从黄钾铁矾渣中回收锌铟

由黄钾铁矾渣在焙解过程的化学变化，确定回收锌铟的适宜焙解温度为４２１．５～６７０℃。实验表明黄钾铁矾渣中铁酸锌转化为可溶硫酸锌的转化率随焙解温度升高而增加，可浸出的铟由焙解温度和时间决定。当温度为５６０～６２０℃、时间为３０～１０ｍｉｎ时，锌的浸出率为８０％、铟为９０％。

我国石煤提钒的技术开发及努力方向

对我国石煤矿分布状况、石煤中钒的赋存状态、钒及钒化合物的用途进行了介绍,阐述了石煤矿钠化焙烧提钒、钙化氧化焙烧提钒、无盐焙烧提钒、直接酸(碱)浸出提钒工艺及石煤矿的选矿富集情况,对每种石煤提钒工艺的优缺点和适用性进行了比较,并对石煤提钒发展方向进行了展望。

P_(204)从低酸浸出液中萃取铟防乳化的研究

从湿法炼锌低酸浸出液中，用Ｐ２０４萃取铟时，引起乳化的主要物质是溶液中ＳｉＯ２胶体。通过选择有效絮凝剂Ｘ２００６，在温度７０℃、时间２ｈ、Ｘ２００６为１００ｐｐｍ的条件下，得到ＳｉＯ２含量小于３００ｍｇ／Ｌ的溶液。

高锑锌焙烧料的处理

以含锑高的锌焙烧料为原料，采用黄钾铁矾法炼锌工艺，降低锑在中性浸出中的浸出率，使中性浸出液 Sb< 5 mg/L。经二段锌粉净化，溶液中 Sb< 0.1 mg/L符合电积要求。酸浸进入溶液中的 Sb，在沉矾过程中进入矾渣。扩大试验验证，控制锑在中性浸出过程中的浸出率，黄钾铁矾法可以处理含锑高的锌焙烧料。

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。

纳米ZnO的制备

探讨了均匀沉淀法制备球形纳米ZnO的新工艺 ,获得较佳的工艺条件为 :反应温度 95℃ ,反应时间 3～ 5h ,n(Zn(NO3) 2 ) =1 2mol/L ,n(CO(NH2 ) 2 ) /n(Zn(NO3) 2 ) =3 0～ 5 0 ,热解温度 350℃ ,热解时间 3h ,制得的样品粒径分布为 50～ 80nm ,平均粒径为 6 5 1nm ,ZnO回收率为 92 2 6 %。

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。

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％。

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%。

黄钾铁矾法处理含铟高铁锌精矿

黄钾铁矾法处理高铁高铟锌精矿时,锌的总回收率较高;锌冶炼过程中原料中大部分的铟进入矾渣,少部分进入高浸渣,矾渣和高浸渣经高温焙烧、浸出、萃取、电解和铸锭后即可得到电铟。较好的浸出条件为:中浸始酸40 g/L、低浸始酸30 g/L、高浸终酸60 g/L。已有的生产实践表明采用该工艺铟总回收率可达72%左右,锌的总回收率可达92%。

离子交换法从石煤直接酸浸液中提取钒的工艺研究

研究了用离子交换法从石煤直接酸浸液中提取钒,考察了树脂类型、吸附接触时间、pH等因素对钒吸附率的影响。试验结果表明:采用离子交换法处理石煤酸浸液,能很好地去除溶液中的大部分杂质,使钒得到富集。在溶液pH=2.1、吸附接触时间60 min条件下,树脂对V2O5的最大吸附工作容量为270 mg/mL湿树脂,钒吸附率在99%以上。以100 g/L NaOH溶液为解吸剂进行解吸,解吸液中V2O5质量浓度达100 g/L以上。解吸液经沉淀、洗涤、干燥、煅烧,最后得到V2O5质量分数在99%以上的钒产品。

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%。

熔盐净化-电解法制备高纯铟

为研究成熟、可靠的5N高纯铟生产技术,以4N精铟为原料,采用熔盐净化-电解法制备出5N高纯铟.熔盐净化的反应温度为200～220℃,反应时间约2h,实验中I2和KI用量为理论用量的5～10倍, 电解工艺要点为： 以除镉后的4N金属铟熔铸成阳极,以纯钛板为阴极,电解液采用硫酸铟体系,其中In^2＋浓度为60～80g/L、NaCl 60～80g/L、明胶1g/L、pH值为2.0～2.8,电解过程中控制槽电压为0.2V左右、温度20～30℃、电流密度40～70mA/cm2,同时采取措施防止其它杂质离子的污染,即可制备出5N高纯铟产品,而且工艺流程简单、条件容易控制.

离子交换树脂吸附钒的动力学研究

研究了不同树脂对钒的吸附能力,并分析在低酸条件下钒的赋存状态。对吸附数据进行模型拟合,同时用动边界模型对离子交换过程进行了描述。结果表明,D301树脂对钒吸附能力较强,在pH<2.5时,钒存在阴阳离子状态平衡。D301树脂对钒的吸附为吸热过程,吸附等温线同时较好的符合Langmuir和Freundlich经验式。离子交换过程的控制步骤为颗粒扩散控制。

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。

电子级Co_3O_4制备方法及其进展

介绍了Co3O4的市场需求、常用的Co3O4制备方法、Co3O4的研究与生产现状,并简要说明了国内产品与国外产品之间的差距。

高镁锂比盐湖卤水镁锂分离工艺

以酸化提硼后卤水为原料,采用饱和氯化钾溶液作为沉镁剂,使用三步结晶法进行了沉淀镁并富集锂的研究。结果表明,通过3段蒸发结晶析出光卤石,可以有效地实现镁锂分离:添加95%理论用量的氯化钾可以把原卤水中的镁锂质量比由10.1∶1降低到0.39∶1,锂在滤液中总回收率为77.90%,并使锂浓度从10 g/L富集到49.30 g/L。

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。

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。