氨法处理氧化锌矿制取电锌

研究了用氯化铵法直接从氧化锌矿提取电锌的新工艺.该工艺采用氯化铵 氨水溶液作浸出剂,氧化锌矿中的锌以锌氨配合物形式进入浸出液,在浸出锌的同时将杂质砷、锑、铁等除去.研究结果表明:氨溶锌浸出率≥93%;浸液中的As和Sb的质量浓度都低于0.25mg/L,Fe的质量浓度低于0.15mg/L,其他杂质质量浓度低;浸出液经锌粉1次净化除杂后进行电积制取电锌.电锌中Zn的质量分数达99.999%,杂质含量极低,其中Fe的质量分数仅为0.00005%;电流效率高达96.35%,直流电耗为2502kW·h;电解废液经补氨后返回浸取.     

高炉瓦斯灰曝气生物滤池填料的制备及其性能研究

以高炉瓦斯灰为主要原料、粘土和硅酸钠作为添加剂制备曝气生物滤池填料.通过正交试验得出高炉瓦斯灰曝气生物滤池填料的最佳制备工艺条件为：高炉瓦斯灰、粘土、硅酸钠质量分数分别为79%,15%,6%,烧制温度为600℃. 该曝气生物滤池填料具有密度较小、强度较大、比表面较大等特点,将其应用于曝气生物滤池处理酱油废水,在水力停留时间为4h、气水比6∶1、滤层高度为100cm的情况下,COD的去除率达到70.3%,NH3-N的去除率达到74%,色度的去除率达到60%,取得了较好的处理效果. 利用高炉瓦斯灰制备曝气生物滤池填料,为高炉瓦斯灰的资源化利用探索了一条新途径.     

基于氨配合法的烟道灰制备活性氧化锌工艺试验研究

将氧化锌烟道灰通过提炼回收为活性氧化锌,能减少污染环境和充分利用资源。基于氨配合法,以浸取率为目标,以氨水、碳酸氢铵、过氧化氢、反应温度、反应时间、搅拌速度为基本因素,采用单因素试验和正交多因素试验结合,通过频率寻优研究了各因素对浸取率的影响。研究表明:在反应温度为38.6℃~48.1℃、搅拌速度为377~446 r.min-1、氨水用量为130.8~142.6 m L、过氧化氢用量为5.26~6.0 m L、反应时间l.3~2.7 h、碳酸氢铵用量28.3~38.3 g时,浸取率可达到91.0%以上。     

低共熔溶剂浸出高炉瓦斯泥-电沉积锌的研究

本文采用氯化胆碱-尿素低共熔溶剂体系浸出高炉瓦斯泥,再直接电沉积得到锌.实验考察了液固比、浸出时间、搅拌速度对锌浸出率的影响.浸出实验结束后,我们分别对体系进行了循环伏安测试和电沉积实验.实验结果表明:液固比为10 mL/g,浸出时间为30 h,搅拌速度为300 r/min,温度为70℃的条件下,锌的浸出率达到71%;循环伏安测试确定还原电位为-1.4 V;X射线衍射和能谱分析表明,镀层为纯度较高的金属锌;通过对镀层形貌分析发现电沉积得到了1μm左右团簇状晶粒组成的锌镀层.     

吸附-电解协同法处理铜氨络合废水

针对铜氨络合废水处理难度大、工艺复杂等问题,提出了吸附-电解协同处理的新方法。以模拟铜氨络合废水为研究对象,考察了电解时间、电流密度、电解温度等因素对电解法的影响;并以此为基础,将改性油酸吸附剂涂覆在阴极表面,采用正交试验方法研究了吸附-电解联合处理铜氨络合废水的协同作用。结果表明,吸附-电解协同法在电流密度为0.01A/cm2时对铜氨络合废水处理15 min,即可使铜离子去除率达到93%以上,电流密度小、处理时间短且电流效率明显提高。     

超声-微波法合成不同形貌的氧化锌及其光电性质研究

采用超声-微波法结合热转化反应,以Zn5(OH)8(AC)2.2H2O为前驱体,以NaBF4和离子液体C7H13BrN2为导向剂快速合成了带状、棒状和粒状氧化锌光催化剂,并利用XRD和SEM对其结构与形貌进行了表征.测试了3种不同形貌的氧化锌对甲基橙的光催化活性并与商品TiO2(P25)的活性相比较,发现在反应进行390 min后,3种ZnO对甲基橙的降解率分别达到了66.6%、20.5%和66.4%,其中带状和粒状ZnO纳米结构的降解率都远高于TiO2(P25)的降解率28%.研究表明,带状和粒状ZnO纳米结构的高活性与其较高的比表面积有关,而其比表面积又与其形貌及微结构有关.由ZnO纳米带的表面光电压谱发现其光伏响应阈值为3.4 eV,且其表现出p-型半导体特性.     

