包钢选矿厂强磁选粗精矿磁化焙烧—弱磁选尾矿回收稀土的选矿工艺研究

对包钢选矿厂强磁选粗精矿经磁化焙烧—弱磁选所得尾矿进行稀土的选矿工艺研究。试验结果表明,弱磁选尾矿经预先脱碳并经混合浮选后得到的混合浮选精矿,对其进行了单一流程及一次粗选、三次精选、一次扫选的全流程试验研究,最终获得了REO品位64.41%,回收率18.13%的稀土精矿产品。同时,对试验流程的改进和优化提出了建议。

镁离子浓度对氧化亚铁硫杆菌生长动力学的影响

在氧化亚铁硫杆菌(T.f)培养过程中其他营养物质足量的情况下,通过考察不同初始Mg2+浓度对氧化亚铁硫杆菌(T.f)生长活性的影响,得到在不同Mg2+浓度下细菌的生长曲线。结果表明:T.f对Mg2+具有一定的耐受能力;当培养基中ρ(Mg2+)≤10 g/L时,Mg2+对细菌生长活性影响很小;其ρ(Mg2+)为15 g/L时,Mg2+开始产生延迟效应,抑制细菌生长;ρ(Mg2+)为20 g/L时,细菌生长完全受到抑制。同时利用基于存在非竞争性抑制的Monod方程,建立了T.f在高Mg2+浓度下的生长动力学方程模型,确定在不同条件下细菌生长动力学参数,包括最大比生长速率μmax、Monod常数Km及镁离子抑制常数KI。利用correl系数工具分析细菌比生长速率的实验值和模拟值之间的相关系数为0.973,表明该动力学方程能较好地描述Mg2+浓度对氧化亚铁硫杆菌生长的影响。

硫酸铵焙烧法浸出镍磁黄铁矿中有价金属

将镍磁黄铁矿与(NH4)2SO4混合后在高温下焙烧,考察(NH4)2SO4用量、浸出温度、浸出时间和稀硫酸浸出液的pH值对焙烧产物中金属元素浸出率的影响,并在氨水-(NH4)2SO4混合溶液中浸出焙烧产物。结果表明:在不同情况下,Ni和Cu的浸出率较高,Mg和Fe的浸出率较低;氨性溶液有利于Ni和Cu的浸出,总氨浓度为7 mol/L时,Ni和Cu的浸出率分别为89.56%和79.35%;低pH值的稀硫酸溶液有利于Mg和Fe的浸出,pH值为0.5时,Mg和Fe的浸出率分别为61.39%和62.56%。由扫描电镜-能谱分析和XRD分析可知,矿样中Ni和Cu大部分被浸出;由于焙烧产物中部分Mg和Fe以铁酸钙和硅酸镁等形态存在,Mg和Fe的浸出率较低。

好氧和厌氧条件下Acidithiobacillus ferrooxidans菌对Fe^(3+)氧化FeS_2的影响

嗜酸氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans:A.ferrooxidans菌)是目前研究得最多的浸矿细菌,其能量代谢途径复杂多样。在好氧和厌氧气氛下,分别对Fe3+浸出黄铁矿及A.ferrooxidans菌对Fe3+氧化浸出黄铁矿的影响进行了研究,并且利用A.ferrooxidans菌构建微生物燃料电池,研究在不同气氛下A.ferrooxidans菌对电子传递过程的影响。结果表明:在好氧和厌氧气氛下,加菌时的黄铁矿浸出率比无菌时的分别提高了40.03%和27.76%。在好氧和厌氧气氛下,A.ferrooxidans菌均可以提高电子传递速率,进而加快氧化还原反应的进行,说明A.ferrooxidans菌在厌氧环境下,能以Fe3+为电子受体、含还原性硫的黄铁矿为电子供体来进行呼吸作用,获得生命活动所需的能量。在实验结果和前人工作的基础上提出在厌氧情况下,A.ferrooxidans菌进行呼吸作用的一条可能的路线图。

循环流态化焙烧加压浸出从极难浸石煤中提取钒

以广西某极难浸石煤钒矿为研究对象,研究循环流态化焙烧试样在加压浸出条件下的钒浸出率。结果表明:在相同酸浸条件下,循环流态化空白焙烧试样的钒浸出率高于钠化焙烧的钒浸出率。系统的焙烧浸出工艺对比研究表明:该石煤钒矿只有在循环流态化焙烧并加压高浓度酸浸作用下才能获得最高的钒浸出率,应属于极难浸石煤钒矿。在V(H2SO4):V(HF)=1:1和MnO2添加量(质量分数)为3%的条件下,循环流态化空白焙烧矿的最佳酸浸条件为液固比1:1、浸出温度150℃、浸出时间6 h,钒浸出率可达98.11%。同时,研究循环流态化空白焙烧矿加压浸出的动力学模型、浸出控制步骤及表观活化能。循环流态化空白焙烧能避免钠化焙烧产生的Cl2及HCl等有害气体的排放问题。从焙烧反应设备的创新应用着手,探索试验工艺条件,为极难浸石煤钒矿的工业化利用提供参考和依据。

