苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘

对苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘进行研究,考察NaOH浓度、O2分压、温度、浸出时间和液固质量比等因素对砷、锑和铅浸出行为的影响。研究结果表明:在火法处理铅阳极泥产出的高砷锑烟尘中,砷、锑的主要物相分别为As2O3和Sb2O3,锑也有少量以Sb2O5存在;在苛性碱溶液氧压浸出高砷锑烟尘过程中,As(Ⅲ)氧化为溶解度更大的As(Ⅴ)进入溶液,同时Sb(Ⅲ)氧化为Sb(Ⅴ),并形成难溶化合物Sb2O3·2Sb2O5、Pb2Sb2O7和NaSb(OH)6,进入浸出渣中;实验确定的最佳工艺条件为:NaOH质量浓度40 g/L,O2分压2.0 MPa,浸出温度140℃,浸出时间2 h,液固质量比10。在此条件下,As的浸出率可达95%以上,而Sb和Pb的浸出率均小于1.0%。     

控制电位氧化法铅阳极泥脱砷

采用压缩空气和双氧水作氧化剂,通过控制氢氧化钠体系中的电位来氧化浸出铅阳极泥中的砷。试验中考察电位、NaOH浓度、反应温度、反应时间和液固质量比对脱砷效果的影响,确定碱性浸出过程中预脱砷的最佳工艺条件:NaOH浓度为2 mol/L,温度为80℃,液固质量比为5:1,通入0.2 MPa的压缩空气4 h后用双氧水调节体系的电位至-180 mV,反应时间为2 h。在此条件下,砷的浸出率可达98%以上。碱浸液经冷却过滤掉结晶砷酸钠后,返回浸出过程,砷的浸出率达98%以上,实现碱浸液的循环利用以及砷与其他金属的有效分离。     

砷滤饼制备砷酸铜的影响因素及工艺优化

采用氢氧化钠溶液浸出硫化砷滤饼,有效实现As与Cu和Bi等金属的分离,对浸出液经氧化脱硫后配入黑铜泥的酸性浸出液制备砷酸铜.研究结果表明:当NaOH的浓度为1.5mol/L、液固比10∶1、反应温度70℃、反应时间1.5h、搅拌速度为400r/min时,硫化砷滤饼中As的浸出率达到96.56%,Cu浸出率仅为0.12%;经氢氧化钠浸出,浸出渣中Cu、Bi的质量分数分别从原来15.93%和1.96%增加到56.31%和6.92%,使Cu和Bi得到高度富集;所制备的砷酸铜w(Cu)>29.8%,w(As)>26.19%,砷酸铜的结构式为Cu5As4O15.9H2O.     

砷碱渣中砷锑碱梯级分离及金属砷回收工艺

针对当前砷碱渣处理过程砷碱分离效果差、分离的砷酸钠或钙砷渣安全处置难等问题,提出“水浸-水热沉砷-碳热还原”回收金属砷新工艺。以湖南某冶炼厂砷碱渣为对象,开展砷碱渣水浸砷锑分离、氧化钙水热沉砷砷碱分离、沉砷渣碳热还原回收金属砷等环节的工艺研究。研究结果表明：在浸出时间30 min、液固比3:1、浸出温度45℃、搅拌速度600 r/min的水浸条件下,砷、锑浸出率分别为95.3%和1.6%。在初始pH=11、水热温度180℃、反应时间6 h、Ca/As物质的量比为24:1的水热沉砷条件下,沉砷率达95.3%,沉砷渣主要为碳酸钙、氢氧化钙和砷酸钙。在碳粉添加量10%、温度1 000℃、还原时间3 h条件下,砷挥发率为93.1%,挥发产物砷质量分数达92.0%。砷碱渣“水浸-水热沉砷-碳热还原”新工艺,具有可实现砷锑碱梯级分离、砷以无毒的单质砷回收、沉砷剂氧化钙可循环使用、全流程未引入难处理的阴阳离子等优点。     

