硬石膏煅烧增白超细的应用研究

利用煅烧增白超细技术对硬石膏进行增白研究,通过细度、煅烧温度和时间对硬石膏白度的影响,并进行工业化试验加以验证。结果表明:实验室内硬石膏煅烧温度800℃、煅烧2h,煅烧效果最佳,工业试验煅烧温度850℃、煅烧1.5h,煅烧白度可达到93%;通过超细增白后,硬石膏粉作为工程填料,可替代30%钛白粉用于造纸行业,进一步拓展了硬石膏的应用领域。     

磷石膏矿化CO2制备高纯碳酸钙及产物调控

针对CO₂减排与磷石膏资源化利用的巨大压力,基于CO₂矿化与磷石膏利用过程耦合的学术思想,以磷石膏为原料,研究氯化铵体系中氨水强化磷石膏浸出液制备高纯CaCO₃的反应过程。试验过程中系统讨论了不同工艺条件对磷石膏中二水硫酸钙浸出的影响;并就钙离子浸出液在不同条件下所得碳酸化产物的晶型与形貌进行了系统表征。结果表明:在优化的工艺条件下磷石膏中二水硫酸钙的浸出量为0.945×10-2 g/mL;所得碳酸化产物为球形球霰石,纯度99.80%,白度99.2%,碳酸化产物的基本性能满足普通工业沉淀碳酸钙标准（HG/T 2226—2010）中的指标要求;在碳酸化过程中通过工艺条件的调控成功实现球霰石和方解石与球霰石混合晶相的可控制备;通过化学分析揭示了磷石膏制备高纯碳酸钙的反应过程。该研究为磷石膏的资源化利用与高纯碳酸钙的制备提供了新的思路。      

磷石膏-硫酸渣煤基还原焙烧物相转化研究

还原分解是磷石膏综合利用途径之一，但分解温度高、能耗高阻碍了该方法的应用。铁基添加剂有助于降低磷石膏还原分解温度，提高磷石膏分解效率。通过热力学分析、X射线衍射(XRD)仪，研究硫酸渣为铁基添加剂，磷石膏-硫酸渣在煤基条件下同步还原焙烧的物相转化。结果表明，当磷石膏、硫酸渣和煤粉配比为30∶10∶1混合还原焙烧，温度为700～900℃时，硫酸渣可以实现磁化还原生成Fe₃O₄，其中800℃时，磁选可获得铁品位和回收率分别为48.33%和32.31%的磁铁矿；温度为1 000～1 100℃时，硫酸渣难以发生同步还原，主要以Fe₂O₃和Fe S存在。磷石膏在700～1 100℃范围内逐渐分解，部分Ca SO₄转为Ca₅(PO₄)₃F；当温度大于1 000℃后，开始转化为Ca S和Ca₅(PO₄)₃OH。研究发现，磷石膏中杂质P和F的存在，以及分解温度对磷...     

低品位重晶石提纯增白研究

采用浮选- 还原漂白工艺, 对BaSO₄的质量分数为76.35%的原矿, 进行了提纯增白研究, 获得了BaSO₄的质量分数为96.12% 、白度为89 %的重晶石粉产品。浮选提纯采用氧化石蜡皂作捕收剂, 水玻璃作调整剂, 浮选给矿粒度为-0.075 mm物料的质量分数为90%～93%。还原漂白在硫酸-铝粉体系中进行。对影响工艺过程的因素进行了分析。     

红土镍矿酸浸渣硫酸铵焙烧—超声分散—离心分离增白工艺研究

红土镍矿酸浸渣的存量大、白度低、重金属含量高,严重制约了在相关领域的回收应用,提纯增白是高效综合利用这种固废资源的一个亟待解决的技术问题。采用两段煅烧——直接煅烧后再加硫酸铵焙烧的工艺,使其白度得到较大提升后,再采用超声波分散浸出—离心提纯工艺去除影响酸浸渣白度的杂质。对样品白度、化学成分、矿物成分、颗粒形貌和孔结构进行了表征。结果表明:最优的增白工艺为,500℃预先煅烧1 h,添加200%镍渣质量的硫酸铵焙烧2 h,超声分散浸出8 min,在离心分离因数为4的条件下离心1 min。最终实现红土镍矿酸浸渣的白度由56%提升到84%,含铁量由0.92%下降到0.20%,比表面积由84 m2/g提升到96 m2/g,回收率达到47%以上。得到的红土镍矿酸浸渣纯度和白度显著提升,粒度减小以及孔结构特性得到优化,高值开发应用前景广阔。      