菱镁矿煅烧浮选除钙及其机理

对浮选脱硅后在850℃下煅烧3 h的菱镁矿精矿进行浮选试验,分别以油酸钠和十二胺为捕收剂,水玻璃和六偏磷酸钠为调整剂研究了含钙杂质的可选性。通过ζ电位测定分析了浮选机理。结果表明:以十二胺和水玻璃为捕收剂和活化剂进行的反浮选,可以得到MgO品位和回收率分别为76.48%和79.75%,CaO含量为0.24%的MgO与Mg(OH)2混合物精矿。煅烧后的白云石表面因包裹了氢氧化钙薄膜而吸附了水玻璃水解产物H2SiO3和SiO32聚合成的胶粒被活化,活化的煅烧白云石再次吸附十二胺,表面变得疏水而上浮。运用Material Studio软件模拟了十二胺对经活化后的煅烧白云石的吸附,比较了六偏磷酸钠与水玻璃两种调整剂的优劣。

石煤与软锰矿焙烧样耦合提取钒锰的动力学

为实现石煤与软锰矿焙烧样中钒锰的共提取，并解决石煤二段硫酸化焙烧过程中酸过量的问题，通过多因素研究探讨石煤与低品位软锰矿焙烧样耦合浸出工艺对钒锰共浸出率的影响，为石煤及低品位软锰矿焙烧样中钒锰资源高效综合利用提供了参考和依据。试验结果表明，当石煤与低品位软锰矿焙烧样的配矿比为1：1、矿浆液固比为5：1及浸出温度为80℃时，耦合浸出体系中钒的浸出率可达98．13％，而锰的浸出率可达99．45％。对耦合浸出体系的钒锰浸出动力学研究表明，钒浸出过程是通过固体产物层的内扩散控制，其表观活化能为22．401kJ／mol；锰浸出过程在低温区25～55℃下是通过化学反应控制，其表观活化能为57．232kJ／mol，高温区65～95℃下锰浸出过程是通过固体产物层的内扩散控制，其表观活化能为14．323kJ／mol。

生物催化氧化锰和黄铁矿的共同浸出

为了探索在微生物存在的条件下氧化锰和硫化矿共同浸出的特点,进行了氧化亚铁硫杆菌在好氧和厌氧条件下对FeS2-MnO2-H2SO4体系的催化浸出实验研究。结果表明,在好氧条件和厌氧条件下,氧化亚铁硫杆菌均可以催化FeS2-MnO2-H2SO4体系的浸出。好氧条件下利于FeS2的浸出,浸出36 h时,在MnO2:FeS2质量比为1:1、5:1、6:1时的浸出率分别为:25.34%、82.89%和82.58%。厌氧条件下,利于MnO2的浸出,浸出36 h时,在MnO2:FeS2质量比为1:1、5:1、6:1时的浸出率分别为:87.76%、85.35%和75.09%。浸出机理是氧化亚铁硫杆菌催化铁离子在二价和三价之间的循环转化,根据实验结果提出了好氧和厌氧条件下,FeS2-MnO2-H2SO4体系的两矿反应模型。

利用Ti-IrO_2阳极在硝酸盐介质中电沉积MnO_2

利用X射线衍射和电化学工作站表征了钛基二氧化铱(Ti-IrO2)电极的相结构及电化学性能,确定了将其作为阳极在硝酸盐介质中电沉积MnO2的最佳条件,并对所得电解MnO2进行了质量分析.研究结果表明:Ti-IrO2电极在抗钝化性能和电催化活性方面都好于Ti电极,更有利于MnO2的沉积;当电沉积条件为Mn2+浓度0.6 mol/L、HNO3浓度0.3 mol/L、电解温度90℃、电流密度60 A/m2时,MnO2的电流效率为99.56%,电耗为580.9 kW·h/t,所得到的MnO2纯度符合电池工业电解MnO2的标准,其晶型为γ型.

