低品位铋多金属精矿加压碱浸分离钼、钨、硫和铋

针对传统铋精矿冶炼原料适应性差、不适于低品位铋精矿、有价金属综合回收率低、火法冶炼产生低浓度SO_(2)治理难、成本高等问题,以柿竹园低品位铋多金属精矿为原料,提出加压氧化碱浸分离钼、钨、硫和铋的新工艺,研究了碱用量、时间、温度、总压及液固比等因素对钼、钨、硫、铋浸出率的影响。在优化工艺条件下,钼、钨、硫的浸出率分别达99.73%、90.81%和97.69%,铋不浸出在渣中富集,实现了低品位铋多金属精矿中钼、钨、硫与铋的高效分离。

含砷固废高值利用探索:砷碱浸出渣无害化制备高强陶粒

砷碱浸出渣与陶粒主要组分SiO_(2)、Al_(2)O_(3)和碱性金属氧化物的原料组成具有一定相似性,其火法脱砷工艺与陶粒烧制工艺也极为相近。提出砷碱浸出渣脱砷收无害化制备陶粒的思路,通过还原焙烧将碑、锑挥发脱除后在烟气中进行捕集,捕集产物可直接返回锑冶炼系统,并在此基础上进行陶粒制备工艺探索。研究结果表明:在控制石英与氧化铝质量比Si/Al=6.5,碱性金属氧化物(Na_(2)O、CaO、Fe_(2)O_(3)、K_(2)O、MgO,下同)在陶粒原料(指砷碱浸出渣、石英、氧化铝)中的质量总占比为15%,外配炭量质量分数5%时,采用随炉升温、随炉降温的方式在氩气气氛中970℃保温30min,最终得到表观密度1022kg/m^(3),压裂力为461N的陶粒,、残留量分别为0.020%和0.44%,砷、锑挥发率分别达到99.19%和92.50%。研究结果为砷碱浸出渣及其他含砷固废的高值化利用提供了借鉴。

钒钛磁铁矿提钒尾渣钙化碱浸试验研究

由于钒钛磁铁矿提钒尾渣中Na2 O含量高,作为炼铁配矿使用时会造成高炉结瘤问题,难以规模化利用。本文针对此问题,以承钢钒钛磁铁矿提钒尾渣为原料,进行了钙化碱浸-偏钒酸铵沉钒试验,目的是对提钒尾脱碱的同时提取其中有价金属钒。试验主要考察了浸出温度、碱浓度、氧化钙添加量和液固比对钠和钒浸出率的影响,结果表明,在浸出温度160℃、碱浓度100 g·L^(-1)、氧化钙添加量15%、液固比6:1、浸出时间60 min的条件下,钒和钠的浸出率分别达到82.25%和85.36%;对含钒碱浸液进行偏钒酸铵沉钒,得到了纯度大于97%的V_(2)O_(5)产品;终渣中Na_(2)O含量小于0.5%,Fe_(2)O_(3)含量达到30.10%,结合承钢高炉的碱金属平衡数据,可满足高炉炼铁配矿使用。本文研究结果可为相关企业钒钛磁铁矿提钒尾渣的规模化利用提供参考。

提钒尾渣加压碱浸提钒的基础研究

针对提钒尾渣中钒的回收与利用,提出碱法加压浸出提钒工艺,从而实现提钒尾渣中钒的浸出与提取。进行了原料分析并考察了浸出过程中温度、氢氧化钠浓度、反应时间、液固比和搅拌转速对尾渣中钒、铬、硅的浸出率的影响。结果表明,在温度120℃、氢氧化钠用量10%、液固体积质量比4~6 mL/g、时间1 h、搅拌转速400 r/min的条件下,钒的浸出率可控制在50%,同时尽量减少了铬与硅的浸出,保持溶液的净化程度,为后续的萃取提钒工艺提供很好的溶液条件。