黑滑石增白试验研究

黑色、灰色滑石白度低,主要是含有腐植酸的多种显色基团,通过化学漂白或焙烧试验,可以达到去除有机质提高白度的目的。原始试样白度为63.9%,化学漂白白度可提高到77%,焙烧增白白度可提高到85.1%。焙烧增白最佳工艺条件:温度400℃,时间4h。     

广东砂质高岭土除铁增白试验研究

以广东某地砂质高岭土为研究对象,对其Φ50mm水力旋流器溢流产品进行高岭土除铁增白试验研究。采用"磁选-还原漂白"工艺流程,磁选设备为slon-100型高梯度强磁选机,磁选条件:磁介质为细刚毛,磁场强度1.4T,矿浆流速1.0cm/s,脉动强度200 r/min。主要研究了pH值、酸种类、保险粉用量、保险粉加药次数、草酸用量、反应时间、温度和漂白次数等因素对还原漂白效果的影响,得出了最佳漂白工艺条件:矿浆质量分数20%,用硫酸调节pH值至2.2,保险粉用量3%(分3次加入),草酸用量2%,反应时间30 min。经"磁选-还原漂白"后,高岭土白度从56.04%提升到66.61%,1200℃煅烧白度达86.10%,可满足橡塑填料和陶瓷工业等领域的应用要求。     

硅藻精土酸浸-煅烧增白工艺与性能表征

以经过物理选矿处理后的硅藻精土为原料,采用硫酸酸浸和煅烧进行增白工艺研究。探讨了酸浸温度、酸浸时间、硫酸浓度、液固比对硅藻土增白效果的影响,并对酸浸增白硅藻土样品的白度、化学成分、矿物成分及颗粒形貌等进行了表征。结果表明,硅藻土酸浸增白的适宜工艺条件是:酸浸温度98℃、酸浸时间4 h、硫酸浓度5 mol/L、液固比2.5∶1(m L/g)、煅烧温度600℃、煅烧时间2 h;酸浸处理能有效去除黏土类矿物和石英、长石等杂质,煅烧能有效去除有机质;经过增白处理,硅藻土白度从41.8%提高到80.6%,二氧化硅含量从82.11%提高到93.78%。     

Na2CO3-CaO协同浸出钨冶炼除磷渣中钼和钨

采用Na₂CO₃-CaO协同浸出除磷渣中钼和钨,考察了Na₂CO₃用量、CaO用量、浸出温度、浸出时间、液固比、搅拌速度对Mo、WO₃、P浸出率的影响。结果表明,采用Na₂CO₃-CaO协同浸出,Mo和WO₃浸出率得到显著提高,同时抑制了P的浸出。协同浸出优化条件为:Na₂CO₃用量为理论用量的4倍、CaO用量为理论用量的4.5倍、浸出温度190 ℃、浸出时间2.5 h、液固比3/1、搅拌速度80 r/min,此条件下Mo、WO₃、P浸出率分别为98.59%、98.26%、0.43%,浸出渣中Mo、WO₃、P含量分别为0.11%、0.16%、10.58%。CaO的引入,提高了浸出环境碱度、抑制了CO₃^2-水解,提高了Mo和WO₃浸出率,同时与P形成稳定的Ca₃(PO₄)₂,抑制P的浸出。     

