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Fluidized magnetization roasting of refractory siderite-containing iron ore via preoxidation-low-temperature reduction
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作者 Haoyan Sun Zheng Zou +1 位作者 Meiju Zhang Dong Yan 《International Journal of Minerals,Metallurgy and Materials》 SCIE EI CAS CSCD 2023年第6期1057-1066,共10页
Magnetization roasting is one of the most effective way of utilizing low-grade refractory iron ore.However,the reduction roasting of siderite(FeCO3)generates weakly magnetic wüstite,thus reducing iron recovery vi... Magnetization roasting is one of the most effective way of utilizing low-grade refractory iron ore.However,the reduction roasting of siderite(FeCO3)generates weakly magnetic wüstite,thus reducing iron recovery via weak magnetic separation.We systematically studied and proposed the fluidized preoxidation-low-temperature reduction magnetization roasting process for siderite.We found that the maghemite generated during the air oxidation roasting of siderite would be further reduced into wüstite at 500 and 550℃due to the unstable intermediate product magnetite(Fe_(3)O_(4)).Stable magnetite can be obtained through maghemite reduction only at low temperature.The optimal fluidized magnetization roasting parameters included preoxidation at 610℃for 2.5 min,followed by reduction at 450℃for 5 min.For roasted ore,weak magnetic separation yielded an iron ore concentrate grade of 62.0wt%and an iron recovery rate of 88.36%.Compared with that of conventional direct reduction magnetization roasting,the iron recovery rate of weak magnetic separation had greatly improved by 34.33%.The proposed fluidized preoxidation-low-temperature reduction magnetization roasting process can realize the efficient magnetization roasting utilization of low-grade refractory siderite-containing iron ore without wüstite generation and is unlimited by the proportion of siderite and hematite in iron ore. 展开更多
关键词 magnetization roasting fluidization SIDERITE preoxdization low-temperature reduction
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Optimization of low-temperature alkaline smelting process of crushed metal enrichment originated from waste printed circuit boards 被引量:5
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作者 郭学益 刘静欣 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS CSCD 2015年第5期1643-1650,共8页