MnO_2-FeS_2-H_2SO_4浸出体系下H^+和Fe^(3+)对MnO_2浸出的影响

在MnO2-FeS2-H2SO4浸出过程中,通过监测溶液中Mn2+浓度的变化,考察不同初始浓度下H+和Fe3+对MnO2浸出率和浸出速率的影响,并通过电化学研究对浸出过程中H+和Fe3+的作用进行分析。对Fe3+催化Mn O2-FeS2-H2SO4浸出过程进行电化学研究;同时对Fe3+催化MnO2-FeS2-H2SO4浸出过程进行了动力学分析。结果表明:硫酸浓度与MnO2浸出率和浸出速率存在密切关系;在硫酸浓度低于1 mol/L时,MnO2的浸出率随着硫酸浓度的上升而缓慢上升;硫酸浓度超过1 mol/L时,Mn O2的浸出率不再随硫酸浓度上升,甚至存在略微下降;同时发现反应初期MnO2的浸出速率与硫酸浓度呈正比关系,而在反应后期MnO2的浸出速率与硫酸浓度却呈反比关系。Fe3+在MnO2-FeS2-H2SO4浸出体系中具有重要作用,尤其是在反应初期有一定催化作用,Fe3+催化MnO2-FeS2-H2SO4浸出的过程完全符合产生固体反应物的固-液反应动力学,MnO2-FeS2-H2SO4浸出过程主要受FeS2表面反应及反应产物控制。

某高镁低品位软锰矿锰镁分离试验

高镁低品位软锰矿石传统的锰镁分离工艺均存在污染严重、锰镁离子分离效率低等问题。为了实现高镁低品位软锰矿的高效、低污染开发利用,以广西某高镁低品位软锰矿为原料,对采用酸化还原焙烧+尾气(SO2)还原软锰矿矿浆—还原产物合并浸出—浸出液除杂工艺制得的高纯Mn SO4与Mg SO4混合溶液,进行了NH4HCO3沉Mn2+(锰镁高效分离)工艺条件研究。结果表明,在NH4HCO3与Mn SO4物质的量之比为2.25,反应时间为60 min,反应温度为30℃,搅拌速度为120 r/min情况下,锰镁分离率可达96.96%。该锰镁分离工艺既解决了酸化还原焙烧尾气(SO2)的高效回收利用问题,又高效地实现了浸出液中锰镁离子的分离。

回转炉还原焙烧低品位软锰矿及其尾气资源化利用的动力学研究

对某低品位软锰矿进行还原焙烧试验并考察低品位软锰矿浆对焙烧反应过程中产生的尾气(二氧化硫)的资源化利用及其动力学模型。实验结果表明:浓硫酸加入量为锰含量的1.5倍,并在400℃下焙烧120 min,软锰矿锰还原率在98%以上。当矿浆固液比为6:1,吸收温度为80℃时,低品位软锰矿浆中一级锰浸出率为98.60%,二级锰浸出率为98.61%;根据低品位软锰矿浆尾气资源化利用的反应动力学模型,反应的表观活化能为16.04k J/mol。本工艺利用回转炉高效还原低品位软锰矿并实现低品位软锰矿浆对尾气的充分资源化利用,对锰资源高效充分利用的同时,实现反应体系硫资源的循环利用,以达到对工艺流程的绿色创新,为低品位软锰矿资源的高效工业化利用提供了参考和依据。

个人通信网的发展动向和关键技术

介绍了个人通信网(PCN)的一些发展动向和关键技术。内容涉及PCN的概念和手段、数字蜂窝移动网和无绳电话网中的技术问题、智能网的新动向、PCN中的分布式数据库技术、编号计划、业务流量控制和计算机仿真等。

使用添加剂强化含铁固废制备复合冷固球团

钢铁厂在生产过程中产生的大量含铁固废可以作为原料通过冷固球团工艺返回高炉进行回收利用。以处理后的冷轧油泥(CRS)替代黏结剂,将氧化铁皮(MS)、瓦斯灰(GA)和除尘灰(DA)制备成高强度复合冷固球团。结果表明,当添加剂选用柠檬酸,配加比例为CRS的20%,CRS、MS、GA和DA的配比为10∶20∶30∶40,成型压力为50k N,100℃下干燥6 h后可得到强度满足生产需求的成品球团。背散射分析结果表明,添加了柠檬酸处理后的球团内部的孔隙和裂纹显著减少,原料分布更加均匀、结合更加紧密。机理分析表明,添加剂的加入一方面可以对球团内部的孔隙产生一定的填充作用,降低球团内部特定区间内孔隙的孔体积量,这有利于提高球团的性能。另一方面也会在球团干燥过程中使球团内局部形成一定数量的收缩孔,降低球团性能。因此,当选取了合适的添加剂用量时,添加剂在球团内所产生的填充效应和收缩效应对球团性能的提升作用达到了一个平衡,从而使球团内部的孔隙分布特征整体上得以改善,球团的强度相应提高。研究结果对钢铁行业产生的部分固体废物进行了回收利用,避免了固废排放造成的资源浪费和环境污染等问题。

