以高镁卤水为原料生产高活性氧化镁新工艺研究

以运城盐湖高镁卤水为原料,通过除杂反应、沉淀反应、煅烧反应制备高活性氧化镁。研究了原料浓度与配比、反应温度、反应时间对沉淀反应的影响以及煅烧温度对氧化镁相对密度的影响。结果表明,沉淀反应中反应温度70℃,反应时间60 min,镁和铵的摩尔比为1∶1.2以及煅烧反应温度为600~700℃时,可得到吸碘值在140~180 mg/g的高活性氧化镁,产品质量达到并超过了进口产品的标准。     

磷矿浮选尾矿矿石特性研究

以贵州瓮福磷矿浮选后的尾矿资源为研究对象,研究了其反应活性、抗阻缓性及酸解反应工艺特性.得出,尾矿主要物相是白云石,其反应活性为99.65%,抗阻缓系数为12.87,最佳酸解反应工艺条件为:反应时间90 min,液固比3,浸出温度80℃,酸过量系数1.05,MgO的浸出率高于P2O5的浸出率(均高于95%).研究表明:瓮福磷矿浮选尾矿反应活性好,有一定的抗阻缓性,MgO和P2O5在酸解过程中近乎是同时浸出,只是前者略高于后者.本研究可为综合利用浮选尾矿中的镁、磷提供必要的基础理论依据,对低品位磷矿的利用有一定借鉴作用.     

磷矿浮选尾矿煅烧铵盐法实验研究

针对瓮福磷矿浮选尾矿的资源特点,将磷尾矿作为高磷白云石矿进行处理,舍弃了传统的白云石碳化法,提出了煅烧-铵盐选择浸出工艺,不仅可以开发出具有高附加值和工业应用前景的优质氢氧化镁、氧化镁以及轻质碳酸钙,并且可获得适于湿法磷酸生产的磷精矿,较好实现资源的综合利用。研究表明:在煅烧温度为900℃时,尾矿中白云石分解,而氟磷酸钙不分解;煅烧熟料用硝酸铵浸出,CaO浸出率可达80.43%;浸出渣用硫酸铵二次浸出,MgO浸出率可达91%以上,二次浸出渣为含P2O538%以上的磷精矿;P2O5回收率达88.58%。该研究为综合利用磷矿浮选尾矿提供了基础性资料。     

磷尾矿热分解动力学机理与煅烧工艺研究

磷尾矿中的钙、镁、磷资源含量丰富。使用煅烧-浸出法以磷尾矿为原料生产镁盐时，首先需要将磷尾矿煅烧分解为氧化钙和氧化镁，达到活化、提纯的目的。磷尾矿的热分解机理对生成镁盐的质量以及煅烧工艺的选择等都具有重要意义。对磷尾矿热分解动力学特性与煅烧工艺进行了探究，为磷尾矿资源的回收利用提供理论指导。研究表明，在升温速率为10℃/min条件下煅烧温度由25℃升高至1 000℃的过程中，磷尾矿非等温热分解过程可分为两个阶段，即400～500℃白云石分解为碳酸钙与氧化镁的第一阶段和700～900℃碳酸钙分解为氧化钙的第二阶段，并分别确立了相应的热分解动力学方程。较优煅烧条件：煅烧温度为900℃、煅烧时间为4 h、升温速率为15℃/min、尾矿粒度小于0.150 mm。     

石煤尾矿制备白炭黑的研究

利用石煤尾矿制备白炭黑,考察了氢氧化钠浓度、固液比、反应温度、反应时间对二氧化硅浸出率的影响。结果表明:在氢氧化钠浓度为4 mol/L、固液比为1∶4、反应温度为100℃和反应时间为5 h条件下,二氧化硅浸出率为61.8%,白炭黑产品中二氧化硅含量超过90%,主含量达到行业标准。     