煤泥尾矿活化增白实验研究

探究了煤泥尾矿的煅烧活化和增白条件,煤泥尾矿经过预处理成为合成分子筛等无机产品的原料,提高煤泥尾矿附加值。结果表明:采用盐酸对煤泥灰酸浸处理效果最好,采用炉内冷却比室温冷却对煤泥尾矿除铁效果好。通过单因素实验得到煤泥尾矿的最佳煅烧条件为:800℃煅烧2h,铁的浸出量为6.07%,铝的浸出量为17.96%,白度为85。正交试验分析表明,煤泥尾矿的最佳增白条件为:煅烧温度750℃,煅烧时间1h,粒度150μm。煤泥尾矿的最佳活化条件为:煅烧温度750℃,煅烧时间2h,粒度74μm。     

碳化法处理巴盟隐晶质菱镁矿

采用碳化法处理巴盟菱镁矿, 以煅烧制得的轻烧镁为原料, 经消化、碳化、浸出和煅烧后, 可获得MgO品位大于99.41%的高纯活性产品, MgO回收率达61.34%。其最佳工艺条件如下: 煅烧温度800 ℃, 轻烧时间2.5 h, 振动磨磨样时间2.5 min, 消化时间30 min, 重镁水加温温度150 ℃, CO₂通气量8 L/min, 通气时间3 min, 固液比60∶1, 二次碳化的pH值7.0。     

含铊锌烟灰的选择性浸出研究

在铅锌冶炼渣挥发处理过程中产生含铊锌烟灰,是铊在冶炼中的主要富集物。采用水浸、H₂SO₄浸出和NaOH浸出分别处理锌烟灰,研究了酸碱浓度和浸出温度对锌和铊浸出率的影响。结果表明,水浸时铊浸出率随着温度升高而缓慢提高,在70℃时可达78%左右;酸浸选择性不好,酸浸时酸度和温度提高均会增加锌和铊的浸出率,在硫酸浓度40 g·L-1、温度70℃的条件下铊和锌浸出率分别达79%和85%以上;碱浸铊具有良好的选择性,铊的浸出率随碱浓度增加而提高,在NaOH 40 g·L-1、温度70℃的优化条件下,铊和锌的浸出率分别为91%和1%左右。最终选定碱浸工艺处理含铊烟灰,通过对碱性浸出液的硫化沉淀、硫酸浸出和锌板置换得到纯度为92.84%海绵铊。新工艺实现了对超低铊含量烟灰的资源化利用和开路除铊,具有工艺简捷、选择性好的优点。      

以废旧NCM523型电池正极材料浸出液制备NiCo2O4和Li2CO3研究

采用湿法冶金方法回收废旧NCM523型锂离子电池正极材料中的镍、钴和锂, 正极材料的硫酸浸出液经净化除杂后, 采用“水热沉淀-煅烧法”制备NiCo₂O₄, 再采用化学沉淀法回收锂。研究了添加剂种类、水热温度及时间、煅烧温度对产物形貌的影响。结果表明, 以电极材料硫酸浸出液为原料, 以草酸作沉淀剂、六次甲基四胺作表面活性剂, 在140 ℃下水热反应4 h, 得到NiCo₂O₄前驱体; 前驱体在300 ℃下煅烧2 h, 得到形貌均匀的棒条状NiCo₂O₄材料; 采用饱和Na₂CO₃溶液沉淀水热反应母液中的锂, 得到Li₂CO₃。该工艺初步实现了废旧电池正极材料中有价金属镍、钴和锂的回收利用。     

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...     

焙烧与生石灰改性对磷石膏中可溶磷含量的影响

磷石膏因含有可溶磷,限制了其在建材领域的应用。以生石灰作为改性剂,研究了不同生石灰/磷石膏质量比及不同焙烧温度下磷石膏中可溶磷含量的变化。采用X射线衍射仪、场发射扫描电镜、酸碱度仪和激光粒度分析仪等仪器对焙烧前后磷石膏的物相组成、微观形貌、酸碱度和粒度分布等进行分析对比。结果表明:当焙烧温度为100~200℃时,磷石膏中的石膏全部转变为烧石膏,磷石膏晶体表面发生破损,导致可溶磷含量随着焙烧温度的升高而逐渐增加;由于生石灰能促进可溶磷转化为难溶物质,在加入改性剂生石灰焙烧后,磷石膏中可溶磷得到有效降低,且随生石灰用量的增加,可溶磷含量不断降低;通过对磷石膏改性焙烧,可获得可溶磷含量极低的磷石膏。这将为磷石膏的资源化利用提供新的指导。      

