刚果(金)某铜钴矿浸出新工艺

这是一篇冶金工程领域的文章。刚果(金)某铜钴矿为氧化矿,铜钴含量分别为Cu 3.43%和Co 0.42%。本文采用浸出液五级循环浸出工艺浸出铜和钴,在硫酸用量为矿石质量的7.4%、亚硫酸钠用量为理论量的1.68倍、磨矿粒度-74μm 75%、浸出温度45℃、浸出液固体积质量比2/1~3/1、单级浸出时间4 h的实验条件下,铜浸出率96.85%、钴浸出率95.67%。该工艺在确保铜钴浸出率的情况下,比一级浸出降低硫酸用量6 kg/t、浸出过程总溶液量减少约1/4,降低了酸耗、减少了后续钴沉淀和铜萃取处理液量。

响应曲面法优化废铂催化剂中难溶颗粒HCl-DCEA体系回收工艺

全溶解法回收废铂催化剂在实际生产过程中仍有难溶物沉积,造成二次污染及铂族资源浪费。本研究将难溶颗粒进行破碎细磨后,取300目左右粉体焙烧,然后将所得粉体在HCl-DCEA体系中进行浸出,考察反应时间、反应温度、液固比、盐酸浓度及DCEA浓度对铂浸出率的影响,并选择具有显著影响的液固比、盐酸浓度及DCEA浓度因素进行响应曲面优化试验。结果表明,对铂浸出率影响的显著顺序为DCEA浓度>液固比≈盐酸浓度;优化后的工艺条件为浸出时间2 h、浸出温度70℃、液固比6∶1、盐酸浓度2.35 mol/L、DCEA浓度0.09 mol/L,该条件下对废铂催化剂进行回收处理,总回收率达到99.64%。

废旧磷酸铁锂正极粉锂的选择性浸出工艺研究

这是一篇冶金工程领域的论文。以废旧磷酸铁锂电池正极粉为对象,开展了以Na_(2)S_(2)O_(8)作为氧化剂,并添加低浓度乙酸作为浸出剂选择性浸锂的研究,考查了Na_(2)S_(2)O_(8)加入量、乙酸浓度、浸出温度、浸出液固比和浸出时间等对锂选择性浸出影响。在乙酸浓度0.3 mol/L、Na_(2)S_(2)O_(8)加入量为理论量的1.1倍,浸出液固比10 mL/g、室温浸出2 h条件下,锂、铁、磷的浸出率分别为98.05%、4.49%和2.46%。

低共熔溶剂浸出废旧锰酸锂电池正极材料锂和锰的研究

低共熔溶剂做为绿色溶剂在废旧锂电池有价组分回收领域研究受到人们日益关注,以废旧锰酸锂电池正极粉为对象,研究了盐酸胍和乳酸低共熔溶剂对锂和锰的浸出性能,考察了浸出温度、浸出液固比和浸出时间等条件对锂和锰的浸出率影响,研究结果表明:采用盐酸胍和乳酸摩尔比1∶2制备的低共熔溶剂,适宜的溶解条件为浸出液固体积质量比为10 mL/g,溶解温度为70℃,浸出时间为2 h,在此条件下锰酸锂正极粉中锂和锰的浸出率分别达到99.27%和99.20%。

从某难选铷矿石中提取铷

某难选铷矿石为花岗岩结构,Rb_2O含量为0.13%,铷主要赋存在铁锂云母和钾长石中,呈分散状态分布,很难通过选矿方法富集铷。为开发利用该矿石资源,采用火法—湿法冶金工艺进行了提铷工艺条件研究。结果表明,5级逆流碱浸的铷浸出率为93.87%,经过2轮4级逆流萃取—3级逆流反萃取,铷总萃取率达到98.50%、总反萃率达99.75%、铷总回收率92.23%,氯化铷结晶体的纯度为99.75%,产品符合市场质量标准。对焙烧熟料进行多级逆流碱浸,将铷的浸出与浸出液的除钙过程合并,简化了工艺流程,是此类矿石处理工艺的创新。

沉积模拟实验的历史现状及发展趋势

本文通过对沉积模拟实验的历史回顾,将沉积模拟实验的历史分为三个阶段,即上世纪末至本世纪五十年代的初期阶段,六十年代至七十年代的中期大发展阶段和八十年代以来的定量研究和大型盆地模拟阶段,指出了目前这一研究领域在实验条件、实验内容和实验目的等方面存在的问题,并对我国沉积模拟实验的现状和动向作了简介.

