱源合成A型沸石与用Na2CO3比较,原料转化率高,产品结晶度大,合成时间短,但总体来说粉煤灰转化率不高.     

钙化焙烧-酸浸工艺提取钼精矿中铼的研究

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%。     

从某高温合金酸浸渣中回收钨的研究

以某高温合金酸浸渣为原料, 利用碱焙烧-水浸-离子交换-结晶工艺回收钨制备仲钨酸铵。考察了焙烧温度、焙烧时间、碱用量、水浸温度及水浸时间等因素对钨回收率的影响。实验得出最佳碱焙烧-水浸工艺条件为: 焙烧温度700 ℃、焙烧时间60 min、碱用量为酸浸渣质量的80%、水浸温度85 ℃、水浸时间60 min, 在此条件下, 富钨渣中钨回收率可达99%以上。将焙烧-水浸液稀释后, 采用201×7树脂在流速为5 cm/min的条件下进行吸附, 吸附完毕后使用5 mol/L NH₄Cl+2 mol/L NH₃·H₂O进行解吸, 解吸流速为吸附流速的1/2, 取解吸高峰液进行结晶, 当结晶率80%时仍可得到合格的仲钨酸铵产品。     

含铂族金属铁合金碱焙烧脱硅预处理研究

针对含铂族金属铁合金结构复杂、难以溶解的问题,开展碱焙烧脱硅预处理研究以破坏稳定致密的合金结构。经试验验证,适宜的焙烧条件为：碱料质量比1.4、焙烧温度600℃、焙烧时间2 h,此条件下合金相完全分解,转化为NaFeO2和Na4SiO4,Na4SiO4经水浸脱除,所得水浸渣中硅含量降至0.84%。脱硅预处理后物料结构疏松、活性较高,易于酸溶除铁,有利于铂族金属精炼回收。     

活化焙烧-联合浸出法制备白炭黑实验研究

以煤矸石为原料,通过活化焙烧和联合浸出的方法制得高纯度的白炭黑,考察了预焙烧、酸浸、碱焙烧、水浸和陈化参数对白炭黑制备的影响.结果 表明:在预焙烧温度为700℃,预焙烧时间为2h,硫酸浓度为20％,液固比为5,浸出温度为90℃,浸出时间为1h,加碱焙烧温度为750℃,碱渣比为1.5∶1,水浸液固比为20,水浸温度为60℃,pH值为6和陈化温度为80℃条件下,得到白炭黑产品品位大于99.5％.     

助熔剂降低赤褐铁矿深度还原温度的试验研究

针对目前难选铁矿深度还原能耗高、成本高难于工业化的现状,进行了添加助熔剂降低深度还原温度的试验。通过还原剂种类、用量、还原合适温度的试验研究,得出用Na2CO3为助熔剂,原矿∶无烟煤∶Na2CO3=6∶3∶2,深度还原温度降到1050℃时,可将原矿品位为35.23%的贫细鲕状赤铁矿,通过深度还原-磁选,获得铁精矿品位93.04%、回收率94.53%的较好指标。     

硫化铋精矿低温碱性熔炼新工艺研究

提出了硫化铋精矿低温碱性熔炼粗铋的新工艺, 考察了w(NaOH)/w(Na₂CO₃)、碱量、温度和时间等因素对熔炼的影响。结果表明, 在w(NaOH)/w(Na₂CO₃)=20/133、碱量为1.64倍理论量、温度800 ℃、时间1.5 h的最优条件下, 金属铋的直收率可达94.02%, 粗铋含Bi 98%, 该工艺具有低温、清洁、直收率高等特点。     

煤泥制备聚硅酸铝铁的条件试验研究

提出了用煤泥制备无机高分子絮凝剂聚硅酸铝铁的新方法.以浸出率为考察指标,研究了焙烧温度、碱(Na2CO3)煤比、酸种类及用量等影响煤泥制备聚硅酸铝铁的具体工艺条件.试验结果表明,当最佳焙烧温度为900℃、最佳碱煤比为0.8、硫酸与碱的质量比为2.6时浸出率最高.并用调制后pH值为1.5的絮凝剂和原液分别对模拟煤泥水进行了絮凝性能试验,最终得到当pH值为1.5,药剂与煤泥水的用量比为1:500时达到最佳絮凝效果.     

