铝型材厂污泥中铝的溶出工艺研究

以某铝型材厂的含铝污泥为原料,采用盐酸酸溶法回收污泥中的铝．研究了盐酸用量、反应温度、反应时间、陈化时间对污泥中铝溶出的影响规律,结果表明：温度75—80℃,用12mL（1＋21盐酸溶解20．000g污泥25min,陈化80min,铝溶出率为94％-96％．     

铝碱化剂在高铝多元盐混凝剂生产中的作用

介绍了铝碱化剂及其作用．铝碱化剂能提高活性铝矾土的酸溶一水解特性值，如反应液的pH值从2．5提高到≥4．0，碱化度从50％提高到≥80％，主体碱式铝（以Al2O33％计）含量从6％提高到≥10％．也能提高铝酸钙粉的酸溶-水解特性值，如反应液的pH值从2．8提高到〉14．0，碱化度从55％提高到1〉80％，主体碱式铝（以鸽q％计）含量从6％提高到≥10％．     

乳酸铝的制备工艺研究

乳酸铝是一种重要的精细化工原料。文章研究了以乳酸和铝粉为原料用自制催化剂催化合成乳酸铝的工艺条件。在反应温度９８℃、时间１０ｈ、ｎ（乳酸）：ｎ（铝）为３．０２５、ｗ（乳酸）＝０．２０、催化剂用量０．０２％及搅拌的条件下反应,后经进一步分离,产品收率为９２％、纯度达９９．１％。     

两段烧结工艺中的Ⅰ段赤泥烧结

研究了铝土矿两段烧结工艺的Ⅱ段烧结及溶出的最佳操作条件，确定Ⅰ段赤泥在钙比为２３５，烧结温度为１１２０～１２００℃时，氧化钠溶出率达９２％左右，氧化铝溶出率达８１％左右；当溶出液氧化铝质量浓度为４０～８０ｇ／Ｌ时，Ⅱ段熟料溶出的二次反应很弱，溶出条件宽松．因此，两段烧结新工艺处理铝硅比为６的矿石，氧化钠总溶出率达９８６％，氧化铝总溶出率达９６８％，碱的化学损失是每吨氧化铝损失碳酸钠１８ｋｇ．     

钢中酸溶铝和全铝的光谱测定

研究了利用原子发射光谱仪定量测定中低合金钢中的酸溶铝和全铝的方法，对测定铝的条件，分析样品制备，校准曲线拟合等问题进行了讨论。本方法全铝的分析范围0．001％－1．00％。     

铝灰渣高效利用的试验研究

以废铝灰渣为原料利用碱酸碱法制备聚合氯化铝,探讨加热温度、混合物配比、保温时间对固相热分解阶段的影响,以铝灰溶出率为指标探索酸溶及碱溶的最佳工艺.对处理后的残渣进行XRD图谱分析,以确定残渣的主要成分.且通过Al-Ferron逐时络合比色法对所制备的聚合氯化铝溶液中铝水解形态进行分析.研究结果表明:经碱酸碱处理后铝灰的溶出率高达95.94%,由此可合成高浓度(0.53 mol/L)高Alb(85%)含量的PAC溶液.且铝灰经此工艺处理后剩余残渣量少,主要成分为α-Al2O3.     

用于纯铝高效净化的熔剂及其效果研究

探讨了工业纯铝中去除夹杂的高效活性熔剂及其处理工艺和净化效果．结果表明：采用特定的熔剂、适当的加入量与熔炼温度,在一定的工艺条件下,除杂率可达～７０％、针孔率降低幅度约可达７０％～８８％．     

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.     