磷化工酸性废水脱除高镁磷矿中氧化镁的研究

采用磷化工酸性废水对高镁磷矿进行化学脱镁研究,可以有效降低磷矿中氧化镁含量。优选工艺条件为:反应温度30℃,反应时间1~1.5 h,反应液固比4∶1。该条件下,高镁磷矿的脱镁率约70%,磷回收率约100%。脱镁处理后提高了高镁磷矿的经济价值,从源头上降低了磷矿中氧化镁对制酸制肥的不利影响,为高镁磷矿的处理利用提供了有效途径。     

高镁磷尾矿酸解工艺条件研究

以高镁磷尾矿和硫酸为原料进行了综合回收镁的工艺研究。通过对酸解过程的试验研究,讨论了各种因素对酸解过程的影响,优化出了最佳工艺条件,即反应温度80℃、反应时间90min、硫酸质量分数20%、液固比4.0∶1,在此最佳工艺条件下镁的浸出率为95.50%。     

磷尾矿硝酸脱镁制取氢氧化镁工艺研究

实验采用硝酸对磷矿浮选尾矿进行化学脱镁,讨论了温度、pH和时间3个因素对脱镁率和磷溶解率的影响.发现在液固比为3∶1的前提下,最佳酸浸条件为:温度50℃,pH=2.5,时间150 min,在上述条件下脱镁率达到94.26％,磷溶解率为5.94％.脱镁后的酸浸液实现了Mg2+与其他金属离子的分离,并通过XRD和化学分析得知产品Mg(OH)2中MgO质量分数为64.45％.     

磷酸分解磷矿过程中金属元素的浸出规律研究

探究了以磷酸分解磷矿,关键酸解工艺参数对磷及Fe、Al、Mg、Pb、As浸出的影响规律,并从热力学角度进行了分析。结果表明,磷矿内磷及Fe、Al、Mg浸出率随磷酸质量分数、反应温度、反应时间和液固比的增大而增大,搅拌速度影响不明显;Pb浸出率随磷酸质量分数、反应温度和液固比的增大而增大,搅拌速度、反应时间影响不明显;As浸出率随反应温度升高呈先增大后减小趋势,随反应时间增加略有减小,磷酸质量分数、搅拌速度和液固比影响不明显。控制磷酸质量分数为30%（以P₂O₅计）、反应温度为80 ℃、搅拌速度为300 r/min、反应时间为150 min、液固质量比为10∶1,在此条件下,磷及Fe、Al、Mg、Pb、As的浸出率分别为98.65%、68.56%、48.54%、95.84%、32.85%和84.62%。通过热力学分析表明磷矿内Mg、As浸出率较高,Pb浸出率较低,而Fe、Al浸出率大小主要取决于磷矿中褐铁矿及高岭土含量。     

黄磷炉渣酸浸过程铁钙分离特性的研究

采用硝酸浸出黄磷炉渣可制取白炭黑产品,浸出过程中杂质成分氧化钙和铁的浸出分离效果明显影响产品质量。研究了浸出过程中浸出条件对铁、钙分离的影响。实验得到最佳浸出条件:反应温度为100℃、液固质量比为14∶1、硝酸质量分数为20%、反应时间为6 h、搅拌速度为350 r/min。在此最佳工艺条件下,氧化钙浸出率为99.94%,铁浸出率为92.71%,固相白炭黑中的铁含量为450 mg/kg;制得的固相白炭黑二氧化硅质量分数达99.20%,比表面积达252 cm2/g,白度为88.51%。     

基于正交实验的红土镍矿酸浸条件优化

为研究不同工艺条件对红土镍矿中氧化镁浸出效果的影响,以青海某红土镍矿为原料进行了酸浸正交实验,并通过极差分析和方差分析对实验结果进行了处理。结果表明:影响氧化镁浸出率的较显著因素为液固质量比和浸出温度,浸出时间为显著因素,硫酸浓度和搅拌转速为不显著因素。氧化镁最优浸出条件:液固质量比为3.5∶1,浸出温度为100℃,浸出时间为4 h,硫酸浓度为4.3 mol/L,搅拌转速为250 r/min。在此条件下氧化镁的浸出率达到93.92%,并且验证实验结果与预测结果高度一致。研究成果对高镁铁红土镍矿中提取氧化镁有一定的参考意义。     

