亚硫酸铵还原焙烧软锰矿提取锰试验研究

研究了以亚硫酸铵为还原剂,通过高温焙烧直接把软锰矿中的二氧化锰还原成硫酸锰,从而实现软锰矿的高效提取,考察了亚硫酸铵与软锰矿质量比、焙烧温度及时间、浸出温度及时间等对锰提取率的影响,确定了最佳工艺条件。结果表明:最优条件为亚硫酸铵与软锰矿质量比0.75∶1,焙烧温度500℃,焙烧时间1.5h,浸出温度25℃,浸出时间30min;在该条件下,锰浸出率约为93%,铁浸出率约9.5%。锰提取效果较好。

电解锰渣资源化回收利用技术研究进展及“双碳”影响评估

我国电解锰产业每年产生大量含有锰、氨氮等毒害组分的电解锰渣,传统的堆存处置方式存在较大环境风险,其资源化利用对电解锰产业环境污染治理具有重要意义。系统梳理了电解锰渣干法、火法及湿法三类资源化利用技术最新研究进展,全面解析了技术开发中的环境风险点,深入讨论了相关技术资源化过程中的碳排放情况。最后,结合行业发展需求与“双碳”目标,提出了电解锰渣资源化利用的优先发展技术方向、过程碳排放核算、加速资源化产品市场应用等建议,旨在为推动电解锰产业绿色、低碳转型升级提供技术支撑。

基于响应面法优化同槽电积锰和二氧化锰工艺研究

针对目前生产锰和电解二氧化锰行业能耗大、污染严重的问题,设计了一种同槽电沉积锰和二氧化锰工艺,在提高阴阳极电流效率的同时使得能耗最低,达到节能降耗的目的。结合响应面法对阴极硫酸铵浓度、阳极硫酸浓度、中隔室硫酸浓度、温度四个因素与阴阳极电沉积效率之间的交互作用进行分析,得到二次回归拟合模型,确定同槽电积的最佳条件为:阴极硫酸铵浓度为107.11 g/L,阳极硫酸浓度投加量为2.8 mol/L,中隔室硫酸浓度为0.516%,温度为40.2℃。阴极电流效率可达到84.79%、阳极电流效率可达到68.43%。分析表明,硫酸铵和温度对阴极电流效率交互影响最大、硫酸浓度和温度对阳极电流效率交互影响最大。电沉积得到的金属锰沉积紧密。电解二氧化锰粒径均一,形貌良好。

多源锰矿协同浸出技术研究

我国优质锰资源消耗殆尽,目前我国高纯硫酸锰的生产原料严重依赖进口锰矿,国内“锰三角”仍有巨量的低品位锰资源暂未得到利用。自产锰精矿酸浸液锰浓度和锰杂比低,难以经济制备高纯硫酸锰。本研究以国内锰精矿与国外进口矿为主要原料,通过分析两种矿物的物相及矿相组成,开发协同浸出技术,考察不同参数对浸出过程锰杂比和锰浓度的影响。研究表明,在自产锰精矿添加量15%,反应温度95℃,反应时间3 h的条件下,最终得到的浸出液中锰浓度可达到86.92 g/L,锰杂比可达79,可用于制备高纯硫酸锰。

亚硫酸铵对锰电解反应与析氢反应的影响

采用CV、LSV等电化学方法研究了阴极电化学机制,同时通过SEM、XPS等表征方法考察亚硫酸铵对阴极表面、锰晶体结构的影响。结果表明:氢在不锈钢阴极表面析出和锰在不锈钢阴极表面沉积的起始电位分别为-0.95、-1.40 V;亚硫酸铵对析氢反应具有明显的抑制作用,降低锰沉积的电流,减小直流电耗。当亚硫酸铵用量为SeO_(2)的4倍时,锰沉积电流效率高达67.42%,亚硫酸铵有望成为替代SeO_(2)的添加剂。在沉积锰的小区域能谱图中,能捕捉到100%纯度的锰,利于后期高纯锰的研发。

电解锰渣中锰的浸出行为与动力学分析

研究了用硫酸浸出电解锰渣中的锰,通过单因素试验和正交试验优化了工艺参数,并对电解锰渣浸出前后的物相、结构、形貌,以及浸出锰动力学进行了分析,建立了锰浸出模型,探究了浸出机制。结果表明:在粒径200目、搅拌速度为400 r/min、浸出温度95℃、硫酸浓度1.5 mol/L、浸出时间120 min、液固体积质量比11/1优化条件下,Mn浸出率达97.90%;锰浸出动力学符合液-固未反应收缩核模型,受化学反应控制;在浸出锰过程中,可以通过控制液固体积质量比、温度提高Mn浸出率。

电解金属锰制液过程中的氧化锰除铁工艺优化

电解金属锰制液工艺中,常利用氧化锰粉将Fe^(2+)氧化成Fe^(3+),以便在后续中和过程中形成氢氧化铁胶体,实现铁的去除。针对低品位氧化锰粉在生产过程中存在除铁利用率低的问题,开展了氧化锰粉除铁工艺优化研究,结果表明:当除铁锰粉粒径≤125μm,初始酸的质量浓度为6.5 g/L,反应温度为60℃,反应时间为90 min时,除铁利用率达到98.4%,实现除铁氧化锰粉的高效利用。