从某铜钴氧化矿石中浸出铜钴试验研究

研究了采用硫酸浸出及硫酸+亚硫酸钠还原浸出工艺从某铜钴氧化矿石中浸出铜和钴。结果表明:在硫酸用量为矿石质量的8%、还原剂亚硫酸钠用量为理论量的1.68倍、磨矿粒度-74μm占75%、温度45℃、液固体积质量比3/1、浸出时间4 h条件下,铜浸出率为95.88%,钴浸出率为91.88%,浸出效果较好。

某细粒低品位钼钨氧化矿粗精矿浸出新工艺

针对某细粒低品位钼钨氧化矿粗精矿钼钨含量较低、脉石矿物方解石含量较高的特点,研究了采用碳酸钠溶液加压浸出钨和钼。试验结果表明,在浸出温度160℃、浸出时间0.5～1.0h、碳酸钠用量为理论量的2.5倍、液固体积质量比1.0～1.5的最佳条件下,钼浸出率大于98%,WO3浸出率在90%左右。

用灵湖金尾矿制取微晶玻璃的试验研究

为综合利用河南灵宝地区大量堆存的金尾矿,以该地区有代表性的灵湖金尾矿为主要原料,进行了制取微晶玻璃的试验研究。结果表明:将灵湖金尾矿与氢氧化铝、碳酸钠、氧化钙和氧化锌按一定的比例混合,经熔融、水淬、热处理,可以制取主晶相为β硅灰石的微晶玻璃产品;较佳的热处理制度为烧结温度892℃、晶化温度976℃(Tc+10℃)。

深部储集层孔隙保存的岩石力学实验

岩石力学实验和深井钻探结果表明，在沉积物固结成岩或岩浆冷凝成岩以后，如果地层因溶蚀作用发育较高的孔隙度，这样的储集层不会因上覆地层压力而损失其孔隙性，如果不存在强烈的胶结作用，这种岩石孔隙可以在７～８ｋｍ甚至更深的条件下得以保存。因此。

从国宝山铷矿中浸出铷

国宝山铷原矿先进行焙烧,然后从含Rb2O 0.1%的焙砂中碱性浸出铷。结果表明,在碳酸钠用量为理论量的1.4倍、液固比2、常温浸出1.5h,5级循环浸出后铷浸出率平均为93.87%,钙去除率平均为99.76%。

从彩钼铅粗精矿碱性浸出液中提取钼的新工艺

研究了一种从彩钼铅粗精矿碱性浸出液中回收钼的新工艺。该工艺涉及镁盐除硅、N235萃取钼、氨水溶液反萃取钼、盐酸沉淀钼等工序。试验结果表明:在溶液中ρ(Mo)=9.2g/L、ρ(SiO2)=1.01g/L,除硅温度75℃,pH=8.5,反应1h,氯化镁加入量为理论量4倍条件下,除硅率达87.31%;以15%N235-10%仲辛醇-75%煤油溶液作为萃取剂、在Va∶Vo=2.5∶1、pH为1.7～2.0条件下,混合萃取3min,钼的3级逆流萃取率为99.55%;经反萃取和沉淀钼,最终获得钼质量分数64%以上的氧化钼产品。该工艺钼回收率高,除硅效果较好。

