微波热点诱导钒页岩高效浸出提钒机理的新见解

微波加热可以快速均匀地提高温度并加快反应速度。本文采用微波加热强化酸浸过程，并通过微观形貌分析和COMSOL Multiphysics软件的数值模拟研究了微波辅助浸出的强化机理。研究了微波功率、浸出温度、CaF₂用量、H₂SO₄浓度和浸出时间对钒浸出率的影响。在微波功率为550 W、浸出温度为95°C、CaF₂用量为5wt%、H₂SO₄浓度为20vol%、浸出时间为2.5 h的条件下，钒浸出率为80.66%，相比于常规加热浸出，浸出率提升了6.18%；同等浸出率的水平下浸出时间可以缩短9.5 h。SEM和XRD分析表明，微波加热可以细化矿物颗粒尺寸，使得钒页岩颗粒的活性表面暴露于浸出液中，从而加速反应速率。同时，微波辅助浸出后云母矿物的层状结构被剥落，有利于钒的释放。数值模拟结果表明，钒页岩颗粒中的电场强度和温度随着介质中介电常数的增加而降低；钒页岩颗粒之间的电场和温度分布相对均匀，但电场强度在颗粒接触位置处激增，该处的温度也随之激增，从而形成高温热点。此外，随着钒页岩颗粒聚集的增加，电场强度和温度在不同程度地增加。验证实验和浸出实验的结果表明，微波辅助浸出过程中存在高温热点，高温热点破坏了矿物结构，细化了矿物的粒度，并剥离了云母的层状结构。随着含钒矿物暴露表面的增加，氢离子与活性位点之间的碰撞频率增加，反应速率增加，浸出时间缩短。     

铜渣浮选尾砂中铜在NH_3·H_2O-NH_4Cl体系中浸出动力学研究

研究铜渣浮选尾砂中铜在NH_3·H_2O-NH_4Cl体系中的浸出行为。结果表明,铜的最佳浸出条件为:炉渣粒度为-0.045mm,浸出温度60℃,氨水浓度3.0mol/L,氯化铵浓度2.5mol/L,双氧水添加量0.2mL/g,液固比6∶1,搅拌速度500r/min,浸出时间120min,铜的浸出率为62.22%;浸出过程受内扩散控制,浸出反应的表观活化能Ea=11.56kJ/mol,反应表观级数为0.938 83,温度条件下铜浸出反应动力学方程为lnk=-1.390 42×103/T-2.108 67,氨水浓度条件下铜浸出反应动力学方程为lnk=0.938 83lnc-9.292 29。     

粉煤灰纯碱煅烧熟料的铝浸出率研究

以山西朔州燃煤电厂高铝粉煤灰为对象,研究了煅烧温度为880℃,保温90 min条件下,粉煤灰纯碱煅烧后熟料在硫酸溶液中的铝浸出条件,揭示了铝浸出过程的动力学机制。研究结果表明,H2SO4溶液的浓度在7~9 mol/L之间,固液比(g/L)为1∶4、浸取时间在30~40 min之间、浸取温度在70~90℃之间时,可获得较高的氧化铝浸出率;H2SO4溶液浓度与浸取温度对氧化铝浸出率影响较大,浸取时间对浸出率影响不明显。煅烧熟料浸出过程符合液-固多相反应的内扩散控制模型,反应表观活化能为7.65 k J/mol.     

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.     

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%。     

废锂电池中钴锂浸出率影响因素的全因子实验

为了最大化浸出废锂电池中钴锂金属元素,固定浸出时间,采用全因子实验方法,以氨基磺酸浓度、过氧化氢质量分数、固液比、浸出温度为自变量,Co2+和Li+浸出率为因变量进行模型拟合,应用Minitab 17软件对工艺参数模型进行预测,并对最佳工艺参数进行验证。结果表明,主效应上,氨基磺酸浓度、过氧化氢质量分数、固液比、浸出温度对Co2+和Li+浸出率有显著的影响;交互效应上,氨基磺酸浓度+固液比、过氧化氢质量分数+浸出温度对Co2+浸出率有明显的影响,氨基磺酸浓度+浸出温度、过氧化氢质量分数+浸出温度、固液比+浸出温度对Li+浸出率有一定影响,其余效应影响不显著。所得最佳工艺参数为:c(NH2SO3H)=144 mol·L-1,w(H2O2)=10%,S/L=25 g·L-1,θ=55 ℃,t=70 min,在此浸出条件下,Co2+和Li+浸出率分别为9531%和9236%。     