氨法浸出某精矿中低含量镍铜钴的试验研究

以某深度碳还原处理后的镍冶炼渣的磁选精矿为研究对象, 对其组成以及镍、铜和钴在其中的赋存状态进行了检测和分析, 研究了浸出该精矿中铜、镍、钴的可行性。以氨水-碳酸盐缓冲溶液为浸出剂, 氧气为氧化剂, 分别探讨了物料细度、浸出时间、浸出温度、氨水浓度、铵盐浓度和氧气压力对浸出效果的影响, 得出最优浸出工艺为: 物料料度为d₉₀=68 μm, 氨水浓度为3.0 mol/L,碳酸铵浓度为0.5 mol/L, 氧气压力为0.3 MPa, 温度为60 ℃, 浸出时间为120 min。在此条件下, 铜浸出率为62.5%, 镍浸出率为10%, 钴浸出率为65.8%。并以铜为例, 对氨浸试验进行了简要的机理分析。     

硫酸-氯盐法浸出高铟氧粉酸浸渣中铜锌铅的试验研究

通过分析高铟氧粉酸浸渣的成分和物相特征, 发现其主要物相为Cu₂FeS₂、ZnSO₄、ZnS和PbSO₄, 由于成分复杂, 单一方法无法有效回收铜、锌、铅, 因此设计了硫酸-氯盐二段浸出法, 分别提取酸浸渣中铜、锌和铅。一段浸出采用硫酸浸出, 在始酸浓度60 g/L, 液固比5∶1, 氧化剂高锰酸钾用量4%, 浸出温度60 ℃条件下, 浸出2 h, 铜和锌浸出率分别达到84.29%和92.02%; 二段浸出采用氯盐浸出, 在NaCl浓度300 g/L, 液固比10∶1, pH＝1.5~2.0, 浸出温度90 ℃条件下, 浸出60 min, 铅浸出率达到91.14%。该法对铜、锌和铅都有很好的浸出效果。     

二次铝灰钙化煅烧提取氧化铝的试验研究

铝灰是铝工业冶炼生产过程中产生的主要污染物之一，二次铝灰与碳酸钙配料后煅烧可以形成以铝酸钙为主要成分的煅烧渣，利用铝酸钙溶出氧化铝是处理二次铝灰的一个有效方法。本试验以二次铝灰与碳酸钙为原料，对二次铝灰钙化煅烧过程中铝灰的钙化与铝酸钙浸出氧化铝的过程进行了研究。试验结果表明，铝灰钙化的最佳煅烧条件为碳酸钙与铝灰质量比1 GA6FA 1、煅烧温度1 000℃、煅烧时间90 min，在此条件下，碳酸钙完全分解且锻后产物活性度较高，可获得主要成分是Ca₁₂Al₁₄O₃₂F₂的煅后料；煅后料在NaOH浓度160 g/L、Na₂CO₃浓度66.67 g/L、溶出温度85℃、溶出时间45 min的条件下，氧化铝浸出率最大，浸出率为79.22%。研究经济而有效的铝灰处理方法，不仅可以实现铝资源的高效循环利用，而且对于社会的可持续发展也产生深远的影响。      

钒钛铁精矿钛白废酸浸出提钒实验

为了提高钒钛铁精矿中V₂O₅的综合利用率,采用正交实验法,对其进行了钛白废酸直接浸出和焙烧-浸出实验。直接浸出实验结果表明,对V₂O₅浸出率影响最大的因素是液固比,影响最小的是废酸浓度;在浸出温度为90℃,浸出时间90 min,液固比为5和废酸浓度为20%时,钒钛铁精矿中V₂O₅的浸出率较高,其值为71.05%。焙烧-浸出实验结果表明,对钒浸出率影响程度由大到小分别是焙烧温度、碳酸钾配比、碳酸钠配比和焙烧时间;在焙烧温度为1000℃,焙烧时间1 h,碳酸钠配比为5%和碳酸钾配比为10%时,V₂O₅的浸出率可达84.48%。