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1.
碳酸锶渣中锶的氯化铵浸出回收工艺 总被引:5,自引:0,他引:5
采用氯化铵做浸煮剂,从锶渣中回收氯化锶.通过正交实验及单因素实验分析了锶渣粒径、反应时间、液固质量比、n(NH4Cl)/n(Sr)对锶转化率的影响.研究结果表明,最佳工艺条件为锶渣粒径0.054 mm、反应时间2 h、液固质量比3.3、n(NH4Cl)/n(Sr)为3.8.从锶渣中回收氯化锶的回收率可达96%,转化过程符合分形动力学特征. 相似文献
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《兰州理工大学学报》2015,(2)
以铜渣氯浸渣为研究对象,氢氧化钠和稀酸为反应剂,氧为氧化剂,采用碱法回收铜渣氯浸渣中的硫,在高效回收硫的同时实现渣中Ni、Co等贵金属的富集.研究氢氧化钠物质量浓度、反应温度、反应时间及液固比对硫回收率的影响,采用电感耦合等离子光谱发生仪对产物进行检测分析.结果表明:最佳反应条件为氢氧化钠物质的量浓度1.67mol/L,温度80℃,液固比9∶1,反应时间30min,搅拌速度400r/min;该条件下硫的回收率为96.1%,纯度为99.3%. 相似文献
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对攀钢集团有限公司含钛高炉水淬渣进行定向富集,并对富集渣进行浮选研究.结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、碱度R=3.0、渣中CaF2加入量为6%、焙烧时间为4 h及冷却速率为10 ℃/min的条件下,钙钛矿的晶粒可长大到40 μm左右;在羟肟酸用量为12 kg/t,pH值为9,起泡剂为2#油的条件下进行浮选,精矿中TiO2品位可达到50%左右,TiO2回收率约为35%;尾矿中TiO2品位在10%左右. 相似文献
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《安徽理工大学学报(自然科学版)》2017,(3)
为了提高国内企业从铜阳极泥中回收碲的回收率,通过介绍铜陵有色稀贵金属分公司利用卡尔多炉回收铜阳极泥中碲的工艺方法,针对碲回收率偏低的情况,分析了碲在生产流程中的分布情况,进行了提高碲回收率的试验研究。试验结果表明:取消常压加氧脱铜工序,改为60~70℃条件下酸洗脱铜,减少碲进入常压浸出液,可增加5%~7%的碲进入压力浸出工序进行回收;取消精炼渣返铜系统或外售,改为对精炼渣中的碲进行碱浸生产二氧化碲,精炼渣浸出渣返回卡尔多炉,可提高碲回收率约23%。碲总回收率可达到60%。 相似文献
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本文采用铜盐研磨浸溶,柠檬酸铵洗涤剩余铜盐及间接电重量分析法,能有效地分离和测定钠化钒渣中金属铁。析出的铜又能被硫酸羟胺选择性溶解,经回收试验,金相检验及x—射线衍射鉴定,初步判断了方法的可靠性。 相似文献
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富硼渣钠化法制备硼砂过程中的影响因素 总被引:1,自引:0,他引:1
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%. 相似文献
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以上海德凯公司的HCS-140碳硫仪为分析仪器,对没有标样的渣剂类品种采用一种新的量值传递方式,即采用基准CaCO3对红外碳硫仪进行校正后再对试样进行分析。通过对燃烧条件、试样处理、加标回收等相关因素的选择试验,建立了渣剂类中碳的分析方法。检出下限为0.050%,回收率为98.33-101.72%。 相似文献
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赖维平 《西南师范大学学报(自然科学版)》1979,(2)
在电镀含铬废水、废气、废渣的治理及回收利用上,以节省水量,回收有用物资,防止二次污染为目标.工艺以革新、改造,挖潜为主,力求设备效率高,简单易行.本工艺回收有用物资回用于生产上,经较长时间生产实践证明,排出水水质很好,完全可以回用;废气回收后,排放气含铬量低于国家允许标准;铬渣中铬的回收率可达96%以上.而且水、气、渣的回收利用,已初步形成一闭路循环系统. 相似文献
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石油加氢废催化剂中钨和镍的提取及镍的酸浸动力学 总被引:1,自引:0,他引:1
研究了从石油加氢废催化剂中回收钨、镍的方法,通过正交试验考察了提取钨和镍的最佳工艺条件,并对镍的浸出过程动力学进行了研究.结果表明:当Na2CO3的用量是WO3理论量的6倍,在750℃下钠化焙烧4h,焙料在90℃下水浸2h,WO3的浸出率可达到95%以上;镍富集在浸出渣中,在硫酸质量分数为30%,固液比为1∶8,85℃下浸出4h,催化剂中镍的浸出率可达到98%以上;镍的浸出过程属于扩散控制模型,与扩散控制动力学方程式相吻合,浸出反应的表观活化能为15.95kJ/mol. 相似文献