A novel low-temperature alkaline smelting process is proposed to convert and separate amphoteric metals in crushed metal enrichment originated from waste printed circuit boards. The central composite design was used t... A novel low-temperature alkaline smelting process is proposed to convert and separate amphoteric metals in crushed metal enrichment originated from waste printed circuit boards. The central composite design was used to optimize the operating parameters,in which mass ratio of Na OH-to-CME, smelting temperature and smelting time were chosen as the variables, and the conversions of amphoteric metals tin, lead, aluminum and zinc were response parameters. Second-order polynomial models of high significance and3 D response surface plots were constructed to show the relationship between the responses and the variables. Optimum area of80%-85% Pb conversion and over 95% Sn conversion was obtained by the overlaid contours at mass ratio of Na OH-to-CME of4.5-5.0, smelting temperature of 653-723 K, smelting time of 90-120 min. The models were validated experimentally in the optimum area, and the results demonstrate that these models are reliable and accurate in predicting the smelting process. 展开更多
关键词 low-temperature alkaline smelting waste printed circuit board amphoteric metals central composite design conversion
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Separation of alumina and silica from metakaolinite by reduction roasting-alkaline leaching process: Effect of CaSO_(4) and CaO 被引量:3
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作者 Hong-yang WANG Xiao-xue ZHANG +2 位作者 Si-yuan YANG Cheng LIU Li-qun LUO 《Transactions of Nonferrous Metals Society of China》 SCIE EI CAS CSCD 2022年第3期999-1009,共11页
Limestone(CaCO3),which could promote sulfur fixation,was added to coal gangue during roasting in a circulating fluidized bed(CFB)boiler.CaO and CaSO_(4) were the main Ca-bearing minerals while metakaolinite was the ma... Limestone(CaCO3),which could promote sulfur fixation,was added to coal gangue during roasting in a circulating fluidized bed(CFB)boiler.CaO and CaSO_(4) were the main Ca-bearing minerals while metakaolinite was the major Al-bearing mineral in CFB slag.The effect of CaSO_(4) and CaO on the separation of alumina and silica from metakaolinite by reduction roasting−alkaline leaching process was studied.Results showed that metakaolinite was completely converted into hercynite and silica solid solutions(i.e.,quartz and cristobalite solid solutions)by reduction roasting with hematite.More than 95%of silica in the reduced specimen was removed by alkaline leaching.The addition of CaSO_(4) and CaO remarkably decreased the separation efficiency of