硫化砷渣的碱性浸出及浸出动力学

采用氢氧化钠溶液浸出硫化砷渣,使As与Cu和Bi等金属有效分离,有利于硫化砷渣的综合利用。对氢氧化钠浸出硫化砷渣动力学进行探讨。研究结果表明：当反应温度为90℃,固液比为1：6,反应时间为1．5h,NaOH与As2S3的摩尔比为7．2：1时,氢氧化钠浸出硫化砷渣,砷浸出率达到95．90％,铜浸出率仅为0．087％;经过氢氧化钠浸出,渣中Cu和Bi质量分数分别从10．90％和1．85％增加到50．00％和10．63％,Cu和Bi得到高度富集;溶液中As2S3与NaOH反应为收缩未反应芯扩散控制,其表观活化能为3．682kJ／mol。     

黑铜泥综合回收工艺研究

以黑铜泥为原料,分别以硫化钠浸出法、酸浸法、碱浸-硫浸联合法进行黑铜泥综合回收的实验研究.结果表明:硫化钠浸出法与酸浸法均不易实现黑铜泥中Cu、As、Sb的有效分离,而碱浸-硫浸联合法的分离效果较好,在NaOH物质的量浓度1mol/L、液固比为10∶1、反应时间为6h、温度80℃的条件下,黑铜泥中As的浸出率为92%,Cu、Sb的浸出率均低于3%.碱浸渣中的As、Sb采用硫化钠浸出,对硫浸液进行氧化处理可获得砷酸钠和锑酸钠产品.     

高砷烟尘酸性氧化浸出砷和锌的试验研究

采用酸性氧化浸出工艺对某冶炼厂高砷烟尘进行湿法浸出砷、锌的试验研究。通过单因素试验确定最佳浸出工艺条件。结果表明,采用pH值为2的稀硫酸溶液,在浸出温度80℃、浸出时间105min、液固体积质量比10∶1、H2O2添加量1.75mL/g(烟灰)、搅拌速度705r/min的条件下,砷、锌浸出率分别达到78.25%和85.42%。     

高铝粉煤灰拜耳法溶出渣碱回收

针对高铝粉煤灰拜耳法溶出渣进行了脱碱工艺研究,考察了［n(C)/n(S)］(CaO与SiO₂物质的量比)、反应温度、反应时间、液固比及体系碱浓度等对脱碱的影响,同时考察了脱碱过程对氧化铝溶出率的影响.结果表明:添加石灰的方式可以实现高铝粉煤灰拜耳法溶出渣中氧化钠的脱除,并回收部分氧化铝;反应温度对氧化钠和氧化铝回收率均造成显著影响,而［n(C)/n(S)］仅对氧化钠的溶出率影响较大;在温度260℃、氧化钠质量浓度小于80g/L、液固比4、［n(C)/n(S)］为1.8、反应时间2h条件下,脱碱率为91.2%,氧化铝回收率为28.0%;拜耳渣脱碱过程物相由水合铝硅酸钠向水化石榴石及铁水化石榴石转变.     

氨浸法从含砷石灰铁盐渣中回收锌的动力学研究

采用氨浸法回收含砷石灰铁盐渣中锌,研究了不同浸取剂、浸取剂的组成、总氨浓度、氨水与铵盐配比、液固比等工艺条件对锌浸出效果的影响,分析了锌的浸出动力学.结果表明:以氨水和碳酸铵组成的浸取体系为浸取剂,当总氨浓度为5 mol/L,氨-铵盐摩尔浓度比为2∶3,液固比为4∶1时,锌的浸出率为56.21%.由宏观模型得出锌的浸出在温度为288～323 K内遵循"未反应核缩减"模型,受内扩散控制,浸出动力学方程为:1-2α3-(1-α)2/3=232×exp(-32245/RT)t,浸出表观活化能为32.24 kJ/mol.     

