提锂铷冶金尾渣制备硅肥试验研究

为提锂铷冶金尾渣制备硅肥试验研究表明:提锂铷尾渣采用配碱高温改性制备硅肥,有效硅活化效果良好。提锂铷尾渣制备硅肥优化的硅肥改性参数为:碱配比10%,焙烧温度850~950℃,焙烧时间60~90min,改性硅肥有效硅可达20%以上。合成浸渣硅肥满足国家标准硅肥(NY/T 797-2004)的各项指标要求。锂铷矿石资源有望实现全相回收。     

复杂钛渣硫酸分解动力学的计算机模拟研究

本文研究了一种新品种钛渣硫酸分解的动力学。该种渣在相结构和化学组成上均与一般的高钛渣不同。对这种渣的硫酸分解动力学迄今尚未见研究。本文推导出本实验处于混合控制下的数学模型为:K′k_A[(1-α)~(1/3)-1-1/3ln(1-α)] K′r_0D[1-(1-α)~(1/3))=k_ADτ在冶金动力学研究中,当过程为化学反应和扩散混合控制时,用传统的方法不能确定其动力学常数。本文探索用复合形最优化法运用电子计算机计算该条件下的动力学常数,并确定了所研究的过程为内扩散控制,同时用传统的方法得到了验证。本实验内扩散控制的数学模型为(本文的K′=0.5489):(1-α)~(1/3)-1-(1/3)ln(1-α)=(D/K′)τD=0.00693(cm~2/min)本研究的结果为该重要过程从理论上指明了强化途径,对实践过程有指导意义。本文探索使用的确定动力学常数的方法有较好的应用价值。     

碱溶粉煤灰提硅工艺条件的优化

采用正交实验对碱溶粉煤灰提取二氧化硅的最佳工艺条件进行了优化,结果表明:碱溶粉煤灰提取硅的条件为:反应温度130℃、NaOH初始浓度17.5mol/L、液固比1.5∶1、反应时间6m in。在此条件下,过200目筛的粉煤灰提硅率可达75.65%,提硅渣中的铝硅比达到3。     

硫酸铵焙烧粉煤灰的熟料溶出动力学研究

对硫酸铵焙烧粉煤灰的熟料溶出过程进行了动力学研究,根据不同温度、不同搅拌强度、不同液固比中Al2O3的溶出率和反应时间的关系,计算该反应的表观活化能为19.93 kJ/mol,熟料的溶出过程受通过固体产物层的内扩散控制,动力学方程为:1+2(1-x)-3(1-x)2/3=4.52exp{-19929/RT}·t。在液固比8:1,溶出温度为90℃,搅拌强度为300 r/min,溶出时间70 min的条件下,Al2O3的溶出率可达84%。     

DRI钛渣制备高钛渣新工艺研究

传统高炉工艺流程处理钒钛磁铁矿,钛资源回收率低。针对气基竖炉还原—电炉熔分的非高炉冶炼工艺得到熔分钛渣,开展DRI钛渣提质生产高钛渣的方案探索和尝试,成功开发了HCl加压浸出—碱浸工艺和NaOH/Na_2CO_3活化焙烧—浸出分离工艺,均可获得满足氯化钛白要求的高钛渣。     

川威高钛矿渣性能分析

通过XRF光谱半定量分析、单一元素定量分析和XRD鉴定了川威高钛矿渣的化学组成和矿物成分;用SEM观察了其水冲渣和膨化渣的孔隙形貌;测试了水冲渣、膨化渣的孔隙率和水化活性。结果显示:川威高钛矿渣化学组成(28.36%CaO-26.04%SiO2-16.68%TiO2-13.80%Al2O3-7.54%MgO)均匀,钛以钙钛矿CaTiO3形式单独存在,其水冲渣和膨化渣都已充分水化,孔隙率均大于40%。可考虑提钛或以微晶玻璃形式将钛进行资源化利用,水冲渣和膨化渣的多孔特性也可用来烧制轻质保温砖和透水砖。     

锰离子催化体系加压浸出硫化锌精矿的动力学

研究锰离子催化体系加压浸出硫化锌精矿的化学动力学.结果表明.在此体系下浸出反应主要为界面化学反应控制,浸出反应的活化能为19.9kJ/mol,化学动力学方程为1-(1-x)1/3=kct(kct=kc1,kc2,Kc3,kc4),kc1=1.63×10-2,kc2=2.75 ×10-2,kc33=3.01 ×10-3,kc4=3.81×10-3.     