alumina and silica in metakaolinite,which could be attributed to the formation of Si-bearing minerals:(1)Fayalite and anorthite were formed during the reduction roasting process;(2)Fayalite was stable while anorthite was converted into sodalite and wollastonite during the alkaline leaching process.This study demonstrates that sulfur in coal gangue should be fixed by treating the exhaust gas instead of controlling the combustion process of CFB to achieve the comprehensive recovery of silica and alumina from the CFB slag. 展开更多
关键词 circulating fluidized bed slag METAKAOLINITE Ca-bearing minerals reduction roasting alkaline leaching
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Alkaline digestion behavior and alumina extraction from sodium aluminosilicate generated in pyrometallurgical process
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作者 Bo-na Deng Guang-hui Li +4 位作者 Jun Luo Jing-hua Zeng Ming-jun Rao Zhi-wei Peng Tao Jiang 《International Journal of Minerals,Metallurgy and Materials》 SCIE EI CAS CSCD 2018年第12期1380-1388,共9页
In pyrometallurgical process, Al-and Si-bearing minerals in iron and aluminum ores are easily transformed into sodium aluminosilicates in the presence of Na_2O constituents, which alters the leaching behaviors of Al_2... In pyrometallurgical process, Al-and Si-bearing minerals in iron and aluminum ores are easily transformed into sodium aluminosilicates in the presence of Na_2O constituents, which alters the leaching behaviors of Al_2O_3 and SiO_2. It was confirmed that sodium aluminosilicates with different phase compositions synthesized at various roasting conditions were effectively digested in the alkaline digestion process. Under the optimum conditions at temperature of 100–120°C, liquid-to-solid ratio(L/S) of 10:2 mL/g, caustic ratio of 4, and Na_2O concentration of 240 g/L, the actual and relative digestion ratio of Al_2O_3 from the synthesized sodium aluminosilicates reached maximums of about 65% and 95%, respectively, while SiO_2 was barely leached out. To validate the superior digestion property of sodium aluminosilicate generated via an actual process, the Bayer digestion of an Al_2O_3-rich material derived from reductive roasting of bauxite and comprising Na_(1.75) Al_(1.75) Si_(0.25)O_4 was conducted; the relative digestion ratio of Al_2O_3 attained 90% at 200°C. 展开更多
关键词 ALUMINA SODIUM ALUMINOSILICATE roasting alkaline DIGESTION Bayer PROCESS
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Fe_(2)O_(3)对高硅碱性球团固结性能的影响 被引量:1
