铜冶炼电收尘酸浸液硫化砷渣沉铜行为研究

针对高硫酸浓度且铁、砷以高价态Fe^(3+)、As^(5+)形式存在的酸浸液,采用硫化砷渣为沉铜剂沉铜。首先开展了不同酸浓度下单一Cu^(2+)、Fe^(3+)溶液中硫化砷渣加入量实验,在此基础上再进行了实际酸浸液沉铜、浸出砷实验。结果表明,采用硫化砷渣沉铜时,首先发生Fe^(3+)与S^(2-)的氧化还原反应,其次是As^(5+)与S^(2-)的氧化还原反应,最后是Cu^(2+)的硫化沉淀反应;硫化砷渣加入量为理论量的1.4倍时,沉铜率较高,但砷溶出率较低。

褐锰矿湿法冶炼工艺研究

采用含硫32%的黄铁矿精矿作还原剂,以两矿法浸出含锰43.87%的国外某褐锰矿,当原矿/黄铁矿质量比达到0.28,原矿/硫酸质量比达到1.104,在90~95℃,反应6.5~8 h,褐锰矿锰的浸出率可达到90%以上,最高可达到97%。该褐锰矿冶炼技术,全流程通畅,锰的总收率达90.45%。

用硫酸亚铁全液相合成颜料铁红的研究

介绍了合成颜料铁红的基本原理，研究了影响合成过程的相关因素，提出了合成颜料铁红的较佳工艺条件。采用新型结晶化晶种和实用的原料净化技术，全液相合成了颜料铁红，为钛白粉厂副产品硫酸亚铁的合理利用指出了一条可行的途径。

流态化液相酸解钛铁矿

设计了一种实用的流态化反应柱,成功地实现了硫酸法钛白水解废酸直接液相分解钛精矿,确定了液相酸解的各个工艺参数,实现了酸解过程连续化,大大加快了酸解反应速度,简化了设备,制得了Ti^(3+)含量为2—5g/t,Ti_2O含量为160g/L左右,F值在3.0以下的合格钛液。

从印尼含镍红土矿中浸出镍、钴工艺试验研究

印尼某含镍红土矿属低镁褐铁矿型,镍主要赋存于褐铁矿中。研究了采用还原焙烧-氨浸、直接氨浸、加压酸浸、直接酸浸—沉矾除铁等工艺从红土矿中浸出镍和钴。结果表明：采用氨浸工艺,镍、钴浸出率较低;采用直接酸浸—沉矾除铁工艺,镍、钴浸出率均在80%~90%,而且浸出矿浆的过滤性能良好;采用加压酸浸工艺,镍、钴浸出率在90%以上。

某石煤矿浓酸熟化两段逆流浸出钒的研究

以湖南岳阳某石煤钒矿为原料,对其进行了浓酸熟化处理和两段逆流浸出提钒研究。结果表明,首先在硫酸加入量26%、物料粒度-2.0mm、熟化温度150℃、熟化时间3.5h条件下进行熟化,熟化料随后在常温下按液固比1.5∶1进行两段逆流浸出,每段浸出时间为3.0h,矿石中钒总浸出率可达94%左右,该流程具有无焙烧烟尘污染、钒浸出率高、工艺流程简单等优点。

氧化铋法从硫酸锌溶液中除氯的研究

以硫酸锌溶液为研究对象,研究了氧化铋脱除硫酸锌溶液中氯的工艺条件,结果表明,较佳的工艺条件为:p H值约2.0,50℃,氧化铋用量为理论计算值的1.5倍,反应时间2 h,此条件下除氯后溶液中Cl含量为0.28 g/L,Bi含量为0.96 mg/L。同时研究了氯氧铋转化的工艺参数条件,较佳的工艺条件为:Na OH用量为计算值2倍当量,初始碱浓度1 mol/L,反应时间4 h,常温,在此条件下可达到转化率93.97%、余铋浓度约2.35 mg/L的较好转化效果。进行了6周期工业实验,与模似实验结果重现性好。本工艺操作简单,能有效降低硫酸锌溶液中氯的浓度,且铋损失较小。

攀枝花选钛尾矿提钪工艺的研究

研究了攀枝花钒钛磁铁矿电选尾矿为原料的纯碱融熔－酸浸和石灰焙烧－酸浸，Ｐ（２０４）－煤油萃取、盐酸洗杂、氢氧化钠反萃提钪的工艺及粗钪的提纯精制技术，取得了钪的分解率为８９．８％和８２．１５％，萃取率约９５％，铁的洗脱率９９．５４％，钪的反萃率９９％的结果，反萃得到的氢氧化钪经提纯精制，可产出纯度为９９．９０％的Ｓｃ２Ｏ３。