用亚硫酸钠从分银渣中浸出银

采用稀硝酸预处理亚硫酸钠浸出体系浸取分银渣中的银,研究预处理剂硝酸和浸出剂亚硫酸钠的质量浓度、浸出固液比、温度、时间以及体系pH值对银浸出率的影响。实验结果表明:在稀硝酸质量分数为2%,亚硫酸钠质量浓度为200 g/L,pH值控制在8,固液比为1:8,反应时间为2 h,温度为30℃的条件下,银的浸出率可达95%以上。该工艺具有操作简便、能耗低及环境友好等优点,对节能环保处理分银渣具有重要意义。     

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。     

铜渣氯浸渣中有价元素分离富集工艺

用Na2S浸出-SO2沉淀法对金川公司铜渣氯浸渣中有价元素的分离和富集进行了研究,分析了浸出温度、Na2S浓度,Na2S与S0的摩尔比及浸出时间对浸出过程的影响.研究结果表明,在Na2S浓度为0.5 mol/L,Na2S与S0的摩尔比为1:4,温度为25 ℃,浸出时间为60 min的条件下,平均渣率为26.52%,贵金属平均浸出率为10.63%,浸出渣中贵金属含量为原渣的3.96倍;向浸出液中通入SO2,元素硫从浸出液中析出,元素硫的纯度可达99.08%,回收率达54.6%～74.19%.     

难选高硅型氧化锌矿机械活化碱法浸出研究

针对氧化锌矿综合利用工艺的现状和不足,将处理氧化铝矿物的拜耳法移植于氧化锌矿的湿法处理过程而形成"锌拜耳法",提出氧化锌矿机械活化碱法浸出的新工艺。实验结果表明:当NaOH的用量为理论用量的3.5倍,温度为140℃,浸出时间2 h,液固比为10:1(mL/g)时,锌的浸出率达到95.1%,硅的浸出率为45.5%。氧化锌矿在高温、长时间和强机械活化作用下生成难溶产物Na2ZnSiO4是导致锌浸出率降低的主要原因。     

富硼渣钠化法制备硼砂过程中的影响因素

X射线衍射分析(XRD)表明,富硼渣中的硼组分主要以Mg2B2O5形式存在,而钠化渣中的硼组分以Na4B2O5和NaBO2晶相形式析出.对钠化渣进行磨细、水浸、过滤、结晶等操作,可最终制得硼砂晶体.采用化学分析和XRD等方法研究了热处理温度、碳酸钠加入量、钠化渣细度对硼浸出率的影响.当钠化渣在温度为650℃下保温1.5h,碳酸钠加入量为理论量的2.3倍,钠化渣粒度小于74μm时,硼的最大浸出率可达76.04%.     

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.     

利用醋酸提取钢渣中的钙离子

研究了不同参数对钢渣在醋酸溶液中钙离子溶出效率的影响.结果表明:钢渣中的钙离子能在醋酸溶液中迅速溶出,其溶出速率随着醋酸体积分数的增大而加快,最大溶出率在83%～85%左右;随着钢渣细度的增大,钢渣在醋酸溶液中钙离子的溶出速率加快;适当提高反应温度可加快钢渣在醋酸溶液中钙离子的溶出速率.     

沥青路面现场微波加热再生模型与实验

为了求解微波加热再生沥青混合料内的温度分布,研究了由于沥青混合料介电常数和比热容是温变参数,从而导致电磁场分布和吸收微波功率的非线性变化.建立了电磁场控制方程和热传递方程耦合的二维非线性热电耦合模型,提出了按微波周期为时间步长交替迭代求解该非线性模型的求解方法.使用了工作频率为2.45 GHz的微波系统,通过连续或间歇辐射加热方式,对不同体积的沥青混合料进行了加热实验.实验结果证实了微波加热再生通过辐射热传递能实现瞬间体积加热,具有快速、加热均匀、保证质量和无污染等特点.     

