酒石酸盐浸出氧化锌烟尘提锌实验研究

开展了酒石酸盐强化氧化锌烟尘回收锌工艺实验研究,分别考察了NH₃-H₂O、NH₃-(NH₄)₂O₆C₄H₄-H₂O、NH₃-C4H6O6-H₂O、NH₃-C₄H₈Na₂O₈-H₂O及(NH₄)₂O₆C₄H₄-H₂O体系对锌浸出率的影响。结果表明,NH₃-C4H6O6-H₂O体系浸出氧化锌烟尘效果较佳。进一步研究了NH₃-C4H6O6-H₂O体系下酒石酸浓度、浸出时间、搅拌速度等因素对锌浸出率的影响,研究结果表明:控制酒石酸浓度为0.7mol/L、氨水浓度为5mol/L、浸出时间为40min、搅拌速度400r/min、液固比为5∶1、浸出温度为25℃条件下,锌浸出率达到76.59%,其中酒石酸浓度、时间、搅拌速度、液固比对锌浸出率的影响显著;X射线衍射、红外光谱分析表明NH₃-C4H6O6-H₂O体系可实现ZnO的配位溶出,ZnS在酒石酸及酒石酸盐的氨性体系下难以溶出。     

高硫铁精矿固硫氧化焙烧反应动力学分析

针对高硫铁精矿氧化焙烧释放SO₂气体的问题, 进行了固硫焙烧实验及其反应动力学研究。通过XRD、SEM和EDS等检测手段考察了高硫铁精矿固硫氧化焙烧过程的矿相变化规律。根据热重曲线, 采用Coats-Redfern积分法和Achar-Brindley-Sharp-Wendworth微分法进行动力学计算, 确定了不同温度段高硫铁精矿固硫焙烧的反应机制。结果表明, 在理论配碱量、保温时间30 min、温度550 ℃条件下, 固硫剂Na₂CO₃的固硫率为93.3%, 焙烧产物为Fe₂O₃和水溶性Na₂SO₄。动力学分析表明, 在300~550 ℃范围内, 高硫铁精矿固硫氧化焙烧分为3个阶段: 在前两个阶段, 脱硫反应机理均符合Avrami-Erofeev方程, 为随机成核和随后生长的化学反应控制, 只是反应级数和表观活化能有所不同; 在第3阶段, 固硫反应属于三维扩散控制的Z-L-T模型, 反应表观活化能分别为142.73 kJ/mol和150.66 kJ/mol。     

湘西石煤中钒的氧化浸出动力学

在石煤提钒酸浸过程中加入助浸剂硝酸钠,研究了石煤氧化浸出机理。单因素和正交试验结果表明,在浸出温度95 ℃、固液比1∶2、硫酸用量27%、浸出时间11 h、搅拌速度600 r/min、硝酸钠用量1%时,钒浸出率为93.04%。直接酸浸和氧化酸浸动力学研究表明,直接酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为70.41 kJ/mol;氧化酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为47.43 kJ/mol。氧化酸浸可以降低活化能,有利于石煤中钒的浸出。     

石煤提钒焙烧过程钒的价态变化及氧化动力学

含钒石煤是我国重要的钒矿资源, 钒的焙烧氧化是石煤提钒的基础。以湖北某地钒矿为研究对象, 首先采用电位滴定对氧化焙烧过程中钒的价态变化进行了研究。在此基础上, 探索了钒氧化过程中控制反应速率的步骤, 测定了动力学参数--表观活化能。研究表明, 石煤中钒主要赋存在伊利石中, 焙烧过程中钒的氧化过程是逐级氧化过程(V(Ⅲ) →V(Ⅳ)→ V(Ⅴ)), 钒的氧化反应属扩散动力学控制, 其动力学表观活化能为E₁=81.19 kJ/mol。     

高铁氧化锰矿还原过程中铁锰氧化物同步还原动力学研究

分别采用气基(CO)和煤粉为还原剂,在管炉中进行了高铁氧化锰矿还原焙烧试验,探究了焙烧温度和焙烧时间对高铁氧化锰矿中锰和铁氧化物同步还原的影响。结果表明,气基还原焙烧条件下,Mn₂O₃还原过程受化学反应控制,还原反应表观活化能为42.64 kJ/mol; Fe₂O₃还原过程受内扩散控制,还原反应表观活化能为21.30 kJ/mol。与煤基焙烧相比,气基还原焙烧过程中Mn₂O₃和Fe₂O₃还原反应更容易进行,且锰氧化物由Mn₂O₃直接还原为MnO,不需要先还原为Mn₃O₄中间产物。     