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.     

活性炭-NaClO催化氧化法处理蒸氨废水的研究

以活性炭作催化剂,NaCIO作氧化剂催化氧化处理蒸氨废水,讨论了NaCIO、活性炭、pH值及反应时间等主要因素对废水中苯酚和COD的去除率的影响.结果表明,在25℃,NaCIO/COD0=1.5,活性炭/NaCIO=0.6,pH=3.0的条件下,处理含酚510mg/L、COd08420mg/L的蒸氨废水,反应在120min内结束,酚的去除率达99.5%,COD的去除率达75.8%.图4,参13.     

氨氧化法合成4-氰基吡啶催化剂的研究

综述了氨氧化法生产4-氰基吡啶所选用催化剂的多种体系,以4-甲基吡啶为原料,通过筛选高活性的催化剂VP x Sb y O z及载体SiO2,确定优的工艺条件,合成4-氰基吡啶。所述方法4-甲基吡啶转化率达到100%,4-氰基吡啶收率96%。     

二氧化硅-氧化锌溶胶凝胶法制备固相微萃取涂层的研究

采用溶胶-凝胶技术制备了二氧化硅-氧化锌-硅橡胶固相微萃取涂层,通过扫描电子显微镜观察了涂层的表面性貌。应用顶空固相微萃取-气相色谱联用技术分析了水中三氯乙烯和四氯乙烯,检出限分别为0.22 mg·L-1和0.30 mg·L-1,线性相关系数(R)分别为0.999 1和0.994 4,6次测定的相对标准偏差分别为4.21%和3.92%。     

从高炉除尘灰中综合回收碳、铁和锌的试验研究

基于选冶联合工艺,对某厂排放的高炉除尘灰进行综合回收铁、锌、碳的试验研究。先采用浮选-磁选法回收碳和铁,再采用酸浸-除杂-电积湿法回收锌,重点对影响锌浸出的工艺因素和条件进行了考察。结果表明,通过选冶联合工艺处理高炉除尘灰获得较好的选别指标,且可回收碳品位为86.52%和回收率为92.80%的碳精矿、铁品位为54.16%和回收率为45.47%的铁精矿以及纯度为95.2%的锌产品,锌总回收率达到87%以上。     

真空碳热还原酸浸含钛高炉渣制备TiC分析

含钛高炉渣中含有20%~30%的TiO_2,是一种附加值较高的二次资源,但在综合利用过程中存在氧化物还原难度大,硅钛难分离,二次污染严重等问题。基于热力学理论基础,采用真空碳热还原联合酸浸工艺处理含钛高炉渣制备TiC。结果表明:真空有助于钛氧化物彻底还原,可实现渣中硅钛彻底分离,减少酸耗量,降低二次污染。真空碳热还原联合酸浸工艺处理含钛高炉渣(TiO_2含量23%左右)制备TiC的最佳条件为:炉渣粒度200目,还原温度1 673K,渣碳质量比100∶38。     

氨配合法制备活性氧化锌的研究

 以硫酸锌、氨水、碳酸氢铵为原料,采用氨配合法制备出碱式碳酸锌,再经高温煅烧制备活性氧化锌.通过差热-热重分析(DTA-TG)、比表面积测定、X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)等测试方法对产物进行了表征.对蒸氨时间、陈化时间、煅烧时间和煅烧温度等因素对活性氧化锌性能的影响进行了详细的研究,得到了制备活性氧化锌的较优条件,在此条件下制得了比表面积高达68.151 m²/g的活性氧化锌.     