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作者 李绍春 程福超 +5 位作者 王兴锋 张建良 刘征建 王耀祖 马黎明 江回青 《烧结球团》 北大核心 2024年第1期80-86,共7页
深入研究Fe_(2)O_(3)对于高硅碱性球团生球以及成品球性能的影响,有助于促进基于我国铁矿资源特征的低碳炼铁技术发展。本文通过调整碱性球团用混合料中Fe_(2)O_(3)的含量,解析Fe_(2)O_(3)对高硅碱性球团生球、预热球和成品球性能的影... 深入研究Fe_(2)O_(3)对于高硅碱性球团生球以及成品球性能的影响,有助于促进基于我国铁矿资源特征的低碳炼铁技术发展。本文通过调整碱性球团用混合料中Fe_(2)O_(3)的含量,解析Fe_(2)O_(3)对高硅碱性球团生球、预热球和成品球性能的影响规律,并采用扫描电镜以及图像识别处理系统表征高硅碱性球团的微观矿相结构。结果表明:随着混匀矿中赤铁矿配比的提高,高硅碱性球团生球、预热球和成品球的抗压强度均有所降低,随着Fe_(2)O_(3)配比的升高,成球性能劣化,生球的抗压强度降低至9.04 N/P。赤铁矿连晶固结性能变差,成品球的强度降低至3433 N/P。当两种矿粉的配比为50%时,球团孔隙率急剧增大为32.8%,A矿粉配比不宜超过40%。微观矿相结果表明,随着Fe_(2)O_(3)含量的增加,球团内部小颗粒尺寸晶粒变多,大颗粒尺寸晶粒减少,平均颗粒面积减少,晶粒间连晶性能变差,固结性能削弱,内部孔隙率提高。在制备高硅碱性球团时,含Fe_(2)O_(3)的精矿粉配加不宜太高,会对球团矿的固结性能产生不利影响。 展开更多
关键词 Fe_(2)O_(3) 高硅碱性球团 矿相结构 抗压强度 焙烧固结
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铜冶炼过程酸浸高硅渣碱性焙烧热力学研究
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作者 饶剑 李明冬 +5 位作者 严康 张健 王洪博 王盟凯 张忠堂 余群波 《有色金属(冶炼部分)》 CAS 北大核心 2024年第12期26-34,共9页
火法炼铜吹炼过程产出大量铜渣,经酸浸处理回收铜等有价金属后会产生大量高硅渣。为了实现高硅渣的无害化处置和硅的回收利用,采用热力学软件Factsage 7.3和HSC 6.0对高硅渣碱性焙烧过程主要反应的ΔG-T图、物相平衡分配图及Na_(2)O-SiO... 火法炼铜吹炼过程产出大量铜渣,经酸浸处理回收铜等有价金属后会产生大量高硅渣。为了实现高硅渣的无害化处置和硅的回收利用,采用热力学软件Factsage 7.3和HSC 6.0对高硅渣碱性焙烧过程主要反应的ΔG-T图、物相平衡分配图及Na_(2)O-SiO_(2)-FeO体系相图进行计算和绘制。研究结果表明:焙烧温度和ω(Na_(2)O)/ω(SiO_(2))的变化会显著影响焙烧转型过程和产物的物相组成。理论上实现SiO_(2)转型的优化条件为:焙烧温度800~900℃、ω(Na_(2)O)/ω(SiO_(2))=0.41~0.64。高硅渣中的杂质Al和Fe参与反应过程,且不溶性杂质NaAlSiO_(4)较可溶性杂质Na_(2)FeO_(2)优先生成。根据热力学分析结果,开展了验证试验,结果表明:在碳酸钠过量系数为SiO_(2)、Al和Fe理论总用量的0.9倍,焙烧温度850℃,焙烧时间2 h的条件下,硅的浸出率达到88.56%。 展开更多
关键词 火法炼铜 高硅渣 碱性焙烧 热力学 相图
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钛冶金氯化收尘渣钒资源回收利用研究
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作者 金春容 贺永东 +5 位作者 赵亿坤 孙小涵 杜玉峰 白万全 陈守俊 刘小龙 《矿冶工程》 CAS 北大核心 2024年第1期89-94,共6页
对某钛冶金氯化收尘渣进行水洗无害化处理得到水洗渣;对水洗渣进行钙化焙烧,研究了焙烧温度和焙烧时间对水洗渣钒浸出率的影响。结果表明,氯化收尘渣中钒主要以低价钒形式存在;钒浸出率随焙烧温度升高而增加,焙烧温度850℃时,钒浸出率达... 对某钛冶金氯化收尘渣进行水洗无害化处理得到水洗渣;对水洗渣进行钙化焙烧,研究了焙烧温度和焙烧时间对水洗渣钒浸出率的影响。结果表明,氯化收尘渣中钒主要以低价钒形式存在;钒浸出率随焙烧温度升高而增加,焙烧温度850℃时,钒浸出率达88%;焙烧时间增加,不同产物进行二次反应,形成钒青铜等难溶化合物,出现不同价态钒酸盐相,导致在Na_(2)CO_(3)溶液中钒浸出率不同;适宜的焙烧温度为850℃,焙烧时间为120 min。 展开更多
关键词 氯化收尘渣 水洗渣 钙化焙烧 碱浸 提钒
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优化碱酸法提纯石墨的研究
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作者 刘云泽 孟繁荣 +4 位作者 崔学民 王林杰 何振全 李仁涛 盖国胜 《中国粉体技术》 CAS CSCD 2024年第3期76-87,共12页