长江枝江段凤凰滩现代沉积特征

长江枝江段凤凰滩为一典型的加积型心滩，沉积物自滩头至滩尾为砾、沙、粉沙和泥．滩头发育大中型沙浪、新月形沙垅和舌状沙地；滩中发育大型泥裂；滩尾仅发育小波痕。层理类型以大型槽状和板状交错层为主，层理规模自滩头向滩尾逐渐减小．根据沉积物特征及沉积构造可划分出１６种岩石相类型，它们构成了１０种岩石相组合类型．滩体建筑结构要素分析表明．凤凰滩由纵向砾石坝、纵向前积沙坝、侧向粉沙坝、垂向河漫滩和弧形沙坝５种建筑结构要素组成，其中纵向前积沙坝是心滩的主体．

难选氧化钼矿提取氧化钼的试验研究

采用两次循环盐酸池浸的方法提取内蒙古难选氧化钼矿中的氧化钼,矿石含钼1.20%、粒度10～20mm,两次浸出的液固比均控制为0.3,浸出时间均为8h,浸出液盐酸浓度分别为200g/L和220g/L。结果表明,此工艺平均钼浸出率78.80%,氨水中和沉淀回收率96.22%,全流程钼回收率超过75%,产品钼含量为43%。

长江中游某高氟地下水除氟试验研究

长江中游某地下水氟质量浓度为2~4mg/L,不满足饮用水源要求。研究了用活性氧化铝作除氟剂,从此地下水中除氟,考察了活性氧化铝加入量、吸附时间、吸附温度、地下水pH对除氟效果的影响。结果表明:对氟质量浓度2.53mg/L的原水,在粒度为φ1~2mm氧化铝用量24g/L、吸附温度20℃、吸附时间2h静态吸附条件下,水中氟质量浓度可降至0.90mg/L,氟去除率为64.43%;在原水流速5BV/h、20℃、通水量190BV动态吸附条件下,出水F-平均质量浓度为0.70mg/L,氟质量浓度符合饮用水标准(GB 5749—2006)要求。

纳米二氧化钛降解有机污染物的试验研究

半导体光催化氧化法是一种新兴的环境污染治理方法 ,具有非常广阔的应用前景。研究采用均匀沉淀法制备出环境净化新材料半导体材料光催化剂———纳米二氧化钛粉体 ,粒径 1 0nm ,晶型为锐钛矿型。着重介绍了利用光催化氧化的方法处理有机污染物苯酚溶液的试验条件 ,经紫外光照射后 ,苯酚的降解率达到 99.

低品位氧化钼精矿高压浸出新工艺

针对某氧化钼精矿钼含量低、脉石矿物方解石含量高的特点,采用碳酸钠溶液高压浸出新工艺处理该原料,最佳浸出条件为:碳酸钠用量为理论量1倍、浸出时间1 h、浸出温度160℃、液固比1.5。最佳浸出条件下,钼浸出率大于97%。

某钒矿酸法提钒新工艺试验研究

针对某大型页岩钒矿现行提钒工艺存在问题及该资源特点,确定采用两段逆流硫酸溶液浸出-中和-还原-萃取-铵盐沉钒的工艺。试验结果表明:在原料粒度为-120目、浸出液固比为1、浸出温度为90℃时,V2O5浸出率大于75%;用于富集浸出液中钒的萃取体系为15%P204+10%TBP+75%磺化煤油;该工艺提取V2O5总回收率大于70%,产品中V2O5含量大于99%。

从西北某石煤钒矿中提取钒的试验研究

西北某石煤钒矿中V2O5质量分数为1.07%,研究了采用氧化焙烧—常温浸出—中和—还原—溶剂萃取—铵盐沉淀工艺提取V2O5。最佳条件下,钒浸出率大于85%,总回收率大于80%,产品中V2O5质量分数大于98%,符合GB3283—1987冶金98质量标准。

萃取法从含钒酸浸液中提取钒的研究

主要论述对豫西某地石煤钒矿硫酸浸液的后序处理试验研究,针对该料液的特点进行多种研究方案对比,最终确立浸出液中和—还原—H(C8H17)2PO4(以下简写为P204)萃取—硫酸反萃取—氧化沉钒技术路线,采用15%P204+10%TBP+75%煤油为萃取体系,1.5 mol/L硫酸溶液为反萃剂。该工艺得到的产品,其质量达到GB3283-87的冶金99标准,处理过程中钒回收率为93.2%。