激发剂的性质对页岩提钒尾渣基地聚物性能的影响

为研究地聚物的弱碱性激发技术,以湖北某地的页岩提钒尾渣为原料,进行了地聚物碱激发研究。主要研究了不同偏高岭土掺量、激发剂模数和激发剂用量对地聚物抗压强度的影响。最终确定在m（提钒尾渣）:m（偏高岭土）=9:1,弱碱性激发剂Na₂SiO₃的模数为3.0,Na₂SiO₃的掺量为14%的激发制度下,地聚物试样3 d的抗压强度即可达到27.55 MPa,极大地提高了地聚物的抗压性能。对不同模数的硅酸钠下制备的地聚物进行物相转变、化学键变化和微观形貌分析,发现在液体硅酸钠的作用下,页岩提钒尾渣中的石英被进一步溶解;溶解的无定形硅铝物质与液体硅酸钠中的硅酸根反应逐渐生成硅铝凝胶相;液体硅酸钠中的硅酸根起一个诱导作用,液体硅酸钠的模数越高,其硅酸根含量越高,与页岩提钒尾渣中的无定形硅铝物质反应也越迅速,从而生成更多的硅铝凝胶相,促进了地聚物抗压强度的提高,实现了地聚物的安全制备。      

电炉钛渣制备高品位人造金红石的试验研究

以云南某地两种不同性状电炉冶炼钛渣为原料, 对氧化还原-流态化酸浸和活化焙烧-洗硅-流态化酸浸两种高钛渣制备人造金红石的工艺路线进行了试验研究, 并通过XRD、SEM分析等手段探讨了氧化还原和活化焙烧对高钛渣改性的机理。试验结果表明, 低硅含量的电炉钛渣采用氧化还原-流态化酸浸工艺可获得符合沸腾氯化钛白原料要求的人造金红石;采用活化焙烧-洗硅-酸浸工艺可得到TiO₂品位97%的细粒级人造金红石。     

提钒尾渣地聚物的制备条件研究

以提钒尾渣为原料,从基质配料、碱激发剂种类、碱激发剂用量、水固比4个方面考察制备提钒尾渣地聚物的最佳试验条件。研究表明:当偏高岭土(MK)掺量为20%,以Na2Si O3和Na OH的混合溶液作为碱激发剂,其中Na2Si O3的掺量为10%,Na OH的掺量为11%,水固比为0.32时,标准养护28 d后,试样的抗压性能良好。对最佳试样进行微观分析,发现提钒尾渣在碱激发剂的作用下发生了解聚-缩聚过程,聚合反应的主要产物是类沸石相和C-S-H,凝胶相和结晶相互纵横联结形成紧密的三维网络结构,从而使提钒尾渣基地聚物的抗压性能优良。     

含铀难浸碱渣加温加压强化浸出试验研究

采用加温加压强化手段浸出某难浸碱渣中铀, 研究了难浸碱渣粒度、用水量、浸出温度、浸出时间对铀浸出率的影响。结果表明: 在难浸碱渣原样粒度-0.074 mm、碱渣质量∶浓硝酸体积∶用水量为1∶5∶6、浸出温度150 ℃、浸出时间2 h时加压加温浸出, 难浸碱渣的质量从100 g降到45 g以下, 渣中铀含量由1.47%降到0.52%以下, 铀浸出率可达85%。此工艺具有铀浸出率高、渣易过滤的特点, 对现场处理难浸渣具有指导意义。     

碱法堆浸提铀新工艺的研究

研究了一种从碱性矿石中堆浸提铀的新工艺, 即加溶浸剂(Na₂CO₃ 、NaHCO₃)加热强化浸出工艺。该工艺的流程为:原矿※破碎※焙烧※预处理※加热※浸取与洗涤※铀的浓缩与纯化。使用该工艺可以使铀的浸出率达到82%以上(常规堆浸51%), 而且, 浸出时间只有8 d(常规堆浸36 d), 液固比(L/S)只有0.8(常规堆浸2.7), 使浸出液的铀金属质量浓度成倍地增加, 这非常有利于铀的浓缩与纯化。     

湿法炼锌净化渣碱浸提锌试验研究

采用碱浸法处理湿法炼锌净化渣, 研究了碱浓度、浸出时间、浸出温度、碱渣比等工艺参数对净化渣中锌浸出率的影响。结果表明, 适宜的碱浸条件为: 碱浓度300 g/L、浸出时间40 min、浸出温度110 ℃、碱渣比12 L/kg, 此条件下锌浸出率达95.8%, 实现了净化渣中锌的高效提取。     