【目的】优化天然石墨提纯效果,降低酸在提纯过程中的过多使用对环境造成的影响,满足各行各业对高品质石墨的需求,实现更环保、高效的石墨提纯。【方法】以鳞片石墨为原料,采取NaOH-HCl-HF联合处理的工艺对石墨进行提纯研究,提高石墨的... 【目的】优化天然石墨提纯效果,降低酸在提纯过程中的过多使用对环境造成的影响,满足各行各业对高品质石墨的需求,实现更环保、高效的石墨提纯。【方法】以鳞片石墨为原料,采取NaOH-HCl-HF联合处理的工艺对石墨进行提纯研究,提高石墨的固定碳含量(质量分数,下同),降低石墨中的主要杂质元素如Si、Fe、Al、Cu等的含量,详细考察NaOH的用量以及焙烧温度2个关键因素对该工艺提纯效果的影响;通过扫描电子显微镜(SEM)观察石墨形貌特征,X射线荧光光谱仪(XRF)和电感耦合等离子体原子发射光谱仪(ICP)测定提纯处理前后石墨的杂质含量,X射线衍射仪(XRD)确定石墨及其灰分的晶体结构。【结果】当焙烧温度为500℃、焙烧时间为2.5h,HCl的体积与石墨的质量比为2∶1,氢氟酸的体积与石墨的质量比为2∶1时,石墨的平均固定碳含量从原来的95.3%提高到99.93%;当NaOH与石墨的质量比分别为0.5∶1和0.6∶1时,石墨的平均固定碳含量为99.91%和99.93%;考虑到成本效益等因素,确定当NaOH与石墨的质量比设定为0.5∶1时为理想工艺条件;经过提纯处理后的石墨层结构并不会出现明显的变化,基本性能不变,提纯处理后的石墨相比于提纯处理前的石墨,杂质含量明显地降低。【结论】该碱酸工艺不仅能有效地去除石墨中的杂质,盐酸和氢氟酸的组合还可以显著地提升提纯效果,可有望应用在石墨提纯处理和新能源材料领域。 展开更多
关键词 石墨 碱酸法 加碱焙烧 固定碳 纯化
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石煤选矿钒精矿中钒的湿法浸出工艺研究
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作者 何文洁 刘三平 《中国资源综合利用》 2024年第6期22-25,共4页
试验采用碱法焙烧-碱浸提钒法对钒精矿中的钒进行浸出。结果表明,钒精矿的焙烧过程采用NaCl+Na_(2)CO_(3)作为添加剂,温度对钒精矿焙烧效果影响较大。温度为750 ℃时,钒浸出率可达84.05%。添加剂用量对钒精矿焙烧效果有一定影响,当添加... 试验采用碱法焙烧-碱浸提钒法对钒精矿中的钒进行浸出。结果表明,钒精矿的焙烧过程采用NaCl+Na_(2)CO_(3)作为添加剂,温度对钒精矿焙烧效果影响较大。温度为750 ℃时,钒浸出率可达84.05%。添加剂用量对钒精矿焙烧效果有一定影响,当添加剂NaCl用量为200 kg/t精矿,Na_(2)CO_(3)用量为200 kg/t精矿时,钒浸出率可达81.31%。提高焙砂浸出温度,有利于钒的浸出。焙砂采用碳酸钠溶液浸出,有利于提高钒浸出率。Na_(2)CO_(3)浓度为1 mol/L时,钒浸出率可超过80%。 展开更多
关键词 钒精矿 湿法浸出 碱焙烧
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碱式氧化焙烧-水浸-还原法从电镀污泥中制备三氧化二铬
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作者 周铭江 李磊 +1 位作者 肖阳 吴国东 《中国有色冶金》 CAS 北大核心 2024年第1期142-152,共11页
电镀污泥中铬主要以氧化物或氢氧化物形式存在,氧气气氛中以Na_(2)CO_(3)为添加剂对电镀污泥进行焙烧,并对焙烧渣进行水浸处置,最后加入Na_(2)S还原,可实现铬资源的高效回收。结果显示:O_(2)流量40 mL/min条件下,焙烧过程中控制Na_(2)CO... 电镀污泥中铬主要以氧化物或氢氧化物形式存在,氧气气氛中以Na_(2)CO_(3)为添加剂对电镀污泥进行焙烧,并对焙烧渣进行水浸处置,最后加入Na_(2)S还原,可实现铬资源的高效回收。结果显示:O_(2)流量40 mL/min条件下,焙烧过程中控制Na_(2)CO_(3)添加量100%、焙烧温度700℃和焙烧时间90 min,焙烧渣水浸工艺中铬浸出率可达97.8%,一定范围内,增加Na_(2)CO_(3)添加量、提高焙烧温度和延长焙烧时间,可促进Cr由尖晶石相(FeCr_(2)O_(4)和AlCr_(2)O_(4))转变为Na_(2)CrO_(4),使铬浸出率提高;Na_(2)CrO_(4)浸出液Na_(2)S还原工艺中,在60℃条件下,控制还原反应物料比n(CrO_(4)^(2-))/n(S^(2-))为8∶9,反应80 min,还原工艺中铬回收率可达92.3%,增加Na_(2)S添加量、提高反应温度和延长反应时间,可以促进Na_(2)CrO_(4)转变为Cr_(2)O_(3),提高铬收率,但过多的Na_(2)S会使体系pH值升高,导致Cr_(2)O_(3)反溶,造成铬回收率下降。研究实现了电镀污泥中铬的高效回收。 展开更多
关键词 电镀污泥 碱式氧化焙烧 铬尖晶石 硫化钠还原 三氧化二铬 浸出 铬回收率
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Selective extraction and recovery of rare earth metals from waste fluorescent powder using alkaline roasting-leaching process 被引量:7
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作者 廖春发 黎振源 +3 位作者 曾颜亮 陈静远 钟立钦 王莉 《Journal of Rare Earths》 SCIE EI CAS CSCD 2017年第10期1008-1013,共6页