NaOH沉淀-KF置换-酸碱滴定法快速测定高岭土中氧化铝

本文研究了快速测定高岭土中氧化铝含量的Na OH沉淀—KF置换的酸碱滴定法。试样与碱性混合熔剂Na2CO3 MgO半熔融,熔块以水浸取并消除干扰离子后,先在pH值7～8时,用稀NaOH溶液将Al3 沉淀为Al(OH)3,再加入KF,反应中释放出的游离KOH溶液,以酚酞为指示剂,用HCl标准溶液滴定至终点。测定结果的相对标准偏差(RSD)为0.30%(n=5),其加标回收率(R)在97.8%～101.6%。结果表明,改进后的本法具有简单、快捷、准确度高、干扰小等特点,可满足生产要求。     

硫化钼镍矿中镍的强化浸出工艺研究

通过焙烧—水浸实现原生硫化镍钼矿中镍和钼的分离,并对得到的氧化镍渣进行强化浸出工艺研究,考察酸的种类、配比、浸出温度、液固比、浓度、超声波以及添加剂等工艺因素对镍浸出率的影响。得到的较优工艺条件为:原矿和无水碳酸钠质量比1∶0.9,560℃焙烧6 h,650℃焙烧1.5 h,焙砂中镍品位为2.67%、回收率为96.70%,钼品位为3.50%、回收率为99.85%;在液固比4∶1,温度95℃的条件下,水浸焙烧渣2 h,99.70%的镍留在滤渣中,95.43%的钼进入滤液,有效地实现了钼和镍的分离;在液固比为6∶1、浸出温度95℃、超声波振荡、浸出时间为6 h、硫酸浓度为15%和加入0.5 g添加剂条件下,镍渣中镍的浸出率为79.80%。     

Ni-Sn-Fe合金废料的综合利用

研究了用Ni-Sn-Fe合金废料生产工业硫酸镍和锡酸钠的生产工艺流程。Ni-Sn-Fe合金产经混酸浸出,Na2CO3沉锡,Na2CO3除铁,萃取除杂,浓缩结晶可得硫酸镍,所沉锡渣碱溶,水淬,浓缩结晶可得锡酸钠。     

赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

赣州某选钨尾矿Li_2O品位为0.34%,锂主要赋存在云母矿物中。为确定锂的回收利用工艺,对有代表性试样进行了浮选工艺及浮选锂精矿焙烧—浸出工艺条件研究。结果表明,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理试验原料,可获得Li_2O品位为1.18%、回收率为58.69%的锂精矿;浮选锂精矿与氯化剂(氯化钙与氯化钠的质量配合比为1∶1)按质量比1∶0.6混合后在900℃焙烧1 h,焙烧产物在液固质量比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2 h情况下水浸,锂浸出率达到98.80%。因此,浮选—氯化焙烧—浸出工艺可实现赣州某选钨尾矿中锂的综合回收。     

碱活化粉煤灰制备高强膨胀陶粒及膨胀机理

以粉煤灰为原料,经碱液水热活化、挤压成型、煅烧制备了高强耐磨、吸水率低的膨胀型陶粒.采用SEM和XRD分析了材料的微观形态及晶相结构,考察了所得陶粒的基本性能,探讨了高强膨胀陶粒的制备机理.结果表明,粉煤灰的碱水热活化是高强膨胀陶粒形成的关键,生成的Na2SiO3使粉煤灰黏结成型导致了膨胀陶粒的生成,而且Na+诱导霞石生成,降低了陶粒的膨胀温度.NaOH浓度和焙烧温度越高,越易生成膨胀陶粒.在粉煤灰与NaOH溶液质量比为1∶1、NaOH浓度3mol/L、焙烧温度1000℃的条件下制备的膨胀陶粒性能最好.     

碱酸法提纯某微晶石墨

碱酸工艺是当前提纯微晶石墨的主流工艺。为确定固定碳含量为85%、粒度为0.048~0 mm、主要杂质为SiO2、Al2O3、Fe2O3等的湖南某微晶石墨提纯的合适碱酸工艺参数,对NaOH的用量、焙烧温度、焙烧时间以及HCl的用量进行了试验。结果表明,适当提高NaOH的用量、焙烧温度、焙烧时间以及HCl的用量均有利于提高微晶石墨提纯产品的固定碳含量,在NaOH与试样的质量比为0.6,焙烧温度为600℃,焙烧时间为60 min,HCl与试样体积质量比为0.4 mL/g的情况下,可获得固定碳含量为98.79%的提纯产物。     

硫酸化焙烧-浸出法处理镍红土矿工艺研究

采用硫酸化焙烧-浸出法,对从镍红土矿中提取镍、钴进行了实验研究.主要考察了酸料比、含水率、焙烧温度、焙烧时间及活化剂加入量等因素,对红土矿中镍、钴、铁浸出率的影响.结果表明,在酸料比为0.4、含水率为40%及活化剂Na2SO4加入量为2~3 g的条件下,采用在400℃下预焙烧20 min,再在700℃下焙烧90 min,在80℃下搅拌水浸1 h,镍的浸出率为85%,钴的浸出率为95%,铁的浸出率在5%以下