冶炼厂含砷废水的硫化沉淀与碱浸

研究了铜冶炼厂含砷废水的硫化处理及其产物硫化砷渣的碱性浸取。当含砷废水pH值为0.8、总砷浓度为3.44g/L时,在26℃下按硫化钠与砷的物质的量之比为2.25∶1加入硫化钠,搅拌反应20min后,砷沉淀率达到95.39%。将所得硫化砷渣进行氢氧化钠浸取,当反应温度为90℃、固液比为1∶6、反应时间为1.5h、NaOH与As2S3物质的量之比为7.2∶1时,砷浸取率达到95.90%,铜浸出率仅为0.087%。碱浸浸取后渣中Cu、Bi质量百分含量分别从10.90%、1.85%提高到50.003%、10.625%,As含量从18.17%下降至2.612%。实验表明冶炼厂含砷废水经过硫化处理及碱性浸取,废水中Cu、Bi、As能够有效分离。

加压碱浸处理-氰化浸出法回收汽车废催化剂中的贵金属

为提高铂族金属的浸出回收率,针对前期研究提出的汽车废催化剂先经加压碱浸处理而后再加压氰化浸出铂族金属的新工艺,变动预处理反应过程各种工艺参数,考察了对后续铂族金属氰化浸出指标的影响。结果表明:预处理可打开汽车废催化剂载体对铂族金属的包裹,有利于其氰化浸出;但物料粒度过细或反应碱用量过大、温度过高、时间过长均容易形成新相重新包裹,不利于氰化试剂与铂族金属有效接触;预处理渣进一步湿磨,可消除包裹,提高氰化浸出率;在实验最佳条件下,铂族金属氰化浸出率分别可达到:Pt 96%、Pd 98%、Rh92%。

氢氧化钠碱浸SCR废弃催化剂的回收研究

采用氢氧化钠碱浸法从废弃蜂窝式SCR催化剂中回收Ti和W。首先对催化剂进行氢氧化钠碱浸,在超声及油浴加热浸取的条件下使钨生成可溶性的盐与难溶钛酸钠分离,随后经精制流程,精制滤液中的钨酸。本实验研究了碱浸时不同碱液浓度和碱浸温度对钨浸出率的影响。实验结果表明:在温度110℃到140℃之间,提高温度对钨的浸出效率有促进作用,在碱液浓度20%到35%之间,提高碱液浓度对钨的浸出效率有提高作用。在氢氧化钠碱液浓度为35%,碱浸温度为140℃时,钨的浸出率最理想(三氧化钨纯度可达88.68%)。并且在碱浸浓度35%、温度140℃时,最终精钨中WO_3纯度达98.49%。

一水硬铝石型铝土矿焙烧碱浸脱硅新工艺(Ⅰ)

针对中、低铝硅比的一水硬铝石—高岭石型铝土矿 ,以山西铝土矿作原料 ,在回转窑上进行了焙烧脱硅工艺研究 ,结果表明 :采用回转窑焙烧铝土矿是可行的 ,其焙烧工艺条件为 :矿石粒度 0～ 2 0mm ,焙烧温度10 5 0～ 110 0℃ ,焙烧时间 15～ 2 0min。在碱浸溶出脱硅条件下焙烧矿的脱硅率达 5 5 .6 1% ,精矿铝硅比为 9.92。X射线衍射分析表明 :焙烧过程中高岭石发生热分解产生的非晶态SiO2 ,在碱浸溶出脱硅过程中溶于NaOH脱除。高压溶出试验表明 :脱硅铝精矿中Al2 O3 的溶出率比原矿要高。

原生钼矿加压碱浸试验研究

介绍了原生辉钼矿直接加压氧化碱浸钼的试验研究情况,考察了钼矿粒度、碱用量、温度、时间、氧气压力及氧气浓度对钼浸出率的影响。结果表明,在钼矿颗粒平均粒径~15.64μm、温度90℃、氧压~0.6 MPa、NaOH^55 g/100 g钼矿、时间~2 h的条件下,使用>90%的氧气,钼的浸出率可达95%以上,实现了辉钼矿中钼、镍的分离。较现行加压碱浸处理辉钼矿所控制的工艺技术条件,温度和压力都大为降低。