Waste management of rare earth metals(REMs) containing materials and recycling of rare earth metals(REM) from waste materials are becoming more and more important due to high demand and resource exhaustion. Howeve... Waste management of rare earth metals(REMs) containing materials and recycling of rare earth metals(REM) from waste materials are becoming more and more important due to high demand and resource exhaustion. However, extraction of REM from waste fluorescent powder materials is difficult because of their special aluminate structure. A novel "alkaline roasting-acid leaching" process was developed in this study. The alkaline roasting process mechanism was examined using differential thermal analysis(DTA)-thermogravimetric(TG) measurements, and the roasting product was characterized by XRD analysis. In this process, Al_2O_3 was converted into water soluble NaAlO_2 via alkaline roasting, and NaAlO_ 2 in the roasting product could be easily dissolved in water, while the rare earth oxide(REOs) remained as solid. After filtration, REOs cake was leached using hydrochloric acid to achieve 99.8% of REM recovery. It was concluded that the alkaline roasting-acid leaching process could effectively separate Al_2O_3 and REOs with high REM recovery. 展开更多
关键词 waste rare earth fluorescent powder alkaline roasting leaching
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蒸硒渣中稀贵金属提取工艺 被引量:1
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作者 田庆华 王青骜 +2 位作者 董波 郭学益 许志鹏 《中国有色金属学报》 EI CAS CSCD 北大核心 2023年第11期3828-3837,共10页
针对粗硒真空蒸馏产出的蒸硒渣,开发了碱性氧化焙烧/硫酸化焙烧-湿法联合梯级处理工艺,对比研究了不同处理方法对蒸硒渣中稀贵金属浸出率的影响。结果表明:采用碱性氧化焙烧-湿法联合工艺处理蒸硒渣时,Au、Ag、Pt、Pd的浸出率分别为53.... 针对粗硒真空蒸馏产出的蒸硒渣,开发了碱性氧化焙烧/硫酸化焙烧-湿法联合梯级处理工艺,对比研究了不同处理方法对蒸硒渣中稀贵金属浸出率的影响。结果表明:采用碱性氧化焙烧-湿法联合工艺处理蒸硒渣时,Au、Ag、Pt、Pd的浸出率分别为53.18%、18.32%、96.64%、98.14%,Se浸出率>99%,Te、Cu的浸出率分别为74.66%、83.55%;采用硫酸化焙烧-湿法联合工艺处理蒸硒渣时,Au、Ag、Pt、Pd的浸出率分别为99.33%、99.95%、96.49%、95.26%,Se浸出率为99.97%,Te、Cu的浸出率分别为98.52%、99.98%。碱性氧化焙烧-湿法联合梯级处理工艺对设备腐蚀较严重,操作难度较大;硫酸化焙烧-湿法联合梯级处理工艺对Au、Ag及Te、Cu的回收效果优于碱性氧化焙烧处理工艺,且操作简便,可直接嫁接于现有的生产线,应用前景广阔。 展开更多
关键词 蒸硒渣 稀贵金属提取 碱性氧化焙烧 硫酸化焙烧 湿法浸出
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Sequential removal of selenium and tellurium from copper anode slime with high nickel content 被引量:18
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作者 路殿坤 畅永锋 +1 位作者 杨红英 谢锋 《Transactions of Nonferrous Metals Society of China》 SCIE EI CAS CSCD 2015年第4期1307-1314,共8页
A process using soda roasting-alkaline leaching-acid leaching to remove selenium, tellurium and copper sequentially from the copper anode slime with high content of Ni was tested. The mechanism of this process was out... A process using soda roasting-alkaline leaching-acid leaching to remove selenium, tellurium and copper sequentially from the copper anode slime with high content of Ni was tested. The mechanism of this process was outlined based on thermodynamic