高炉粉尘Fe和Zn非熔态分离工艺

开发一种高炉粉尘再资源化处理工艺,采用"非熔态还原--磁选分离--Zn的回收、富集"方法对典型高炉粉尘进行Fe、Zn非熔态分离研究.结果表明:在910～1 010℃,使用纯H2、CO为还原剂进行非熔态还原,同时实现粉尘中Fe2O3(s)→Fe(s)和ZnO(s)→Zn(g)的高度转变,金属化率达到90%以上,气化脱锌率达到99%以上,且还原过程未发生烧结.还原产物直接经磁选分离、富集得到TFe品位90%的富Fe物料;含锌挥发物经回收、富集得到ZnO含量92%的富Zn物料.成功地将高炉粉尘全部转化为MFe、ZnO等有价资源,实现了零排放,且分离过程不需高温熔融,过程能耗低,无环境污染.     

锌对高炉软熔带性能及滴落带锌收入量的影响

采用醋酸锌水溶液浸泡法制备了不同锌含量的综合炉料(65%烧结矿+21%球团矿+14%块矿),通过初渣形成实验及对滴落物的化学分析,研究了有害元素锌对高炉初成渣形成过程的影响。结果表明,铁矿石中锌含量增高会导致滴落温度升高,软熔温度区间加宽,透气阻力指数增大,压差波动频繁,并且当炉料加锌量超过一定限度时,滴落初渣中(Zn)含量明显增大。这意味着,高炉锌负荷增加将导致软熔带变厚、透气性恶化以及压差不稳定,并且可能会加剧锌对高炉下部的破坏作用。     

Zn(Ⅱ)-(NH4)2SO4-H2O体系浸出锌烟尘

提出硫酸铵浸出法处理锌烟尘的新工艺。该工艺利用不同温度下锌在硫酸铵溶液中的溶解度的差别,先在高温下将锌浸入溶液然后降温冷却,使锌呈含F和Cl很低的复盐析出,然后回收。以株冶集团锌烟尘为试料,对浸出过程进行研究。研究结果表明:浸出温度和硫酸铵浓度显著影响锌的浸出率;最佳浸出条件是:液固比为16?1,硫酸铵浓度为4.0 mol/L,pH值为5.5,浸出温度为90℃,浸出时间为4 h,在该条件下,按渣含锌计算的浸出率达到85.16%。     

Effects and mechanisms of fluorite on the co-reduction of blast furnace dust and seaside titanomagnetite

The co-reduction roasting and grinding magne -tic separation of seaside titanomagnetite and blast furnace dust was investigated with and without fluorite addition at a reduction roasting temperature of 1250℃ for 60 min, a grinding fineness of -43 μm accounting for 69.02wt% of the total, and a low-intensity magnetic field strength of 151 kA/m. The mineral composition, microstructure, and state of the roasted products were analyzed, and the concentrations of CO and CO₂ were analyzed in the co-reduction roasting. Better results were achieved with a small fluorite dosage (≤ 4wt%) in the process of co-reduction. In addition, F- was found to reduce the melting point and viscosity of the slag phase because of the high content of aluminate and silicate minerals in the blast furnace dust. The low moisture content of the blast furnace dust and calcic minerals inhibited the hydrolysis of CaF₂ and the loss of F-. Compared with the blast furnace dust from Chengdeng, the blast furnace dusts from Jiugang and Jinxin inhibited the diffusion of F- when used as reducing agents, leading to weaker effects of fluorite.     

New pyrometallurgical process of EAF dust treatment with CaO addition

The non-carbothermic zinc pyrometallurgical processing of electric arc furnace (EAF) dust was investigated on a laboratory scale. The main objective of this process was to convert highly stable zinc ferrite (ZnFe₂O₄), which accounts for more than half of total zinc in the EAF dust, into ZnO and Ca₂Fe₂O₅ by CaO addition. The EAF dust was mixed with CaO powder in various ratios, pressed into pellets, and heated in a muffle furnace in air at temperatures ranging from 700 to 1100℃ for a predetermined holding time. All ZnFe₂O₄ was transformed into ZnO and Ca₂Fe₂O₅ at a minimum temperature of 900℃ within 1 h when sufficient CaO to achieve a Ca/Fe molar ratio of 1.1 was added. However, at higher temperatures, excess CaO beyond the stoichiometric ratio was required because it was consumed by reactions leading to the formation of compounds other than ZnFe₂O₄. The evaporation of halides and heavy metals in the EAF dust was also studied. These components could be preferentially volatilized into the gas phase at 1100℃ when CaO was added.