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为了改变目前隐晶质石墨高温提纯或化学提纯高耗能、高污染的现状,加快隐晶质石墨的开发利用,本文使用新的方法对隐晶质石墨进行提纯。试验选用黑龙江鸡西生产的隐晶质石墨浮选精矿为原料,采用先对隐晶质石墨单独焙烧活化再分别进行碱浸、酸浸的方法进行提纯试验研究。本文在保持酸浸条件不变的情况下,研究了焙烧工序和碱浸工序中各因素对隐晶质石墨提纯效果的影响,并确定最佳焙烧条件和最佳碱浸条件。试验结果表明,使用该方法可使隐晶质石墨的固定碳含量由原来的84.173%提高至93.852%。通过对比试验可知,隐晶质石墨经单独焙烧后,可提高杂质与碱、酸反应的活性,提高杂质的脱除率,提纯效果优于相同条件下未经焙烧的隐晶质石墨样品。 相似文献
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钢铁厂冶炼过程产生的含锌固体废弃物经烟化挥发得到氧化锌烟尘,具有来源广、成分复杂、原料波动性大的特点。以该氧化锌烟尘为研究对象,针对现行湿法炼锌常规工艺处理流程存在原料适应性差,锌直收率低,浸出渣中铅难以富集的问题,本文研究了氧化中浸-加压酸浸组合技术工艺,考察了液固比、反应时间、浸出温度、氧化剂等因素对锌、铟及主要金属离子浸出的影响。结果表明,采用氧化中浸技术在温度60 ℃、液固比3.9 mL/g、中浸1 h、中和2 h、过氧化氢用量62 mL/kg的条件下,锌浸出率达到80%以上,中浸液中铁含量<20 mg/L,可实现锌的浸出与铁的同步沉淀;中浸渣采用加压酸浸技术,利用氧化中浸渣中沉淀的三价铁对硫化物进行氧化浸出,在不添加氧化剂、温度125 ℃、液固比2.5 mL/g、浸出时间3 h,浸出剂酸浓度为150 g/L的条件下,锌和铟浸出率分别达98%和90%以上,锌与铟可同时高效浸出,且可同步实现浸出液中铁价态的控制,加压酸浸液中铁浓度在17 g/L左右、其中二价铁浓度在16 g/L左右,90%以上的铁为二价铁,易于后续溶液处理,加压酸浸渣铅含量≥30%,富集比高。该工艺解决了常规工艺锌直收率低的问题,简化了工艺流程,提高了原料适应性,实现了氧化锌烟尘的高效综合利用。 相似文献
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以黑龙江某地细鳞片石墨浮选精矿为原料进行碱酸法提纯试验,探讨了碱酸法提纯的最佳工艺条件。研究表明:在NaOH用量3.0 g(碱固比0.6:1)、焙烧温度750℃、焙烧时间40 min、浸出水用量50 mL、酸浸HCl浓度1.0 mol/L、用量40 mL、酸浸时间40 min的条件下,通过碱熔焙烧-水浸出-酸浸的工艺可将石墨固定碳含量由95.89%提升至99.94%。随着反应的进行以及物相的变化,杂质最终演变成可溶性物质,以洗涤的方式被去除;水浸出过程中保持弱碱性环境,有利于硅酸钠的溶解。 相似文献
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以721铀矿云际矿石为研究对象,通过室内铀矿石柱浸试验,研究铀矿石在细菌池浸过程中钍浸出特征。试验结果表明,柱浸过程中,水文地球化学条件(pH和Eh)对钍浸出影响不大,随着时间变化,pH值在1.731.36发生变化,Eh值在1691.36发生变化,Eh值在169592mV变化,但钍浸出量基本稳定在2.2592mV变化,但钍浸出量基本稳定在2.22.5mg/L。同时试验结果发现,原矿铀浸出率为80.03%,钍浸出率仅约为14.1%,主要原因是U、Th的化学性质不同,Th均以+4价稳定存在于矿石中,一般不易被溶解而迁移转化。U具有多种价态,在氧化条件下显示+6价,而这种价态的U性质活泼,易于在环境中迁移转化。 相似文献
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对铅冶炼难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣进行了"中性浸出—酸浸"工艺试验研究。结果表明,碱洗渣中性浸出时,锌、镉的浸出率先随浸出温度、液固比、搅拌速度和时间的增加而提高,后增速变缓;中浸渣酸浸时,液固比对锌、铟的浸出率无明显影响。锌、铟的浸出率随初始酸度、浸出温度和时间的增加先增加后变缓。中性浸出最佳条件为:温度338K、液固比5∶1、搅拌速度400r/min、浸出时间1h,此条件下,锌、镉的浸出率分别为80.3%和76.3%。中浸渣酸浸最佳条件为:初始酸度100g/L、浸出时间2h、浸出温度363K、液固比5∶1,在该条件下,锌、铟的浸出率分别为97.1%和85.5%。 相似文献
