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用(NH4)2SO4焙烧分解碳素铬铁冶炼渣,提取有价金属,考察了焙烧温度、硫酸铵用量和焙烧时间对有价金属浸出率及过程相变的影响. 结果表明,焙烧过程中250~435℃间失重达65.5%,主要为NH3,H2O,SO3释放及(NH4)2SO4挥发. 优化的焙烧条件为(NH4)2SO4与铝镁渣质量比5:1、焙烧温度350℃,焙烧时间3.5 h. 有价金属转变为其相应的硫酸金属铵盐,且与(NH4)2SO4分解产物共存;该条件下的焙烧料90℃下浸出1 h,Mg, Al, Cr, Fe的浸出率分别为92%, 80%, 82%, 93%. 推测新生成的硫酸金属铵盐的片状聚集体阻碍碳素铬铁渣内部完全被(NH4)2SO4侵蚀. 相似文献
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为克服传统工艺的缺点,采用氧化锰矿硫酸化焙烧-水浸方法制备电解锰电解液,将氧化锰矿与硫铁矿混合高温焙烧,使四价锰还原成水溶性的二价锰,并在焙烧过程中完成硫酸化过程,生成水溶性MnSO4,而其他杂质元素生成难溶性的氧化物用水直接浸出,避免其进入电解液,不用传统工艺中的酸浸,有利于环保. 通过实验得出在S/Mn摩尔比为3、焙烧温度600℃、焙烧时间270 min的最优工艺条件下,Mn的综合浸出率可达85.6%. 表明本工艺路线是完全可行的. 相似文献
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钒渣钙化焙烧参数对钒浸出率的影响 总被引:2,自引:0,他引:2
在分析钒渣(V2O3 8.07%)钙化焙烧过程反应机理的基础上,采用钙化焙烧-酸浸法研究了钙化焙烧过程中CaO/V2O3(质量比)、焙烧温度、焙烧时间对钒浸出率的影响. 结果表明,焙烧温度在600~900℃之间时,V2O5等钒氧化物可与CaO发生反应,形成以CaV2O6, Ca3V2O8, CaV3O7为主的钒酸钙. 当CaO/V2O3由0.48提高到约1.125时,钒浸出率由55.3%提高到69.2%,当CaO/V2O3>1.125时,钒浸出率开始下降. 焙烧温度由750℃提高到825℃时,钒浸出率由56.3%提高到69.7%,温度进一步升高,物料开始烧结,浸出率逐渐下降. 随焙烧时间延长,钒浸出率逐渐提高,2 h后达最大;时间继续增加,钒浸出率会因物料间发生二次反应而下降. 相似文献
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粉煤灰酸浸提铝及其动力学 总被引:5,自引:0,他引:5
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. 相似文献
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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. 相似文献
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Removal of silicate minerals from microcrystalline graphite ores is important to achieve high-purity graphite product. Alkali roasting pre-treatment and acid leaching process was used to prepare high-purity graphite from a fine microcrystalline graphite concentrate. The results showed that the alkali roasting pre-treatment and acid leaching process could enhance the fixed carbon of microcrystalline graphite to a higher level. Under the optimum conditions selected, a graphite product with fixed carbon content of 99.0% was obtained from microcrystalline graphite concentrate with carbon content of 90.2%. According to XRD and SEM-EDS analysis, impurities mainly composed of Fe, Si, and Al were decomposed to water soluble or acid soluble components during alkali-roasting pre-treatment and acid leaching process. The crystal structure and surface topography of microcrystalline graphite showed no change. 相似文献
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微波焙烧预处理难浸金矿物 总被引:2,自引:0,他引:2