(NH4)2S2O8氧化载金黄铁矿规律及E-pH研究

采用基于硫酸根自由基(SO4-·)的高级氧化技术,将(NH₄)₂S₂O₈作为氧化剂氧化预处理黄铁矿。考察了(NH₄)₂S₂O₈和FeSO₄浓度、浸出温度、浸出时间对氧化浸出黄铁矿效果的影响。结果表明,采用热活化(NH₄)₂S₂O₈产生SO₄-·预处理黄铁矿,在(NH₄)₂S₂O₈浓度0.395 mol/L、浸出温度70 ℃、浸出时间8 h条件下,黄铁矿浸出率可达73.71%。通过动力学方程拟合,确定该体系浸出黄铁矿可采用收缩核动力学模型描述,浸出黄铁矿过程中反应速率的决定步骤为内扩散速率,其表观活化能为50.57 kJ/mol。通过绘制FeS₂-(NH₄)₂S₂O₈-H₂O体系E-pH图分析可知,常温下过硫酸盐溶液具有较高的氧化还原电位,理论上采用过硫酸盐氧化分解产生SO₄-·浸出黄铁矿具有可行性。     

闪锌矿氧压氨浸过程动力学研究

在NH₃-(NH₄)₂SO₄体系中, 采用氧压氨浸工艺, 研究了闪锌矿的浸出行为。研究表明, 在浸出温度110 ℃、总氨浓度4 mol/L、NH₃与NH₄⁺浓度比为5∶3、总压0.5 MPa、搅拌速度500 r/min、液固比25、矿物粒度-0.063 mm条件下浸出5 h, 锌浸出率可达97%。采用液固反应的收缩核模型进行模拟, 得到了闪锌矿氧压氨浸的浸出动力学方程式, 其表观活化能为47.26 kJ/mol。     

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。     

氯化焙烧粉煤灰脱除Pb、Cd的机理及其应用

这是一篇冶金工程领域的论文。采用氯化钙作为氯化剂，对粉煤灰中重金属进行了脱除实验。考查了焙烧温度、焙烧时间和CaCl₂添加量对重金属去除率的影响。将实验结果与热力学计算结果相结合，阐明了粉煤灰氯化焙烧脱除重金属的机理，并对焙烧过程的动力学模型进行了讨论。此外，以粉煤灰为原料制备土壤调理剂，通过盆栽实验研究其肥效。研究发现，添加16%氯化钙和高温锻烧40 min后，混合物中Pb和Cd的含量分别下降了89.26%和76.88%，而余量仅为10.22 g/t和0.54 g/t。粉煤灰中含有的石英、莫来石、氧化铝、氧化钠等组分促进CaCl₂的分解。PbO和CdO不直接与CaCl₂反应，而是主要与CaCl₂分解生成的HCl反应生成挥发性氯化物。动力学结果表明，Pb和Cd的氯化挥分行为受界面化学反应控制，Pb氯化挥发的表观活化能为84.54 kJ/mol,Cd氯化挥发的表观活化能为44.96 kJ/mol。盆栽实验表明，制备的土壤调理剂能改善土壤环境，促进香葱对营养物质的吸收，改善香葱品质，添加CaCl     

MgO-Fe3O4比例对磁铁矿氧化动力学的影响机制

采用氧化镁纯试剂和磁铁矿纯矿物研究不同MgO和Fe₃O₄摩尔比对焙烧样品物相转化的影响,进而采用非等温法对Fe₃O₄-MgO混合样品氧化焙烧过程进行动力学分析。结果表明：较高Mg/Fe摩尔比例有利于生成Mg_xFe_3-xO₄,Mg²⁺的存在会抑制Fe₂O₃晶粒连接,不利于Fe₂O₃晶粒长大。Fe₃O₄-MgO混合样品氧化过程分为三个阶段：在低温阶段(250～420℃)受化学反应和气体内扩散反应共同控制,此温度范围内磁铁矿氧化率约30%;中温阶段(420～720℃)由化学反应控制,氧化率提高至55%左右,MgO含量变化对表观活化能影响不大,为35.67～43.23 kJ/mol;高温阶段(720～980℃)主要为气体内扩散控制,此阶段Fe₃O₄...     