高铟闪锌矿在氧压酸浸中铟浸出动力学的研究

铟是一种重要的多用途战略金属,具有较高的工业应用价值,但无独立可供开采的矿床,常伴生于铅锌等硫化矿中.因此,本文在传统电加热条件下进行了高铟闪锌矿氧压酸浸过程中铟浸出动力学实验的研究.结果表明:采用“有固态产物层的液-固相浸出反应动力学模型”对铟浸出动力学进行了研究,可知其浸出速率受到界面化学反应控制,其表观活化能为69.735kJ/mol,以及高铟闪锌矿氧压酸浸过程中铟浸出率随粒度减小、初始酸度增大、氧分压增大、浸出温度增大而增大.     

钒渣钙化焙烧的影响因素及焙烧氧化动力学

采用钙化焙烧方式处理转炉钒渣以提高钒的浸出率,考察了焙烧参数(渣样粒度,升温速率,焙烧保温温度及保温时间,配钙量)对钒浸出率的影响,根据钒渣氧化的TG-DSC曲线对钒渣氧化变温动力学进行了分析.结果表明:降低升温速率可提高钒氧化率,保温温度高于600℃时钒浸出率迅速增加.在钒渣粒径48~75μm,外配钙m(CaO)/m(V2O5)为042,升温速率2℃·min-1,保温温度850℃,保温时间150min的条件下,钒浸出率达9331%.钒尖晶石氧化过程受三级化学反应控制,升温速率为5和10℃·min-1的表观活化能分别为26765,25603kJ·mol-1.     

真空铝热炼锂还原渣回收氢氧化铝的研究

碳酸锂、氧化铝和氧化钙混合常压煅烧可获得LiAlO₂熟料,经真空铝热还原可得金属锂,同时得到铝酸钙系还原渣,主要成分为CaO·Al₂O₃和12CaO·7Al₂O₃.为综合利用该还原渣,通过混合碱液溶出、碳酸化分解回收氢氧化铝.研究溶出温度、溶出时间、还原渣粒度、碳酸钠质量浓度、氢氧化钠质量浓度、金属锂还原率对氧化铝溶出率的影响.结果表明:以锂还原率97%的炼锂还原渣为原料,粒度分布d_○90 74μm、溶出温度95℃、溶出时间120min、碳酸钠质量浓度240g/L及氢氧化钠质量浓度8.9g/L的条件下,氧化铝的溶出率为80.73%.溶出的铝酸钠溶液经碳分可获得体积平均粒径6.50μm及白度值96.9的氢氧化铝.     

微波辐射磷钼酸镧盐催化柴油氧化脱硫研究

 研究了微波辐射下磷钼酸镧盐催化模型油和直馏柴油的氧化脱硫反应,并比较了不同萃取条件下柴油的脱硫率和回收率.结果表明,在相同的反应条件下,微波辐射加热时DBT,BT的脱除率比普通加热分别提高了7.5倍和3.9倍.二苯并噻吩和苯并噻吩的氧化反应都符合表观一级反应动力学规律.在70℃和400W微波功率下,DBT,BT的脱除率可分别达到94.0%和91.2%.直馏柴油氧化脱硫的最佳反应条件为:剂油质量比为7.1mg/g,H₂O₂初始浓度为0.44mol/L,微波功率为400W,反应温度为70℃和反应时间为120min.当V(DMF)/V(柴油)为1/4和萃取1次时,柴油脱硫率为64.5%,回收率为97.6%,当提高V(DMF)/V(柴油)或萃取次数,柴油的脱硫率提高了,但回收率却明显下降.在氧化脱硫过程中,首先过氧化氢亲核进攻催化剂的活性中心Mo(Ⅵ),然后氧化噻吩类形成亚砜,最后亚砜进一步被氧化生成砜.     

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.     

黄钾铁矾法炼锌矿渣中锌的提取条件试验

传统湿法分析过程中采用两段或多段浸出的流程,存在浸出率低的问题.该文研究对国内某厂黄钾铁矾法炼锌所产生的矿渣进行了浸出试验,采用浓硫酸浸出其中的锌,浸出条件为:液固比4:1,浸出温度160℃,时间6h.最后锌的浸出率达98%以上,达到预期要求,操作更简单,对现实很有指导意义和参考价值.