氧化锌矿的碱浸出

将处理氧化铝矿物的拜耳法移植于氧化锌矿的湿法处理形成"锌拜耳法",用浓碱浸出氧化锌矿,然后降低温度或浓度使锌以氢氧化锌的形式析出,析出母液经浓缩处理后返回浸出矿,研究氧化锌矿的碱浸出过程。研究结果表明:当氢氧化钠浓度为5mol/L,浸出温度为85℃,液固比为10:1,浸出时间为2h时,氧化锌矿中锌的浸出率为77%,铅的浸出率为9%,镉的浸出率为5%。

采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。

高砷烟尘碱浸渣制备焦锑酸钠的新工艺

以高砷烟尘碱浸脱砷渣为研究对象,采用硫化钠浸出-空气氧化法选择性提取锑并制备焦锑酸钠产品。结果表明:在硫化钠浓度为100 g/L、氢氧化钠浓度为40 g/L、反应时间为3.0 h、液固质量比为5:1、反应温度为90℃、搅拌速度为400 r/min条件下,锑的浸出率为84.81%;在空气流量为1.5 L/min、反应时间为9 h、反应温度为60℃、搅拌速度为300 r/min条件下,锑浸出液中锑沉淀率为98.51%;氧化沉淀产物经盐酸溶解、水解、转化后得到焦锑酸钠产品。硫化钠浸出-空气氧化工艺可以有效地分离提取高砷烟尘碱浸渣中的锑,并制备得到焦锑酸钠产品,实验过程简单、清洁,生产成本低,具有产业化前景。

一水硬铝石型铝土矿焙烧碱浸脱硅新工艺(Ⅲ)

通过对铝土矿焙烧后碱浸脱硅的研究 ,获得常压碱浸脱硅的工艺条件为 :矿粉粒度 <0 .0 76mm占80 %～ 85 % ,溶出时间 2h ,ρ(Na2 Ok) =10 0～ 15 0 g/L ,L/S =4,溶出温度 90～ 95℃ ,搅拌速度 95 0r/min。在此溶出条件下 ,回转窑焙烧矿的脱硅率可达 5 5 .2 0 % ,精矿A/S =9.90 。

碱浸对硅藻土性能的影响

采用氢氧化钠溶液对硅藻土进行浸渍提纯处理,通过电镜扫描、EDX能谱和Brunauer-Emmett-Teller法测定比表面积等测试手段对提纯前后硅藻土进行了表征,并研究了提纯前后硅藻土对水中亚甲基蓝的吸附性能。结果表明,硅藻土碱浸后比表面积增加,孔径增大,随着处理用碱浓度的增加比表面积增加,10%的用碱浓度100℃条件下处理2h达到最大值,此后随着用碱浓度的增加而下降;碱浸处理后的硅藻土对染料废水中的亚甲基蓝吸附性能明显提高。

碱浸浮选法处理铝电解废旧阴极的工艺研究

通过对废旧阴极内衬的分析,采用碱浸浮选法对其进行处理,回收其中的有用成分,将有害物质分解从而保护环境。碱浸过程中,通过对碱用量、温度、反应时间和液固比这些单因素的分析,确定了最佳反应条件。炭的纯度提高到83.61%,回收了Na3AlF6和NaF;浮选实验有效地分离了炭和电解质,最终炭的纯度达到95%,电解质纯度为98%;最后用漂白粉对实验废水进行处理,分解有害的氰化物并回收CaF2。

难浸金矿常温常压强化碱浸预处理新工艺

采用物理与化学综合分离方法 ,利用边磨边浸工艺及其主体设备 -塔式磨浸机 ,对含砷难浸金矿进行超细磨 ,然后在常温常压下 ,利用强化预处理搅拌槽进行强化碱浸预处理 ,从而脱砷脱硫或使金与硫化物充分解离 ,再进行氰化 ,实现高效提金。对我国十余种典型的含砷难浸金矿在矿浆浓度 40 % ,环境温度 -4～ 35℃条件下进行预处理 ,金的浸出率从预处理前的 8%～ 2 0 % ,提高到 93%～ 98%。建成 10t/d规模的工业试验及生产厂 ,30t/d的预处理厂正在建设中。