analysis and the change in the XRD patterns of different intermediate products. During soda roasting, copper which occurs as Cu4SeTe in the slime was oxidized to CuO and Cu3TeO6, while selenium and tellurium were oxidized to Ag2SeO4 and Cu3TeO6, respectively. Ag2SeO4 in the calcine is easily leached in the subsequent alkaline leaching, but CuTeO3 resulted from the decomposition of CCu3TeO6 remains inactive in this process through which selenium is leached out in preference to tellurium. The CuTeO3 and Cu O in the alkaline leaching residue can be leached in the following sulfuric acid leaching process. More than 97% of selenium was leached with little tellurium leached under the optimal condition. Then, more than 96% of copper and almost all the tellurium were leached out in the following acid leaching process. 展开更多
关键词 copper anode slime TELLURIUM SELENIUM soda roasting alkaline leaching acid leaching
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低品位钼精矿的钼提取研究 被引量:10
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作者 俞娟 杨洪英 +1 位作者 陈燕杰 范有静 《东北大学学报(自然科学版)》 EI CAS CSCD 北大核心 2011年第8期1141-1144,共4页
采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液... 采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%. 展开更多
关键词 钼精矿 氨浸 焙烧 钼酸钙 碱浸
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烘焙条件对白肋烟重要致香成分的影响 被引量:17
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作者 安毅 徐丽霞 +2 位作者 杨靖 李斌 毛多斌 《烟草科技》 EI CAS 北大核心 2012年第10期56-60,84,共6页
选择适宜的烘焙温度、空气含湿量和终端含水率等配套参数,以不同烘焙条件处理白肋烟,测定了处理后白肋烟中脯氨酸-葡萄糖Amadori化合物和13种碱性香味成分的含量,结合白肋烟处理前后两类致香成分总量的变化和感官质量评吸结果确定了白... 选择适宜的烘焙温度、空气含湿量和终端含水率等配套参数,以不同烘焙条件处理白肋烟,测定了处理后白肋烟中脯氨酸-葡萄糖Amadori化合物和13种碱性香味成分的含量,结合白肋烟处理前后两类致香成分总量的变化和感官质量评吸结果确定了白肋烟最优工艺处理条件。结果表明:①经不同条件烘焙处理后,白肋烟样品脯氨酸-葡萄糖Amadori化合物的含量均有不同程度的增加,即烘焙处理有利于Amadori化合物的生成。②碱性香味成分的总量在低温(100℃)下随空气含湿量的增大而呈现下降趋势,在高温(140℃)下随空气含湿量的增大则呈现上升趋势。③感官评吸结果与白肋烟中Amadori化合物和碱性香味成分总量的实验测定结果一致,即,最佳工艺处理条件为:烘焙温度120℃,空气含湿量400 g/kg,终端含水率8%。该工艺处理条件下,白肋烟致香成分含量较高,香气质量明显改善。 展开更多
关键词 白肋烟 烘焙条件 致香成分 感官质量
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某铀钼矿强化浸出工艺研究 被引量:9
16
作者 康绍辉 孟晋 +4 位作者 王洪明 王平 杨剑飞 李大炳 樊兴 《有色金属(冶炼部分)》 CAS 北大核心 2013年第9期45-48,59,共5页
探讨了提高某铀钼矿铀、钼浸出率的途径,分析了所用浸出工艺的优劣。结果表明,选用的加压碱浸最佳工艺参数为:总碱用量18%,氧分压0.7MPa,温度120℃,液固比1.5∶1,时间3h。铀、钼浸出率均达到89%以上。
关键词 铀钼矿 胶硫钼矿 焙烧 加压碱浸
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高铁锌焙砂还原焙烧-碱浸工艺 被引量:17
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作者 彭兵 林冬红 +4 位作者 刘恢 彭宁 陈栋 李燕春 袁莹珍 《中国有色金属学报》 EI CAS CSCD 北大核心 2017年第2期423-429,共7页