工业废水中钯的回收试验研究

钯系催化剂生产中不可避免会产生钯废水,针对低含量钯废水,传统钯回收方法回收耗时长,成本高。针对低含量钯废水,分别采用沉淀法、盐酸直接调pH法、水合肼还原法和树脂吸附法进行回收。结果表明,沉淀法适用于处理钯含量不超过1 mg/L的废水,回收率达到90%;采用盐酸直接调pH法和水合肼还原法处理钯废水,出水钯含量有所降低,但未能达到企业排放要求(不超过0.1 mg/L);树脂吸附法适用于处理钯含量不超过10 mg/L的废水,回收率达到99%。

锰电积用新型阳极研究进展

通过对铅基二元合金阳极、铅基多元合金阳极、钛基阳极、铝基阳极和不锈钢基阳极的分析,总结了各类阳极的特性。这些研究结果为锰电积用新型阳极的研发提供了重要参考,有助于推动电解金属锰行业的成本优化和效率提升。

新型压滤洗涤设备在电解金属锰制液过程的工程应用

新型压滤洗涤设备具备固液分离、原位分级加压循环洗涤、浸渣加气吹饼脱水及智能控制洗涤水消耗量等功能,可用于电解金属锰制液工序回收锰渣中可溶性锰和硫酸铵。采用新型压滤洗涤设备对电解金属锰渣进行了洗涤回收的工程应用研究,结果表明:洗涤1次总耗时72 min,洗涤前锰渣中可溶锰为2.29%,水洗锰渣中可溶锰为1.42%,通过1次洗涤,锰渣中可溶锰下降0.87%,可溶性锰洗涤回收率为37.85%,锰渣中硫酸铵洗涤回收率为55.96%;逆流洗涤2次总耗时为97 min,洗涤前锰渣中可溶性锰为1.97%,洗涤后锰渣中可溶性锰为0.85%,通过2次逆流洗涤,锰渣中可溶性锰下降1.12%,可溶性锰洗涤回收率为57.89%,锰渣中硫酸铵洗涤回收率为78.64%,洗涤回收效果显著。利用新型压滤设备洗涤回收锰渣中锰和硫酸铵,按锰渣质量30%的水量洗涤,每生产1 t电解金属锰,从锰渣中回收溶液的价值约443.49元,具有一定的经济效益。

Reductive leaching of manganese oxide ores using waste tea as reductant in sulfuric acid solution

Manganese oxide ores from Gabon and Xiangxi were leached with waste tea as reductant in dilute sulfuric acid solution. The effects of waste tea dosage, concentration of sulfuric acid, liquid-to-solid ratio, leaching temperature and reaction time on leaching process were explored. The leaching efficiency of Gabonese manganese oxide ore reached almost 100% under the optimal condition which was determined as follows： manganese oxide ore to waste tea mass ratio of 10：1, sulfuric acid concentration of 2.5 molFL, liquid-to-solid ratio of 7.5：1, leaching temperature of 368 K, time of 8 h. The leaching efficiency of Xiangxi manganese oxide ore reached 99.8% under the optimal condition which was determined as follows： manganese oxide ore to waste tea mass ratio of 10：1, sulfuric acid concentration of 1.7 mol/L, liquid-to-solid ratio of 7.5：1, leaching temperature of 368 K, time of 8 h. The leaching process followed the internal diffusion controlled kinetic model, and the apparent activation energies of Gabonese manganese oxide ore and Xiangxi manganese oxide ore were calculated to be 38.2 kJ/mol and 20.4 kJ/mol, respectively. The morphological changes and mineralogical forms of the ore before and after the chemical treatment were discussed with the support of XRD analysis and SEM analysis.

助剂作用下不同浸取方法从电解锰渣中回收锰(英文)

以8-羟基奎宁、原磺酸酯、十六烷基三甲基溴化铵、磷酸三丁酯、柠檬酸为浸取助剂,对普通浸取法和超声浸取法从锰渣中回收锰进行考查,对助剂类型和用量、固液比、浸取温度、浸取时间和酸渣比对锰浸出率的影响进行了探讨。结果表明:以质量百分比浓度为1%的柠檬酸为浸取助剂,当固体的质量与液体体积比为1:4(g/mL)、酸的体积与锰渣质量比为0.3:1(mL/g)、在60℃温度下浸取120min,锰渣中锰浸出率为55.6%。相同条件下,超声浸取15min,锰浸出率为55.4%。超声助剂浸取法锰浸出率是普通无助剂浸取法的2.69倍,是无助剂超声浸取法的1.5倍。对于相同的浸出率,超声助剂浸取法的浸取时间只有普通浸取法的1/8。