石煤钒矿钙化焙烧碱浸提钒工艺的实验研究

石煤钒矿经过钙化焙烧后,用氢氧化钠溶液浸取提钒。研究了钒矿的粒度、焙烧时间、焙烧温度、添加剂种类、氢氧化钠用量、液固比、浸取时间、浸取温度等因素对浸出率的影响。结果表明,在钒矿的粒径为100～200目,添加剂碳酸钙用量为5%,温度900℃的条件下焙烧2 h,液固比3∶1(质量比),氢氧化钠用量15%,碱浸温度103℃(微沸),碱浸时间为3 h的条件下,钒的浸出率可达到90%以上。

一水硬铝石型铝土矿焙烧碱浸脱硅新工艺(Ⅱ)

在烧结杯上模拟带式焙烧机进行了铝土矿的焙烧脱硅试验。结果表明 :采用带式焙烧机焙烧铝土矿是可行的。获得的焙烧工艺条件为 :矿石粒度 0～ 5mm ,焦粉用量 3.4% ,混合料水分 7.5% ,950℃点火 1min ,80 0℃保温 2min ,点火负压 3kPa ,焙烧负压 7kPa。采用苛性碱溶出脱硅 ,焙烧矿脱硅率可达 43.45% ,精矿A/S =8.31。X射线衍射分析表明 :焙烧过程中高岭石发生热分解产生的非晶态SiO2 ,经碱处理后溶于NaOH而被脱除。高压溶出试验表明 :脱硅铝精矿中Al2 O3的溶出率比原矿高。

铝土矿焙烧-碱浸脱硅新工艺

针对中、低铝硅比的一水硬铝石 高岭石型铝土矿 ,进行了回转窑焙烧和常压碱浸脱硅试验研究 ,结果表明 :该工艺是可行的 ,其焙烧工艺条件为 :焙烧温度 10 5 0～ 110 0℃ ,焙烧时间 15～ 2 0min ;常压碱浸脱硅工艺条件为 :Na2 Ok 浓度为 10 0～ 15 0g L ,液固比 4～ 5的条件下 ,溶出温度为 90℃左右 ,溶出时间为 2h。此时脱硅率达 5 5 .2 0 % ,精矿铝硅比 (A S)为 9.9,与加压溶出条件下取得的脱硅效果相当。而采用两段溶出脱硅能够提高焙烧矿的脱硅率 ,显著缩短溶出时间 :当第一、二段溶出时间均为 3 0min时 ,焙烧矿的脱硅率可达 5 9.65 %。高压拜耳法溶出试验表明 :经过焙烧脱硅得到的铝精矿的脱硅率比原矿高。

凹凸棒石黏土煅烧-碱浸法合成纯4A沸石的研究

以凹凸棒石黏土为原料,经过煅烧、酸化、碱浸处理,滤液添加铝源后水热晶化合成了高纯4A沸石。采用XRD、FT-IR和SEM对产品进行了表征。研究了煅烧、晶化时间、SiO2∶Al2O3摩尔比对4A沸石合成的影响,结果显示凹土经过煅烧可提高SiO2成分的浸出率和4A沸石的产率;当合成液各组分摩尔比为3.9Na2O∶1Al2O3∶1.8SiO2∶138H2O时,90℃水热晶化5h以上,可合成结晶度高的4A沸石,晶化时间越长,结晶度越高;n(SiO2)∶n(Al2O3)决定沸石合成的种类,合成液中n(SiO2)∶n(Al2O3)为1.8～2.8时合成4A沸石,n(SiO2)∶n(Al2O3)为3时合成4A沸石和X型沸石。