利用还原焙烧-碱性浸出工艺处理高铁锌焙砂以解决现有炼锌工艺锌铁分离的难题,通过还原焙烧将高铁锌焙砂中铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物,氧化锌在碱性体系被选择性浸出,铁氧化物赋存于浸出渣中实现锌铁分离。以锌、铁浸出率为评价指标... 利用还原焙烧-碱性浸出工艺处理高铁锌焙砂以解决现有炼锌工艺锌铁分离的难题,通过还原焙烧将高铁锌焙砂中铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物,氧化锌在碱性体系被选择性浸出,铁氧化物赋存于浸出渣中实现锌铁分离。以锌、铁浸出率为评价指标,考察还原焙烧及碱性浸出条件对锌铁分离效果的影响,并对焙烧产物及浸出渣进行XRD、SEM-EDS分析。结果表明:最佳还原焙烧条件如下,焙烧时间45 min,焙烧温度800℃,CO浓度4%(体积分数);最佳浸出条件如下,NaOH浓度240 g/L,液固比12:1,浸出温度80℃,浸出时间60 min。在最佳条件下总锌浸出率约为90%,总铁浸出率约为0.25%,SEM分析显示:浸出渣中锌铁氧化物镶嵌现象严重,这是锌浸出率不能进一步提高的原因。 展开更多
关键词 铁酸锌 高铁锌焙砂 还原焙烧 碱性浸出
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氰化尾渣中金铁梯级提取及铁精粉中杂质形成机理 被引量:3
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作者 傅平丰 王化军 +2 位作者 胡文韬 边振忠 李振宇 《中国有色金属学报》 EI CAS CSCD 北大核心 2020年第3期666-674,共9页
采用"磁化焙烧-硫脲浸金-磁选-碱浸除杂"的金铁梯级提取法从焙烧氰化尾渣中浸出金,并制取铁精粉,通过物相转化、焙烧过程热力学计算和颗粒群结构分析,揭示铁精粉中杂质形成机理。结果表明:氰化尾渣添加8%焦粉于700℃下磁化焙... 采用"磁化焙烧-硫脲浸金-磁选-碱浸除杂"的金铁梯级提取法从焙烧氰化尾渣中浸出金,并制取铁精粉,通过物相转化、焙烧过程热力学计算和颗粒群结构分析,揭示铁精粉中杂质形成机理。结果表明:氰化尾渣添加8%焦粉于700℃下磁化焙烧60 min,焙烧样以硫脲法浸金,金浸出率达65.87%;浸金渣经磨矿磁选得到TFe品位为55.01%的初级铁精粉,再于90℃的10%NaOH溶液中碱浸8 h,可得TFe品位为62.22%、回收率为69.80%的合格铁精粉。物相转化和热力学计算表明,磁化焙烧过程中含铁矿物与Si、Ca、Al及重金属等杂质反应,生成铁橄榄石、钙铝榴石和铁钙辉石等新物相,与磁铁矿紧密共生,混入铁精粉中;微细粒磁铁矿存在严重磁团聚,石英等杂质会机械夹杂在磁团聚中,降低铁精粉质量。 展开更多
关键词 焙烧氰化尾渣 梯级提取 磁化焙烧 铁精粉 碱浸 物相转化 热力学计算
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碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿 被引量:5
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作者 陈兵 申晓毅 +3 位作者 顾惠敏 邵鸿媚 翟玉春 马培华 《矿产综合利用》 CAS 北大核心 2016年第5期30-33,共4页
采用碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿。将氧化锌矿与氢氧化钠混匀后焙烧。熟料水溶后过滤分离得到溶出液和滤渣,滤渣回收铁。碳分碱性溶出液制备ZnO、SiO_2产品。碳分溶液制备碳酸钠晶体或苛化碳酸钠溶液,得到轻质碳酸钙产品和氢氧化钠... 采用碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿。将氧化锌矿与氢氧化钠混匀后焙烧。熟料水溶后过滤分离得到溶出液和滤渣,滤渣回收铁。碳分碱性溶出液制备ZnO、SiO_2产品。碳分溶液制备碳酸钠晶体或苛化碳酸钠溶液,得到轻质碳酸钙产品和氢氧化钠溶液,结晶后返回碱焙烧工序。整个工艺过程实现了低品位氧化锌矿中有价组元的综合提取利用,又实现化工原料的循环利用。碳分产品是ZnO、SiO_2和PbO_2的混合物,有待进一步探索分离手段。 展开更多
关键词 氧化锌矿 碱熔融焙烧 综合提取利用 循环利用
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硅质石煤钒矿提钒新工艺研究 被引量:4
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作者 孙德四 张立明 张贤珍 《稀有金属与硬质合金》 CAS CSCD 北大核心 2010年第2期5-10,共6页
通过单因素条件试验确定了"空白焙烧-碱浸"和"氧化剂氧化-酸浸"这两种提钒工艺的最优工艺参数。试验结果表明:空白焙烧-碱浸的最佳工艺条件为矿样粒度0.074 mm、焙烧温度800℃、焙烧时间3 h、氧分压10~100Pa、浸出温度90℃、浸出时... 通过单因素条件试验确定了"空白焙烧-碱浸"和"氧化剂氧化-酸浸"这两种提钒工艺的最优工艺参数。试验结果表明:空白焙烧-碱浸的最佳工艺条件为矿样粒度0.074 mm、焙烧温度800℃、焙烧时间3 h、氧分压10~100Pa、浸出温度90℃、浸出时间3 h、烧碱浓度40 g/L、液固比1.5∶1.0,在此条件下钒的浸出率可达到83.8%,比传统的钠化焙烧-酸(碱)浸工艺提高20%以上。在矿物粒度0.074 mm、氧化剂MnO2用量为5%、硫酸浓度为40%(质量分数)、浸出温度为90℃、浸出时间为9 h、液固比为2.5∶1.0的条件下,氧化剂氧化-酸浸提钒工艺的钒浸出率可达72.4%,比传统的钠化焙烧工艺高出10%以上。 展开更多
关键词 硅质石煤钒矿 空白焙烧 碱浸 氧化剂 酸浸 提钒工艺
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