拜耳循环母液中钒的选择性吸附性能及机理

通过对阴离子交换树脂筛选,选择树脂D201对拜耳循环母液中钒的选择性吸附性能及机理进行研究。在树脂D201用量为3 g/L、搅拌速率为550 r/min、温度为30℃、吸附时间为30 min条件下,树脂D201的吸附率达到29.48%,吸附容量为11.5 mg/g。吸附动力学和吸附等温线结果表明,吸附过程符合准二级动力学模型,吸附等温线符合Freundlich等温线模型。对比分析空白树脂和负载树脂的红外光谱,结果表明,树脂D201可以从拜耳循环母液中选择性吸附钒。

光催化氧化技术处理含酚废水的研究

研究了光催化氧化技术降解苯酚的影响因素,也即溶液PH值、苯酚废水的浓度、催化剂TiO2的用量、光照时间、过度金属离子的掺杂等因素对苯酚去除率的影响。

氢氧化钠碱熔焙烧对页岩提钒过程的影响

以湖北通山云母型含钒页岩为研究对象,采用NaOH碱熔焙烧—水浸工艺,考察了碱矿质量比、焙烧温度和时间、浸出温度和时间、液固比对钒浸出率的影响。结果表明,在碱矿质量比1∶1(g/g)、500℃焙烧60min、然后按液固比4.0(mL/g)在60℃浸出60min的条件下,钒浸出率可达84.63%。焙烧过程中,氢氧化钠参与含钒云母的分解反应,降低了云母分解反应的吉布斯自由能,云母结构的破坏程度加剧,强化了钒从云母晶格的释放;同时氢氧化钠参与化学反应,促进钒的溶出。

液态烃碱渣耦合离子液体废催化剂协同中和处置利用工艺研究

为实现液态烃碱渣和离子液体废催化剂的协同中和处置,采用化学沉淀—絮凝法工艺对液态烃碱渣进行预处理以去除硫化物与COD。系统考察了影响化学沉淀法的主要因素,选择硫酸铜为沉淀剂、在投加量为34 g/L、反应时间为20 min条件下,液态烃碱渣中硫化物去除率为96.88%,COD去除率为74.68%。进一步采用絮凝法处理反应体系,选择阳离子聚丙烯酰胺、在絮凝反应时间20 min、沉降时间90 min、投加量15 mg/L的条件下,液态烃碱渣中硫化物总去除率提升至97.13%,COD去除率达到81.67%。再将化学沉淀—絮凝法处理后的碱渣与离子液体水解液在20℃以体积比14∶100进行中和调控,反应后中和液中COD、硫化物、油类指标达到《污水综合排放标准》(GB 8978—1996)中污水三级排放标准,实现了液态烃碱渣与离子液体废催化剂的协同中和处置利用。

电石渣矿化捕集铝电解烟气中CO_(2)制备碳酸钙

研究了电石渣矿化捕集铝电解烟气中二氧化碳的行为规律。考察了不同反应条件下碳酸钙产品的产率、成分、物相、形貌及粒径分析。结果表明,采用2 mol/L的氯化铵溶液对电石渣溶出预处理,溶出液CaCl_(2)浓度可达0.37 mol/L。利用电石渣溶出液进行脱碳,产品碳酸钙产量随搅拌转速、气体流量及CO_(2)浓度的增加而增加。碳酸钙产品纯度可达98.7%以上;产品中存在球霰型和方解型两种不同晶型的碳酸钙,无杂质峰存在;产品主要为微米球状,粒度D_(50)=14~24μm。

氧化锌法矿化吸收重金属冶炼烟气中SO_(2)的研究

研究氧化锌法矿化吸收重金属冶炼烟气中的低浓度SO_(2),采用喷吹搅拌反应装置考察ZnO浓度、SO_(2)浓度、通气流量、浆液ZnSO_(4)浓度对氧化锌脱硫过程的影响规律。结果表明:随着氧化锌浓度从0提高到0.05%,有效脱硫时间由50 min延长至180 min;氧化锌浓度一定时,随着SO_(2)浓度、通气流量及浆液硫酸锌浓度的增加,有效脱硫时间缩短。脱硫过程中,浆液的pH值变化规律可分为:缓慢下降、迅速下降以及基本不变3个阶段,pH值从6~7降至2~3。