中低品位磷矿预处理提磷降杂技术研究

针对中低品位磷矿无法直接加工的问题及云南晋宁磷矿的组成特点,使用YP系列捕收剂对原矿进行正浮选脱硅,再利用浓缩湿法磷酸和硝酸对脱硅后的磷矿进行脱镁处理。正交实验结果表明,以硝酸为预处理剂时,液固质量比为4、pH为2.5、温度为60 ℃、反应时间为4 h是最佳的脱镁条件,此条件下精矿镁磷比（氧化镁与五氧化二磷质量分数之比）为2.16%,磷损失率为1.7%;以湿法磷酸为预处理剂时,pH为2.5、液固质量比为3、反应时间为2 h、温度为50 ℃是最佳的脱镁条件,此条件下精矿镁磷比为3.32%,磷损失率为0.3%。同时对实验数据进行拟合分析,得到了干基镁磷比核心指标变化的动力学模型。该研究为有效利用高硅型中低品位磷矿提供了新的思路和参考。     

采用盐酸溶液从废旧锂离子电池正极还原浸取钴

采用盐酸和双氧水体系为浸取液对废旧锂离子电池正极进行还原处理。正交实验表明,影响Co2+浸出率几种因素强度顺序为:HC l浓度>固液比>H2O2-HCl体积比>反应温度>反应时间。最佳浸取条件为:HCl浓度为3 mol/L,H2O2-HCl体积比为1∶15,反应时间90 min,反应温度80℃,固-液比(g/mL)为1∶50。此时,Co2+浸出率达到99.6%。     

钛铁矿制备高纯钛白粉浸出工艺优化

本文采用"硫酸浸出-水解结晶除杂-钛盐水解-煅烧"工艺从钛铁矿中回收钛白粉.综合考察了浸出过程中温度、搅拌强度、时间、固液比、硫酸浓度等因素对浸出率的影响.实验结果表明,浸出过程中最佳浸出参数为浸出剂浓度为18.4mol/L的硫酸、浸出温度为160℃、浸出时间为90min、浸出搅拌强度为400r/min、固液比为1∶1...     

蔗渣还原硫酸浸取低品位软锰矿工艺研究

以蔗渣作为还原剂,硫酸浸取低品位软锰矿制取硫酸锰。探究了锰矿和蔗渣的粒度、搅拌速度、蔗渣与锰矿质量比、硫酸浓度、反应温度、液固质量比、反应时间等因素对锰浸出率的影响。通过单因素实验得出浸取过程优化工艺条件为：蔗渣与软锰矿质量比为4∶1,硫酸初始质量分数为30%,反应温度为35 ℃,搅拌速度为650 r/min,液固质量比为40∶1,锰矿和蔗渣的粒度均为109～120 μm,反应时间为6 h。在此工艺条件下,锰浸出率达97%以上。     

加压酸浸煤矸石中氧化铝工艺及动力学研究

为解决实际生产中煤矸石浸出氧化铝耗酸量大和浸出时间长等问题,以贵州某地煤矸石为研究对象,以硫酸溶液为浸出介质,浸出率为指标,将以往的常压酸浸工艺改为加压酸浸工艺。研究在浸出过程中反应时间、反应温度、酸矸比和液固比对氧化铝浸出率的影响,获得了加压酸浸过程氧化铝的浸出动力学。结果表明:在反应时间为130 min、反应温度为150℃、酸矸比为1.3∶1、液固比为4∶1时,氧化铝浸出率达到99.32%,酸渣中SiO 2和TiO 2合计质量分数大于98%;120℃~160℃时,浸出过程符合固体产物层(残留层)内扩散控制的“未反应核减缩型”模型,反应活化能为30.62 kJ/mol。相比常压酸浸工艺,加压酸浸工艺不仅实现了煤矸石中Al 2O 3的高效浸出和酸渣中硅钛资源的高效富集,而且减少了反应时间、降低了反应温度和耗酸量,为煤矸石提取氧化铝资源综合利用开辟了新线路。     