磁化还原焙烧工艺处理贫锰铁矿的研究

以烟煤为还原剂对贫锰铁矿进行了磁化还原焙烧研究，最佳焙烧条件为：焙烧温度600～750℃，焙烧时间60min，原矿粒度0．300-0．150mm，还原剂粒度-0．500mm、添加量12％-15％；焙烧料最佳浸出条件为：浓硫酸用量180ml/kg原矿，浸出时间60min，常温浸出。在此焙烧与浸出条件下，锰的浸出率大于90％，铁溶出率小于5％，铁的回收率大于80％。

离子型稀土原地浸矿开采技术适用性评价与分类

针对当前离子型稀土矿原地浸矿开采资源综合回收利用率低、环境污染严重等问题,从离子型稀土矿床地质条件、水文地质条件及工程地质条件3方面入手,制订了原地浸矿技术适用性对照表,采用极好、很好、好、一般、差、不适用等标度词评价原地浸矿开采技术适用性,并将原地浸矿划分为天然底板明沟集液法、人造底板暗沟网集液法、天然底板明沟+辅助巷道法3种采矿方法,指导离子型稀土矿山科学规划、有序开采。

高镁锂比盐湖卤水萃取提锂研究

以磷酸三丁酯(TBP)为萃取剂、煤油为稀释剂,在协萃剂A和共萃剂FeCl3存在的条件下,从高镁锂比盐湖老卤中萃取提锂。系统研究了pH值、Fe/Li摩尔比、萃取相比、萃取时间、温度等因素的影响,得出最佳工艺条件为:pH=2、Fe/Li摩尔比1.25、萃取相比(O/A)1/1、室温下萃取10 min。在优化条件下锂单级萃取率在76%以上,经过4级萃取卤水中锂萃取率可达99.44%。

偏钒酸钠氢还原制备钒氧化物清洁冶金新过程的应用研究

针对现有工艺中污染严重的沉钒工艺开展了氢还原制备钒氧化物清洁冶金新过程的应用研究。氢气可以有效地将偏钒酸钠还原为钒的氧化物,其最佳反应条件为:净化液的钒浓度为30.33 g/L,体积为1 L,反应温度为120℃,氢气压力为1.5 MPa,溶液pH=8.0,反应时间为3 h,搅拌速度为300 r/min,此时溶液中剩余的钒浓度为0.92 g/L,偏钒酸钠的转化率为97.0%。该技术对钒产业的可持续发展具有重要意义,是一种可推广的先进适用技术,经济及环保效益显著。

某石煤钒矿的选矿与提钒试验研究

对某石煤矿的提钒工艺研究结果表明,该石煤矿的最佳提钒工艺路线为预脱碳活化—浓酸熟化—水浸法提钒,但矿区中石煤矿的最高发热值仅为3 450 k J/kg,不能满足脱碳焙烧设备对燃料发热值的最低要求(燃料热值≥4 200 k J/kg)。本研究根据矿山中钒资源主要分布于两个区域,且一个矿区钒资源储量少(占资源量的25.5%),矿石含钒含碳均较低,另一个区域钒资源储量高(占资源量的74.0%),矿石含钒含碳均较高的实际情况,对含钒含碳均较低的矿石进行选矿处理,得到了V2O5含量为1.69%,热值为5 920 k J/kg的碳精矿,将其作为高热值燃料与含钒含碳较高的矿石配制成热值≥4 200 k J/kg的混合料后作为提钒原料,顺利解决了脱碳焙烧设备对燃料热值的要求。

离子型稀土矿增浸促渗技术研究

基于我国离子型稀土资源浸渗回收率偏低的工程实际,在原地浸矿工艺流程和浸渗机理研究的基础上,从浸矿盲区、反吸附与母液渗漏3个方面分析了导致稀土浸渗损失的主要原因和形式,并提出了加强生产勘探、加强原地浸矿适用性分析、优化采场划分和开采顺序、优化工程布置和技术参数、加强地下水和边坡监控及替代浸矿剂与参数优化共6项技术措施。以上措施在指导离子型稀土矿企精细化生产,实现生产可控、可设计方面具有重要意义。

高锰镍钴原料的还原氨浸工艺研究

采用还原氨浸法对高锰氢氧化镍钴原料中的镍钴进行了选择性浸出研究。采用NH3·H2O-NH4HCO3浸出体系,引入水合肼作还原剂,可有效实现镍钴的选择性浸出,原料中的锰不被浸出而富集成为高锰渣。在ρ（CO2）T=35~40 g/L,ρ（NH3）T=110~120 g/L,还原剂85%N2H4·H2O溶液用量为原料中钴元素摩尔含量的2倍,液固比为15 m L/g,室温下浸出3 h,保温陈化2 h的条件下,镍钴浸出率分别达到98.75%和92.71%,约99%的锰进入浸出渣中。