铝渣复合脱硫剂的研究

本文研究了利用炼铝过程产生的铝渣、辅以石灰、萤石作为炼铁用的新型脱硫剂，通过对可锻铸铁进行炉外脱硫的正交试验，得出其优化配方为：ＣａＯ５１％，铝渣３９％，Ｆ２１０％。精炼时熔渣碱度高、流动性好，可使可锻铸铁脱硫率达到３３．５－３７．５％。     

利用粉煤灰和酸性含铝废水制备聚合氯化铝

为解决聚合氯化铝(PAC)生产过程中铝矾土价格上涨带来的成本增加的问题,提出了一种工业化生产PAC的方法,即采用粉煤灰部分代替铝矾土,使用酸溶法提铝,并加入助溶剂NaCl.其最佳工艺条件为:固液比1:3(质量/体积),盐酸浓度20％,加热酸溶时间3h,助溶剂NaCl的加入量为固体质量的5％,粉煤灰替代率为20％.由此生产所得液体PAC产品的氧化铝含量约9％,pH 3.5 ～3.9,密度约1.2 g/cm3,盐基度约95％,均符合国家标准.此法工艺简单,节约生产成本且可实现活性白土生产过程中产生的酸性含铝废水的再利用.     

杂质对磷石膏与碳酸铵反应及产物碳酸钙结晶的影响

用碳酸铵与磷石膏反应制取硫酸铵是磷石膏利用的有效途径之一,但磷石膏中的杂质会对石膏的转化过程及碳酸钙的结晶产生不利影响,进而影响碳酸钙的分离过程。以二水硫酸钙与碳酸铵为原料,以磷酸、硝酸镁、氟化钠及酸不溶物(AI)为杂质添加剂,研究了磷石膏复分解反应制取硫酸铵过程中杂质P2O5、Mg2+、F-及AI对硫酸钙转化率的影响,并对反应产物碳酸钙的结晶形态和晶型进行了SEM和XRD分析。结果表明,杂质的存在不仅降低了石膏中硫的转化率,而且使碳酸钙的晶型和晶体形状发生了变化,从而将影响产物的物性和过滤性能。     

硫酸铵盐析条件对多管藻R-藻红蛋白和R-藻蓝蛋白得率和纯度的影响

 藻胆蛋白是一类用途广泛、市场前景广阔的天然色素蛋白,但分离纯化困难。粗提条件优化对最终获得的藻胆蛋白的得率和纯度影响较大。研究了硫酸铵饱和度、盐析次数、分级盐析对海洋红藻多管藻R-藻红蛋白（RPE）和R-藻蓝蛋白（RPC）提取得率和纯度的影响。结果表明,多管藻RPE和RPC的得率随硫酸铵饱和度的提高而增加,饱和度为60%时得率最高,分别为91.59%、97.98%。饱和度20%的硫酸铵仍能沉淀47.3%的RPE和24.8%的RPC。RPE的纯度随硫酸铵饱和度的提高而降低,但RPC纯度随硫酸铵饱和度的提高而增加,至饱和度为45%时纯度最高,之后随饱和度的提高而缓慢降低。饱和度<40%时,RPE/RPC得率比随硫酸铵饱和度提高而增加;饱和度>40%时,RPE/RPC得率比趋于稳定。硫酸铵盐析2次与盐析1次相比,RPE、RPC的得率降低,但纯度提高。二步法盐析比一步法盐析RPE、RPC的纯度分别提高122.42%、18.67%,但得率降低。因此硫酸铵盐析提取多管藻RPE、RPC时,以饱和度60%为宜,盐析2次,二步法盐析有利于藻胆蛋白纯度的提高,二步法盐析时初次使用的硫酸铵饱和度应<20%。藻胆蛋白盐析条件优化可为藻胆蛋白的进一步分离纯化奠定基础。     

表面活性剂对二钼酸铵蒸发结晶的控制

在二钼酸铵（ADM）蒸发结晶的过程中,加入了十六烷基三甲基溴化铵（CTAB）及十二烷基硫酸钠（SDS）．结果表明,加入CTAB的ADM颗粒明显长大,优于加入SDS的颗粒,加入2％CTAB时,产物ADM颗粒可增大至1mm,达到了市场的要求．     

磷石膏废渣生产硫酸钾新工艺研究——Ⅰ.磷石膏废渣制备硫酸铵工艺

研究以磷石膏废渣和碳酸氢铵为原料制备硫酸铵工艺,用单因素试验法和多因素正交试验法研究了原料配比,反应温度、反应时间及搅拌转速等对原料转化率的影响,找到了最优工艺条件,在此条件下,碳酸氢铵转化率可达97％以上,产品溶液的硫酸铵浓度可达35％以上。     

十二水硫酸铝铵的制备与表征

介绍了冷却结晶法制备NH4Al（SO4）2912H2O,并通过傅里叶变换红外光谱、X射线衍射、热重-差热等手段对结晶物进行表征,并通过铁灵分光光度法、重量法和水杨酸分光光度法分别测定Al3＋、SO42-和NH4＋含量确定结晶物中NH4Al（SO4）2·12H2O的含量.     