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根据FactSage 6.4计算的渣系等温相图,选取w(Al2O3)为30%左右的高铝体系为目标熔渣,采用中频感应炉熔炼,铁粉为捕集剂对废催化剂中的钯元素进行了回收.研究了熔渣体系二元碱度及捕集剂用量等对钯回收率的影响,分析了合金、尾渣成分及其微观形貌.结果表明,当熔炼温度为1550℃,熔渣体系二元碱度mCaO/mSiO2为0.6,m铁粉/m废催化剂为0.2时,钯元素回收率高达99%以上,回收效率最佳.尾渣呈深绿色玻璃态,钯含量低于5g/t,铁合金中富集钯的质量分数为0.76%,实现了废催化剂中钯资源的高效回收. 相似文献
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库建刚 《福州大学学报(自然科学版)》2012,40(2):261-264,274
根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10~11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%. 相似文献
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将促进剂应用于热过滤法回收铜渣氯浸渣中硫的研究.研究促进剂种类、热过滤温度、渣剂质量比、保温时间对回收渣中硫的影响.结果表明:使用单一促进剂四乙基二硫代秋兰姆,硫的回收率为76.35%;使用单一促进剂2-硫醇基苯并噻唑,回收率为76.4%;采用四乙基二硫代秋兰姆和2-硫醇基苯并噻唑的复合促进剂,其总的渣剂质量比20∶5,四乙基二硫代秋兰姆与2-硫醇基苯并噻唑的质量比1∶2,温度为135℃,保温时间为30min时,硫的回收率可达91.89%,纯度为99.06%. 相似文献
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研究从含Mo和Co的废催化剂中回收Mo以及从提Mo后的Co渣中提取Co的工艺方法.探索焙烧、除杂、沉Mo和沉Co等工序的技术条件,分析影响Mo和Co浸出率的各个因素,确定合理的回收工艺及工艺条件.结果表明,废催化剂粒度0.154mm,焙烧温度750℃,焙烧时间2h,液固比3∶1,浸取时间4h,浸取温度90℃为碱浸取回收Mo较佳条件,浸取率达95%以上;二步酸解法能有效浸出Co,浸取率达85%以上. 相似文献
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回收含铁硅酸盐矿物是实现鞍山式贫磁铁矿再选中矿综合利用的关键之一,但这一回收过程应有选择性:一段磁选尾渣TFe仅为3.92%,不予以回收;而二段尾渣TFe为34.51%,可将其返回直接还原配料,予以间接回收。还原温度1150℃、还原时间45 min、石灰石用量16%以及还原煤用量12%时,闭路实验获得的最优粉末铁TFe为92.69%,εFe为91.17%。含铁硅酸盐中铁元素被还原为单质铁,硅元素最终重构为硅灰石。 相似文献
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研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺,并采用电子显微镜、能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质.研究结果表明当还原温度为1100 ℃、还原时间为150 min时,还原焙烧渣中铁的金属化率、镓的回收率、锌的挥发率分别为95.10%,89.10%,98.42%.还原焙烧渣经破碎、磨矿、磁选分离获得的磁性产物中含Fe 90.16%,Ga的质量浓度为2164 g/t;Fe,Ga的回收率分别为87.78%,92.42%;还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相,镓具有明显的亲铁特性;镓在金属铁中的富集是实现浸锌渣在还原焙烧分选过程中高效分离的基础. 相似文献
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《中南民族大学学报(自然科学版)》2017,(3):1-5
为研究利用CO_2从电解锰渣中回收可溶性锰的结晶机理,采用Avrami-Erofeev等温结晶动力学模型分析了在不同温度条件下碳酸锰晶体的成核和生长特性.结果表明:在初始锰浓度2.5 g·L~(-1)、pH 6.6、CO_2体积分数15%、CO_2流量0.4 L·min~(-1)、搅拌速率600 r·min~(-1)的条件下,电解锰渣反洗液中碳酸锰晶核生成和晶体生长阶段的表观活化能分别为42.82 kJ·mol~(-1)和61.15 kJ·mol~(-1).在温度为318 K反应120 min时,锰通过形成碳酸盐,回收率可达99.98%,锰渣反洗液符合《污水综合排放标准》(GB 8978-1996)中总锰的一级排放标准. 相似文献
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钨渣中有价金属综合回收工艺 总被引:2,自引:0,他引:2
对从钨渣中回收钽、铌的工艺进行了研究;采用苏打焙烧水浸与酸浸结合的湿法处理,经实验确定了最佳工艺条件:苏打用量为理论量的6.0倍,焙烧温度为850~950℃,焙烧时间为50 min.水浸液固比为6:1,时间为90 min;酸煮时HCl浓度为20%,浸出液固比为6:1,时间为60min.按照以上条件处理钨渣,可获得含Ta2O5+Nb2O5达15.89%(其中w(Ta2O5)为4.06%)的钽铌富集渣,钽铌回收率达79.46%.该工艺既可完善我国现行的钨冶金流程,充分利用自然资源,获得可直接应用的钽铌生产原料.又可减少大量钨渣堆存引起的环境污染问题. 相似文献