攀枝花含钪钛尾矿分解试验研究

对攀枝花钒钛磁铁矿电选尾矿进行了硫酸化焙烧、碱熔焙烧、石灰与添加剂配比焙烧试验研究，找到了分解钛尾矿的较佳途径，分别以30％盐酸和60％硫酸浸出碱焙烧渣和石灰烧渣，其最高浸钪率分别为89．8％和67．9％，达到了分解尾矿的目的．

石煤钒矿拌酸熟化浸出新工艺

对南方某石煤钒矿进行拌酸熟化浸出,考察了矿物粒度、加水量、硫酸用量、熟化温度、熟化时间及水浸工艺参数对钒浸出的影响,并研究了H2O在熟化过程中的行为.得到最佳工艺流程和结果为:先将石煤钒矿磨至125μm以下,加10%水润湿,再加入20%浓硫酸拌匀,140℃下保温熟化3h,按液固比1.5mL/g水浸2h,钒浸出率达87.8%.石煤矿物中含钒云母结构在熟化过程中被破坏,形成难溶的SiO2,浸出液中SiO2浓度为0.09g/L,利于后续处理.

甘肃酒泉某石煤矿中钒的赋存状态与提钒过程研究

采用化学分析、物相分析、价态分析等分析测试手段,对甘肃酒泉某石煤矿中钒的赋存状态进行研究,并通过原矿直接酸浸和空白焙烧后酸浸的方法来研究矿石中钒的赋存状态与转浸率的关系。在确定矿石中钒的赋存状态的基础上,结合溶液中钒含量及其他杂质含量分析,确定了该石煤矿的提钒工艺过程。结果表明,该石煤矿中钒主要分布于云母类矿物和铁铝氧化物中,少量分布于难溶性硅酸盐矿物和炭质物中,前两者所占矿石中钒含量的比例分别为64.44%和27.78%,总计92.22%。通过采用原矿破碎、空白焙烧、稀硫酸浸出,可使矿石中V2O5浸出率最高可达90.2%,浸出液经D301弱碱性阴离子交换树脂吸附、解吸后、对解吸液进行脱磷脱硅净化、弱碱性铵盐沉钒、煅烧分解处理,可得到质量分数为99.4%的V2O5粉状产品,过程中吸附率为98.5%、解吸率为99.0%、净化回收率为98.2%、钒沉淀率为99.0%,全流程V2O5回收率为85.5%。

石煤钒矿浓酸熟化浸出工艺优化

针对目前石煤钒矿焙烧效果差,全湿法工艺流程缺陷多等问题,以湖南某地石煤钒矿为研究对象,在前期对含钒石煤矿进行浓酸熟化浸出研究的基础上,采用保湿处理对石煤钒矿浓酸熟化浸出过程进行强化,重点考察了熟化时间、硫酸用量、熟化温度、拌水量工艺参数对钒浸出率的影响,同时对石煤中含钒物相在熟化过程中变化进行了研究。试验结果表明:熟化过程中控制相对湿度在65%左右进行保湿处理,在熟化时间8.5 h、硫酸用量20%、熟化温度120℃、拌水量10%的最佳熟化条件下,钒浸出率达到93.9%;而在相同酸用量、熟化温度和拌水量的条件下,采用常规浓酸熟化法熟化5.5 h,钒浸出率只有78.0%。保湿处理极大提高了石煤钒矿浓酸熟化浸出工艺的钒浸出率,起到了显著地强化作用。由含钒物相分析可知,在熟化过程中含钒云母物相被有效破坏,水浸过程中云母结构没有继续分解,只是可溶钒的溶出过程。本实验采用保湿浓酸熟化浸出技术,避免了高耗能、高污染的焙烧过程,提钒效率高,是一种经济环保的石煤提钒新工艺,具有良好的工业应用前景。

石煤复合添加剂焙烧提钒试验研究

针对某石煤钒矿的矿石性质及岩相分析结果,创造性地采用复合添加剂焙烧-稀酸浸出工艺进行提钒试验研究,一定程度上克服钠化焙烧环境污染严重、单一钙化焙烧浸出率低及无盐焙烧无法有效破坏钒云母结构的缺陷,对复合添加剂焙烧-浸出工艺参数进行了优化,考察了焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及用量、浸出酸用量、浸出时间及液固比对钒浸出率的影响。结果表明,矿石中有用矿物为含钒云母、铁铝石等,钒主要为V3+和V4+,而V5+极少,属难处理矿石。对原矿品位为0.81%的混合矿样,在焙烧温度930℃、添加6%石灰石+4%白云石的条件下焙烧12 h,该焙烧料在浸出酸用量8%、浸出时间2.0 h、液固比2∶1的条件下,可获得钒浸出率为76.51%的浸出液。因此,采用复合添加剂焙烧可以有效地从石煤中提取钒,经济及环保效益显著。