溶剂法制取硫酸钾工艺研究

硫铵法制备硫酸钾工艺氧化钾收率低,产品质量较差。对此在硫酸铵和氯化钾反应系统中添加有机溶剂,考察反应温度、反应时间、溶剂浓度、硫酸铵初始浓度、配料比与氧化钾收率的关系,通过正交实验确定了反应的适宜工艺条件;氧化钾收率提高到90%以上,工艺过程简单,操作条件温和,溶剂回收循环使用,清洁生产;产品质量符合有关标准。     

十二水硫酸铁铵催化合成苯甲酸正丁酯

在十二水合硫酸铁铵存在下，由正丁醇和苯甲酸合成了苯甲酸正丁酯.当苯甲酸正丁醇和硫酸铁铵的摩尔比为130.16，回流分水4小时，酯收率达74.2%.     

硫酸铁铵催化合成羧酸环己酯

硫酸铁铵能够代替硫酸用作酯化催化剂。研究了 NH4 Fe(SO4 ) 2 · 1 2 H2 O催化合成乙酸环己酯的反应条件 ,当乙酸、环己醇和硫酸铁铵的摩尔比为 1∶ 0 .44∶ 0 .0 2 ,以环己烷为溶剂 ,回流分水 6 0min,乙酸环己酯收率达 87.2 % ,在相同反应条件下 ,合成了甲酸环己酯 (收率为 6 8.5 % )、丙酸环己酯(收率为 5 9.4% )和丁酸环己酯 (收率为 2 1 .6 % )。     

萃取法脱除工业级硫酸锰溶液中钙和镁离子

以P507和羧酸A混合物为萃取剂,从工业级硫酸锰溶液中选择性萃取脱除钙和镁离子.考察硫酸锰溶液初始pH值、混合萃取剂(x（P507）∶x（羧酸型A）=1∶1)的体积分数、皂化率和相比等因素对萃取脱除钙、镁杂质的影响.实验结果表明,在硫酸锰溶液初始pH值2.3、混合萃取剂体积分数20%、皂化率20%、相比（O/A）2∶1、萃取温度30 ℃条件下,选择性地萃取脱除钙和镁离子,锰回收率为83.9%.脱除钙和镁的硫酸锰溶液用活性吸附,浓缩结晶并干燥,获得的一水硫酸锰产品符合电池级高纯硫酸锰的要求,钙和镁质量分数分别为38.4×10^-6和41.7×10^-6.     

Recovery of valuable metals from a low-grade nickel ore using an ammonium sulfate roasting-leaching process

Metal leaching from a low-grade nickel ore was investigated using an ammonium sulfate roasting-water leaching process. The nickel ore was mixed with ammonium sulfate, followed by roasting and finally leaching with water. During the process the effects of the amount of ammonium sulfate, roasting temperature, and roasting time on the leaching recovery of metal elements were analyzed. The optimum technological parameters were determined as follows:ammonium sulfate/ore ratio, 0.8 g/g; roasting temperature, 400℃; and roasting time, 2 h. Under the optimum condition the leaching recoveries of Ni, Cu, Fe, and Mg were 83.48%, 76.24%, 56.43%, and 62.15%, respectively. Furthermore, the dissolution kinetics of Ni and Mg from the nickel ore was studied. The apparent activation energies for the leaching reaction of Ni and Mg were 18.782 and 10.038 kJ·mol-1, which were consistent with the values of diffusion control reactions. Therefore, the results demonstrated that the leaching recoveries of Ni and Mg were controlled by diffusion.