从电解锰渣中湿法回收锰

采用清水洗渣-铵盐沉淀法从电解锰废渣中回收可溶性锰,探讨了沉淀剂用量、pH值及絮凝剂浓度对Mn2+回收率的影响。实验结果表明,当n(CO32+):n(Mn2+)=1.3∶1,pH值为7,絮凝剂浓度为0.4mg/L,沉淀时间60min时,电解锰废渣中锰的回收率可达到99.8%以上。回收得到的含锰沉淀物中锰含量达到31%以上,可用于电解锰的生产,实现资源的充分利用,并有利于环境保护。

苯酚或苯胺还原浸出大洋锰结核的机理研究与验证

在酸性介质中，大洋锰结核可以被苯胺、苯酚很好的还原浸出，在该氧化还原反应中苯胺、苯酚可被氧化为对苯醌。这一机理为ＴＬＣ、ＵＶ－ＶＩＳ、ＩＲ分析手段所证实。实验表明，大洋锰结核的氧化能力强于纯的ＭｎＯ２，苯胺的还原性强于苯酚。

燕麦秸秆还原浸出低品位软锰矿及其动力学

以燕麦秸秆为还原剂,在硫酸介质中直接浸出某低品位软锰矿,研究浸出过程的工艺条件和动力学。结果表明:在硫酸浓度为150 g/L、液固比为9 mL/g、麦秆与软锰矿质量比为0.3、浸出温度90℃、浸出60 min的条件下,锰浸出率可达96.1%,此时,铁浸出率为46.8%,浸出液化学需氧量(COD)值为6.2 g/L。动力学研究表明:锰的浸出过程在333~363 K内符合未反应核缩减模型,浸出过程主要受界面化学反应步骤控制,其浸出表观活化能为69.4 kJ/mol。

基于还原焙烧的某海滨钛磁铁矿的钛铁分离

为了高效分离印尼某高铁钛、低硫磷海滨钛磁铁矿中的钛铁,实现资源的充分利用,采用直接还原焙烧—磨矿—弱磁选工艺对该试样进行了还原焙烧工艺技术条件研究,并对确定条件下的焙烧产物进行了不同磨矿细度下的钛铁分离验证试验。结果表明,添加剂NCS对铁还原和钛铁分离有促进作用;在烟煤A用量(与试样的质量比)为30%、NCS用量为11%、还原焙烧温度为1 250℃、还原焙烧时间为60 min、磨矿细度为-43μm占69.02%、弱磁选磁场强度为151 kA/m的情况下,可获得TFe品位为93.74%、回收率为95.91%、TiO2品位为0.45%的还原铁粉,实现了钛铁的高效分离;钛在尾矿中的富集为后续回收钛创造了条件。

还原熔炼大洋多金属结核

从热力学方面分析了大洋多金属结核矿中各有价金属用碳还原的差异，据此采用选择性还原熔炼法处理大洋多金属结核，通过熔炼分离产出富锰渣和熔炼合金。富锰渣中锰收率达９５％，铜、钴、镍、铁在合金中的收率分别为：９８３１％，９８６１％，９８４２％和９６２２％。

添加剂对电解锰矿石中锰浸出率的影响

研究了几种无机和有机添加剂对电解金属锰矿石(主要是菱锰矿)中锰的浸出率的影响.实验结果表明,葡萄糖、蔗糖等有机添加剂在常规时间里,可使锰的浸出率达到85%以上,是实际工业生产中可取的添加剂;浓硫酸虽也可提高浸出率,但由于具有强腐蚀性而不宜采用.

氮化锰生产及结构分析

介绍了利用金属锰粉采用固态氮化法生产氮化锰合金的原理和工艺,采用正交设计法,在实验室管式炉内、高温条件下利用纯氮(≥99.99%)对金属锰粉进行氮化。通过一系列实验得出了适宜的技术工艺参数,锰粉粒度为0.6mm,氮化时间为4h,氮化温度为700℃时,获得了含氮高达6.94%的氮化锰合金。通过物相分析和扫描电镜形貌分析,得出含氮高的氮化锰主要成分是Mn3N2,其次是Mn4N;含氮低的氮化锰主要成分是Mn2N,其次是Mn4N。此外还观测了氮化锰合金的形貌。

二氧化锰沉淀分离EDTA滴定法测定电解锰生产中镁含量

采用（NH4）2S2O8将锰电解液中的Mn^2＋氧化成MnO2沉淀，去除大量Mn^2＋，少量的Mn抖用盐酸羟胺来掩蔽，三乙醇胺掩蔽其它杂质，在pH10，以酸性铬蓝K和萘酚绿B为指示剂，EDTA滴定钙镁总量，pH≥12，以钙指示剂，EDTA滴定钙含量，用差减法求得镁含量。考察了氧化剂（NH4）2S2O8用量、酸度、反应温度及时间对除锰率的影响。结果表明，当（NH4）2S2O8用量为理论用量的1．2倍、pH5～6、沸水浴加热1h时，除锰率达99．8％以上。本方法对电解锰生产厂在中和、硫化除杂和电解过程的样品进行测定，镁含量测定结果的相对标准偏差（RSD）为0．4％～0．7％，加标回收率在99．6％～100．4％之间，且与原子吸收光谱法（AAS）测得结果一致。