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Dissolution rates of nickel in hydrochloric acid with and without the presence of thiourea have been studied by means of rotating disc methods with solution analysis. In the absence of thiourea an apparent activation energy value of 61.1 ± 12.1 kJ. mol−1 was determined. Such a high value is inconsistent with a diffusion controlled process and this was supported by the lack of dependency of the dissolution rate on rotational speed. A reaction controlled process is indicated. In 8.4 mol. dm−3 hydrochloric acid the thiourea concentration range producing optimum dissolution rates was 10−3 to 10−2 mol. dm−3. At 70° C the rate of leaching was enhanced by some 105 %. Tests using radiochemical labelling of the sulphur and of the carbon separately in the thiourea molecule confirmed previous proposals, for cobalt dissolution, that hydrogen sulphide is produced as a by-product of the cathodic depolarisation reaction involving the thiourea and is adsorbed on the metal surface in the molecular state, forming activated anodic sites which enhance anodic dissolution. At the 10−1 mol. dm−3 thiourea concentration level stimulation of the nickel dissolution process gave way to its partial inhibition with a maximum diminution at 30°C of 50 %. 相似文献
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本试验以丹霞冶炼厂氧压浸出车间现场流程为基础。经过技术改进后的二段砂磨机将矿浆中-40μm含量由65%提高到83%,取磨矿前后矿浆为浸出物料,在实验室进行小型氧压酸浸闪锌矿试验。结果证实了浸出物料变细,浸出效率会提高。浸出物料变细后,浸出渣的渣率降低,浸出渣中Zn品位下降,锌资源回收率提高,减少了资源浪费。以试验结果提高2%的浸出效率来算,冶炼厂原年生产10万吨锌锭,每吨1.45万元来计,每年将提高厂收益2900万元左右。 相似文献
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本试验以丹霞冶炼厂氧压浸出车间现场流程为基础。经过技术改进后的二段砂磨机将矿浆中-40μm含量由65%提高到83%,取磨矿前后矿浆为浸出物料,在实验室进行小型氧压酸浸闪锌矿试验。结果证实了浸出物料变细,浸出效率会提高。浸出物料变细后,浸出渣的渣率降低,浸出渣中Zn品位下降,锌资源回收率提高,减少了资源浪费。以试验结果提高2%的浸出效率来算,冶炼厂原年生产10万t锌锭,每吨1.45万元来计,每年将提高厂收益2900万元左右。 相似文献
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在准东矿区布点采集上部煤层样、夹矸、下部煤层样等样品,进行逐级化学萃取试验和动态淋滤试验,以分析碱金属钠的赋存形态、分布规律和浸出行为。结果表明,煤层(上部分层样和下部分层样)中总钠含量明显大于夹矸。夹矸中水溶态钠(H 2O-Na)含量仅为1.37 mg/g,但占比82.49%,显著高于上部分层样的65.50%和下部分层样的64.35%。动态淋滤过程中钠离子浓度均呈现先快速下降后趋于平衡的变化趋势,上部分层样中钠的初始浸出速率最高。shrinking core model表明上部分层样、夹矸和下部分层样的浸出动力学速率常数分别为:0.001,0.005和0.002 h-1。水溶钠浸出率由大到小的顺序为:夹矸> 上部分层样> 下部分层样,夹矸达99.62%。经动态淋滤后,上部分层和下部分层煤样品灰分中的Na 2O含量分别降至2.67%和2.06%,低于燃煤锅炉稳定运行对钠含量的要求。 相似文献
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氧在氰化提金过程中起着极其重要的作用.提高氰化矿浆中溶解氧的含量,可明显地加快金的浸出速度,在不增加浸出设施的情况下,提高生产能力,提高金的浸出率. 相似文献