酸浸-液相还原法从废细电线中制备微细铜粉的研究

采用酸浸法从破碎的废细电线中浸出铜,考察了初始酸浓度、反应温度、反应时间、固液比和浸出助剂对浸出率的影响。结果表明,在硝酸浓度为3.5 mol/L、过氧化氢质量分数为30%、固液比为1∶6、温度为35℃、时间为2 h条件下,铜浸出率为73.1%。再以浸出溶液为原料,聚乙烯吡咯烷酮为分散剂,葡萄糖和二氧化硫脲为还原剂,采用液相还原法制备微细铜粉,考察了二氧化硫脲和铜离子浓度比、反应温度和反应时间对铜粉粒度的影响,利用激光纳米粒度仪、X射线衍射仪、扫描电子显微镜和红外可见分光光度计对铜粉进行表征。结果表明,二氧化硫脲与铜离子浓度比为2∶1、反应时间为15 min、反应温度为75℃的条件下,可以制得分散性较好、粒径约为200~500 nm的微细铜粉。     

一种从硫化砷渣中回收砷的新方法

介绍了采用质量分数30％的双氧水氧化浸出-氯化亚锡还原法处理硫化砷渣以制备单质砷的方法.比较研究了双氧水用量、反应温度、反应时间在氧化浸出试验中对砷浸出率的影响及浓盐酸用量、SnCl2与As摩尔比在还原试验中对砷回收率的影响.结果表明：当固液比为1∶7（固体质量与双氧水体积比）,反应温度为75℃,反应时间为6h时,砷的浸出率达到99.70％;将滤液加热浓缩至As质量浓度约1 450 g/L后,常温下,当浓盐酸与浓缩液体积比为1∶1,SnCl2与As摩尔比为1.2∶1时,反应8h后,砷的回收率达到99.14％.最终产物于105℃烘箱中干燥6h,经检测其单质砷质量分数为98.26％.     

含稀土中低品位磷矿石盐酸酸解工艺研究

针对贵州织金新华含稀土中低品位磷矿石的特点,采用盐酸法对其进行了酸解工艺条件研究,考察了矿石粒度、酸过量系数、反应温度、反应时间、液固比等条件对P2O5和REO浸出效果的影响。结果表明,在矿石粒度为-0.074mm占80%,酸过量系数为1.10,反应温度为50℃,反应时间为80min,液固比为3∶1的工艺条件下,可获得P2O5浸出率为97.89%,REO浸出率为97.31%的较好指标。     

模拟SO_2烟气提取磷尾矿中镁元素的研究

针对磷尾矿中镁资源浪费问题,以模拟SO_2烟气为提取剂提取磷尾矿中的镁元素。通过单因素试验和正交试验考察反应温度、磷尾矿浆固液比、反应pH、烟气中SO_2质量浓度、烟气流速对SO_2烟气提取磷尾矿中镁元素的影响,得各因素影响大小为:固液比气体流速反应温度pH进口SO_2质量浓度,并确定了较适宜的反应条件:矿浆固液比为1%、反应pH为5、气体流速为600 m L/min、进口烟气中SO_2质量浓度为8 500 mg/m~3、反应温度为50℃。在该条件下反应120 min后,镁元素的浸出率可达97.74%。此外,通过强化研究发现,热处理及加入添加剂能有效提高磷尾矿中镁元素的浸出效率。