石煤烧渣中硅、钒的高效分步提取

针对我国石煤沸腾炉渣钒、硅含量很高的特点,提出一种新的工艺进行硅与钒的分步高效提取。取一定量碳酸钠混匀于石煤烧渣中,经1 400 ℃高温熔融后进行水淬;得到的水淬渣在 100 ℃ 用NaOH溶液进行浸出,可制得水玻璃溶液,原料中硅的浸出率达80.5%;产生的碱浸渣用10%硫酸在60 ℃下进行酸浸,加入一定量氧化剂后,钒的浸出率可达93.1%。该工艺在高效提取钒的同时,实现了石煤烧渣中硅的综合利用,可减少约70%的尾渣排放量。     

从HDS废催化剂提钒残渣中回收镍的研究

研究了以HDS废催化剂提钒后的残渣为原料制备NiSO4·7H2O的工艺方法,实验结果表明,用浓度为3mol/L、摩尔比为3∶1的盐酸与硝酸混合酸在温度373K下浸取残渣3h,镍提取率可达90%以上。通过调节溶液pH值,可水解除去Al3+、Fe3+、Cu2+,通过加入NaF可除去Ca2+和Mg2+,制得的NiSO4·7H2O样品纯度可达到99%以上。     

复杂低硫铜钴矿加压浸出提钴工艺研究

以吉林某低硫铜钴矿为例,采用加压浸出技术,不加入黄铁矿或硫磺,实现反应自热进行,使钴铜镍的浸出率达到98%以上。铁、钙、镁、硅进入渣相,无二氧化硫产生。     

Enhanced leachability of gold and silver in cyanide media: Effect of alkaline pre-treatment of jarosite minerals

Composite samples of tailings containing gold (1.35 g/t) and significant amounts of silver (155 g/t) were subjected to batchwise cyanide leaching to assess the feasibility of extracting gold and silver. The tailings are waste solids arising from flotation and leaching operations whereby the flotation product (sphalerite concentrate) is calcined and then solubilised into dilute sulphuric acid solution and eventually sequestered from the electrolyte by electrowinning. Silver and gold are part of the zinc refinery residue, flotation tailings and to a limited extent the calcine leach tailings. Mineralogical results showed that composite tailings are refractory in nature (44% quartz, 17% silico aluminates and 12% jarosites).The concept of enhancing gold and silver recovery from the tailings focused on firstly decomposing the jarosite minerals by alkaline pre-treatment and then secondly leaching with cyanide solution. These two steps ensured that free gold and silver found in the zinc refinery residue and in the jarosite minerals could be leached simultaneously. The composite tailings were treated with Ca(OH)₂ solutions and then heated to 90 °C for 2 h to decompose the silver-bearing mineral (Ag,PbFe₃(SO₄)₂(OH)₆). The alkaline pre-treated tailings were then subjected to cyanide leach tests at different NaCN dosages (2.5–10 kg/t) and particle size (96–200 μm). Without an alkaline pre-treatment stage, leach efficiencies achieved were 41% and 25% for gold and silver, respectively at 40 °C and 8 h mixing time. But, better leach efficiencies (55% for Au, 81% for Ag) were achieved after the feed was pre-treated with Ca(OH)₂. The leaching mechanism of gold was explained by the shrinking sphere model denoted by surface chemical reaction.     

碱法浸出某含钒铬泥中的钒

某含钒铬泥为含Cr(Ⅳ)废水经还原、沉淀处理得到的固体, 干基中含Cr 30.20%, V₂O₅ 4.80%, 具有一定的回收利用价值。对该铬泥进行了酸浸和碱浸的探索性试验, 确定该铬泥宜于采用碱浸工艺。通过碱浸单因素实验, 确定最佳浸出工艺条件为: NaOH用量30%, 液固比2∶1, 浸出温度95 ℃, 浸出时间60 min, 此时V₂O₅浸出率达到68.50%。在此基础上, 比较了H₂O₂直接氧化-碱浸出和KClO₃弱酸性氧化-碱浸出工艺, 发现前者不适于该铬泥中V2O5的浸出。在弱酸性条件下用KClO₃氧化后, 用NaOH浸出,V₂O₅浸出率达到79.30%。     

石煤提钒水浸过程的动力学研究

基于未反应核收缩模型和液膜非稳态扩散模型,探讨了石煤提钒水浸过程的动力学机理。以搅拌强度对浸出速率的影响作为辅助判断,通过尝试法确定了浸出过程的控制步骤。研究表明,可用上述两模型分段描述浸出过程,搅拌强度在250r/min时,浸出过程在0～50min受液膜非稳态扩散控制,其动力学方程为4α+3[(1-α)4/3-1]=kD t1/2,表观活化能为8.51 kJ/mol;适当加强搅拌、升高温度或减小矿样粒度能提高可溶钒通过液膜的扩散速率。