次氯酸钠一步法从磷酸富砷渣中浸砷的工艺研究

为解决传统浸砷工艺的浸出率低和操作时间长等问题,利用次氯酸钠溶液中OH-的溶砷作用和ClO-的氧化脱硫功能,用次氯酸钠溶液作浸出剂,研究磷酸富砷渣中砷浸出时次氯酸钠溶液用量、浸出温度以及浸出时间对砷浸出率和浸出液中AsS33-氧化脱硫程度的影响规律。结果表明,与传统的碱浸和空气氧化浸出工艺相比,次氯酸钠溶液一步法的浸出时间由原来的十多个小时缩短到10 min。在次氯酸钠的用量为理论用量的4倍、浸出时间为10 min、浸出温度为30℃时,砷浸出率达98.52%,浸出液中AsS33-的硫被完全氧化脱出,实现了砷高效浸出和硫完全脱出的一步法工艺。     

由氢氧化铬渣制取工业氧化铬产品的工艺

针对氢氧化铬渣进行了无害化处理研究,考察了Na OH质量浓度、液固质量比、浸出温度、搅拌速率、浸出时间等条件对铬渣中Al的脱除率的影响.实验结果显示,在温度为100℃、Na OH质量浓度为150 g/L、液固质量比为7∶1、搅拌速率为400 r/min、浸出时间为3.5 h的条件下,铬渣中Al的浸出率可以达到92.69%.碱浸渣水洗脱碱后,在950℃条件下煅烧90 min,最终得到的产品中氧化铬的含量可达到97.23%,经过CIE L*a*b*表色体系测定,由铬渣制取的氧化铬产品偏绿,适用于工业用途.     

Microemulsion leaching of vanadium from sodium-roasted vanadium slag by fusion of leaching and extraction processes

The fusion of the leaching and purification processes was realized by directly using microemulsion as the leaching agent. The bis-(2-ethyhexyl) phosphoric acid(DEHPA)/n-heptane/Na OH microemulsion system was established to directly leach vanadates from sodium-roasted vanadium slag. The effect of the leaching agent on the leaching efficiency was investigated, in addition to the molar ratio of H_2O/Na DEHP(W), DEHPA concentration, solid/liquid ratio, stirring time, and leaching temperature. In optimal situations, the vanadium leaching efficiency reaches 79.57%. The X-ray diffraction characterization of the leaching residue and the Raman spectrum of the microemulsion before and after leaching demonstrate the successful entry of vanadates from the sodium-roasted vanadium slag into the microemulsion. The proposed method successfully realizes the leaching and purification of vanadates in one step, thereby greatly reducing production costs and environmental pollution. It also offers a new way to achieve the green recovery of valuable metals from solid resources.     

低品位钼精矿的钼提取研究

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%.     

硼镁石真空铝热炼镁还原渣提取高白氢氧化铝

以煅烧硼镁石为原料真空铝热还原炼镁得到的还原渣中富含12CaO·7Al2O3,该还原渣可通过氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液溶出得到铝酸钠溶液和富硼料,铝酸钠溶液通过碳酸化分解可制备氢氧化铝.以硼镁石铝热炼镁所得还原渣为原料,研究了溶出温度、时间、碳酸钠及氢氧化钠质量浓度对氧化铝溶出率的影响,并对碳分产物进行性能研究.结果表明,在氢氧化钠质量浓度12g/L,碳碱质量浓度210g/L,溶出时间120min,溶出温度95℃,液固比为6的条件下,炼镁还原渣中氧化铝的溶出率为8521%.氢氧化铝产品为α-Al(OH)3,白度大于98,SEM显示其晶粒小于1μm.     

无焙烧钛白废酸氧压浸出转炉钒渣研究

采用无焙烧直接加压酸浸工艺,以钛白废酸为浸出剂,转炉钒渣为原料进行浸出提钒实验研究.热力学分析表明:可溶性含钒离子在酸性溶液中能够稳定存在.根据浸出实验得出:初始酸浓度是影响酸浸过程的重要因素,在初始酸质量浓度为250g·L-1,反应温度150℃,反应时间40min,液固比12∶1,氧分压02MPa的条件下,钒的浸出率为9851%.不同条件下的浸出渣XRD图谱表明:在钒浸出率增大的过程中,含钒尖晶石相逐渐消失,钛铁矿相发生转化形成锐钛矿相在浸出渣中富集.     