贵州某微细浸染型金矿硫代硫酸盐浸出试验研究

贵州某微细浸染型金矿金品位为3.46 g/t, 在原矿性质分析的基础上, 采用硫代硫酸盐直接浸出工艺, 进行了探索试验、条件试验和综合优化试验, 确定了合理的浸出条件为: Na₂S₂O₃·5H₂O用量0.4 mol/L, CuSO₄用量4 g/L, NH₃·H₂O用量4 mol/L, Na₂SO₃用量0.3 mol/L, 液固比为4∶1, pH为9.5。将原矿直接浸出与预处理后试样浸出进行对比试验, 获得金浸出率分别为72.10%和85.09%, 并对两者浸出率差异进行了分析。     

高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣焙烧提钒工艺研究

针对氯化法生产钛白粉工艺中除钒固体废弃物难以有效再利用的问题,研究了除钒尾渣钠化焙烧?水浸脱氯提钒工艺中Na2 CO3添加量、焙烧时间及温度对钒浸出率的影响,实现高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣资源的二次利用.结果表明,采用液固比10 mL/g的水洗工艺,可大幅降低尾渣中NaCl对沉钒率的影响;水洗后的除钒尾渣在Na2 CO...     

混合非氰药剂对微细浸染型金矿浸出的影响研究

采用混合非氰药剂对某微细浸染型金矿进行了实验室浸出试验研究。优化后的工艺条件为: Q-1用量50 kg/t, Q-3用量105 kg/t, 充气量1.8 m³/h, 液固比2, 常温搅拌24 h; 搅拌后矿浆直接采用非氰药剂SZS浸出, 浸出条件为: SZS用量4.4%, Cu²⁺浓度0.06 mol/L, NH₃·H₂O浓度1 mol/L, Na₂SO₃浓度0.15 mol/L, 液固比3, pH值10~11, 常温搅拌4 h, 在此条件下可获得金浸出率85.35%的指标。     

废石化催化剂碱浸液中钒的分离提取研究

以废石化催化剂碱性浸出液为研究对象, 进行了N263三级逆流萃取+超声波一级NH4Cl反萃+三级NaOH、NaCl逆流反萃工艺研究。结果表明, 优化萃取条件为: 初始pH值8.5、萃取体系30%N263+5%仲辛醇+65%磺化煤油、萃取时间3 min、相比O/A=1∶1; 一段反萃优化条件为: NH₄Cl浓度2.0 mol/L、反萃相比O/A=5∶2、超声波功率500 W、反萃时间2 min; 二段反萃优化条件为: NaOH浓度1.0 mol/L、NaCl浓度0.5 mol/L、反萃相比O/A=3∶2、反萃时间3 min。以上优化条件下对浸出液进行钒的提取, 钒萃取率和反萃率分别为99.15%和99.36%, 对一段和二段反萃液进行钒产品回收, 可分别获得高纯V₂O₅产品(＞99.9%)和普通V₂O₅产品(＞99%)。     

利用攀钢提钒尾渣制备富钒渣的研究

以攀钢提钒尾渣酸浸得到的溶液为沉钒母液, 研究了外加FeSO₄·7H₂O、沉钒pH值、沉钒温度、沉钒时间对沉钒率和富钒渣质量的影响。最佳沉钒工艺条件为: 常温下, 不外加FeSO₄·7H₂O, 直接用碱调pH值至4.5后, 反应5 min, 此条件下, 沉钒率达到99%以上, 富钒渣中V₂O₅品位为16%。沉钒后得到的富钒渣中主要为Fe(OH)₃沉淀和少量Al(OH)₃沉淀, 钒吸附或夹杂在氢氧化物沉淀胶体的表面。富钒渣返回焙烧研究表明: 富钒渣的返回量占钒渣原矿的15%时, 可以促进钒的浸出, 且相较于提钒尾渣直接返回焙烧能减少渣的返回量, 降低设备负荷和能耗。     

废弃线路板浸出铜试验

废弃线路板的不合理处置不仅会造成严重的环境污染,危害人类的健康,还会导致资源的严重浪费。为此,以废弃线路板为研究对象,采用氨水-碳酸铵浸出体系进行了浸出回收铜试验。结果表明:在总氨浓度为5 mol/L、n[NH_3·H_2O]∶n[(NH_4)_2CO_3]为2、H_2O_2添加量为20 g/L、液固比为6 m L/g、浸出时间为2 h、浸出温度为55℃时,铜浸出率为86.59%。浸出过程采用功率为500 W的微波加热处理,铜浸出率提高至92.54%,较未采用微波处理时提高了5.95个百分点,微波加热可在一定程度上促进浸出反应进行,提高铜浸出率。浸出过程中铜由固相转移到液相,试样表面和内部产生大量微观孔隙和裂隙。