采用微波焙烧法对难浸金矿进行了预处理,并对金的赋存状态、物相及焙砂的微观组织进行了分析.结果表明,金以微粒金和次显微金存在,赋存状态为以硫化物包裹金和石英包裹金为主,需进行预处理打开硫化物包裹金,才能有效提高金浸出率.微波焙烧预处理,焙烧时间为15 min、温度为480℃时,氰化浸出率为92.03%;常规焙烧预处理,焙烧时间为35 min、温度770℃时,氰化浸出率为86.63%.经微波焙烧预处理后的焙砂,矿物界面变得疏松,颗粒表面产生了大量的孔隙,有利于矿物内的金与浸出剂接触,提高金的氰化浸出率;采用常规焙烧预处理后的焙砂,颗粒表面形貌没有明显的变化. 相似文献
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The role of silver minerals on the cyanidation of gold particles embedded within multi‐sulphidic mineral matrices
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金精矿焙烧过程中产生的含金粉尘是一种有价值的二次金资源。在矿物学分析的基础上,研究了不同预处理方法对含金粉尘氰化脱除有害元素和提金的影响。结果表明,该粉尘属于难处理金矿石,砷、碳、铁对提金的不利影响是导致提金率低的主要原因。当NaOH浓度为6 moL/L时,对砷和碳的去除率分别为99.7%和60.6%;金浸提率为58.9%,仅比直接氰化提高了4.60%;在H2SO4质量分数为15%时,铁、砷和碳的去除率分别为33.7%、80.4%和12.6%,金的萃取率达到80.4%;在650℃、0.2 m3/h气流速率下焙烧4 h后,砷和碳的去除率分别为54.7%和95.0%,金的提金率达到84.5%。结果表明,碳对金从尘埃中浸出的影响最大,其次是铁和砷。 相似文献
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以内蒙古高铝粉煤灰(Al2O3/SiO2质量比1.24)为原料,采用Na2CO3焙烧活化-盐酸浸取法提铝,考察了焙烧温度、时间和碳酸钠/粉煤灰质量比的影响,对焙烧活化及酸浸提铝动力学进行研究,分析了提铝机理. 结果表明,高温活化条件下,粉煤灰中的莫来石及SiO2与Na2CO3反应生成NaAlSiO4, Al2O3和Na2SiO3,酸浸后铝浸出率超过94.99%;活化过程符合Crank-Ginstling-Braunshtein模型,表观活化能为117.06 kJ/mol,活化反应受固膜扩散控制. 相似文献
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为了提高难浸金矿中黄金的回收率,提出了借鉴硫酸法钛白生产工艺,利用70%左右浓度硫酸浸出焙烧矿中的铁,使铁进入酸浸液中,剥离铁中的包裹金,从而提高难浸金矿中黄金产率,对黄金行业具有一定的开拓和创新意义,具有良好的经济效益和社会效益。 相似文献
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以铅锌废渣为锌源,通过浸取、除杂、蒸发、干燥和焙烧等步骤制备纳米ZnO.ZnO前驱体的X射线衍射(XRD)、红外光谱分析(IR)、热重(TGA)和差热分析(DSC)分析表明:ZnO 前驱体是无定型碱式碳酸锌(Zn5 (CO3)2(OH)6),加热过程中它先分解成ZnO和Zn(OH)2,然后Zn(OH)2进一步分解成ZnO.焙烧产物的XRD、扫描电镜(SEM)和粒度分析显示:在400 ℃的温度下下焙烧时,ZnO前驱体分解产物是红锌矿(ZnO)和Ashoverite (Zn(OH)2);在500 ℃和600 ℃焙烧时,前驱体完全转化为红锌矿,其形貌不规则,但是前驱体在500 ℃焙烧时,产物ZnO的粒径较小,主要分布在80~150 nm,在600 ℃焙烧时,产物的颗粒团聚严重. 相似文献
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以硼化工行业固体废物--硼泥为原料,在TG-DSC热分析基础上,采用马弗炉和微波炉对其进行活化焙烧,再将焙烧产物进行碱浸和酸浸综合回收硅、镁有价组分。研究了两种焙烧方式对硼泥中SiO2和MgO浸出率的影响。采用化学分析、X射线衍射和扫描电镜对焙烧产物以及白炭黑和氧化镁制品的化学成分、物相组成和微观形貌进行表征分析。结果表明:两种焙烧方式均可提高硼泥活性,促进硼泥中硅、镁组分的浸取。其中,马弗炉最佳焙烧条件为600℃、30 min,此时硼泥中SiO2和MgO浸出率分别为97.65%和98.81%;微波炉最佳焙烧条件为500℃、10 min,此时SiO2和MgO浸出率分别为98.03%和98.83%。白炭黑制品中SiO2含量为92.20%,颗粒多呈近球状,粒径100~200 nm。氧化镁制品中MgO含量为93.05%,晶粒呈圆片状,粒径约2 mm。 相似文献
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焙烧-浸出黄钾铁矾渣中多种有价金属 总被引:4,自引:0,他引:4
实验研究了中低温焙烧-NH4Cl浸出-碱浸同时回收湿法炼锌黄钾铁矾渣中有价金属及Fe的新工艺. 黄钾铁矾渣在650℃下焙烧1 h后,渣中Zn, Pb的主要物相KFe3(SO4)2(OH)6分解为Fe2O3, ZnSO4和PbSO4. 在105℃、液固比10:2(w)条件下用6 mol/L NH4Cl浸出2 h,Zn, Pb和Cd的浸出率均在95%以上,同时Fe含量由焙烧后的23.21%提高到40%. 所得浸出渣再于160℃下用23.08%(w)的NaOH溶液浸出1 h,Fe含量可提高到54%左右,且As含量可降低到0.1%. 最终的浸出渣可作为铁精矿使用. 相似文献