漂浮阳极泥中铋的提取与三氧化二铋的制备

漂浮阳极泥经过盐酸浸出、稀释水解、氢氧化钠中和得到氯氧铋,氯氧铋经过氢氧化钠转化制备得到三氧化二铋.当盐酸浓度为6mol/L,固液比为1∶5,反应温度为80℃,反应时间为1h时,漂浮阳极泥中锑和铋浸出率分别达到99.17％和99.08％.当稀释比为8∶1时,盐酸浸出液中锑水解率为98.13％,铋水解率仅为8.8％.稀释后液中加入氢氧化钠溶液,当pH为1.5时,铋水解率达到99.5％,水解产物氯氧铋(BiOCl)中铋、氧、氯的质量分数分别为54.23％,19.30％和14.61％.氯氧铋再次经过盐酸浸出,稀释水解,氢氧化钠沉淀得到氯氧铋.除杂后氯氧铋经过硫酸洗涤、氢氧化钠转化,当氢氧化钠浓度为6mol/L,液固比为3∶1,反应温度为80℃时,反应2h后过滤,用0.5mol/L盐酸洗涤得到形貌为纤维状、晶型为单斜的α-Bi2O3,氧化铋纯度达到99.81％.     

以甜高粱渣为原料发酵生产乙醇

研究了以甜高粱渣为原料生产燃料乙醇：甜高粱渣经磷酸水解,水解液中和浓缩后接入管囊酵母（Pachysolen tannophilus）发酵生产乙醇,水解残渣加入纤维素酶和酿酒酵母（Saccharomyces cerevisiae）同步糖化发酵。通过正交实验研究了磷酸水解甜高粱渣的条件,最优条件为：磷酸浓度80g/L、反应温度120℃、反应时间80min、固液比1∶10,最大还原糖得率为0.3024g/g干物料。水解液管囊酵母发酵最大乙醇浓度为14.5g/L;水解残渣同步糖化发酵,当底物浓度为5%时最大乙醇浓度达5.4g/L。总乙醇产率为0.147g/gDM。     

Preparation of ultrafine silica from potash feldspar using sodium carbonate roasting technology

A novel process was developed for the preparation of ultrafine silica from potash feldspar. In the first step, potash feldspar was roasted with Na₂CO₃ and was followed by leaching using NaOH solution to increase the levels of potassium, sodium, and aluminum in the solid residue. The leaching solution was then carbonated to yield ultrafine silica. The optimized reaction conditions in the roasting process were as follows: an Na₂CO₃-to-potash feldspar molar ratio of 1.1, a reaction temperature of 875°C, and a reaction time of 1.5 h. Under these conditions, the extraction rate of SiO₂ was 98.13%. The optimized carbonation conditions included a final solution pH value of 9.0, a temperature of 40°C, a CO₂ flow rate of 6 mL/min, a stirring intensity of 600 r/min, and an ethanol-to-water volume ratio of 1:9. The precipitation rate and granularity of the SiO₂ particles were 99.63% and 200 nm, respectively. We confirmed the quality of the obtained ultrafine silica by comparing the recorded indexes with those specified in Chinese National Standard GB 25576―2010.     

三相流态化浸出锑精炼渣的研究

本文对锑精炼渣进行了三相流态化浸出的小型及扩大试验研究,探讨了锑精炼渣水浸分离砷锑的控制环节。考察了锑精炼渣浆的流变特性,讨论了温度、粒度、时间液固比等因素对浸出过程的影响。小型及扩大试验均表明,在常温和液固比为2.0的条件下浸出30min,砷浸出率可达97%。三相流态化浸出可在低液固比下进行,能强化浸出过程,缩短浸出时间。