混凝剂处理选矿废水的研究

以硫酸铝[Al₂(SO₄)₃]、硫酸铁[Fe₂(SO₄)₃]、三氯化铁(FeCl₃)、氯化铝(AlCl₃)为混凝剂处理选矿废水, 探讨了不同混凝剂的处理效果及三氯化铁处理砷、镉等离子的混凝机理。结果表明, 用混凝工艺处理选矿废水效果显著, 三氯化铁(FeCl₃)为最佳混凝剂, 最佳添加用量为16 mg/L, 废水经处理后符合国家排放标准。     

膨润土活化处理及其与碱性紫作用机理的研究

钙基膨润土通过酸活化、热活化、TiCl₄ 活化、羟基铝和AlCl₃ 活化, 对碱性紫染料溶液进行处理, 发现用TiCl₄ 和AlCl₃ 活化的膨润土对碱性紫染料脱色率分别达到89 %和98%以上, 比原土脱色率显著提高;通过X 射线分析发现:TiCl₄ 和AlCl₃ 活化的膨润土具有较大层间距, 而且吸附性能明显提高。改性膨润土吸附碱性紫溶液时主要是通过阳离子交换作用和染料分子与膨润土颗粒发生共沉淀作用。     

Fenton氧化-混凝沉淀处理电镀废水中重金属镍的研究

以某电镀厂含镍废水为处理对象,探究Fenton氧化-混凝沉淀工艺对重金属镍的去除效果。结果表明,Fenton氧化的最佳条件为: H₂O₂投加量2 mmoL/L、FeSO₄/H₂O₂摩尔比0.6、初始pH值5、反应时间80 min; 混凝沉淀的最佳条件为: pH值9、PAC用量12 mg/L、混凝时间12 min、助凝剂用量6 mg/L、沉降时间60 min; 在此最佳条件下,Fenton氧化-混凝沉淀工艺处理含镍电镀废水,镍去除率可达99.8%,出水总镍含量低至0.029 mg/L,处理后的出水水质满足《电镀污染物排放标准》(GB21900-2008)表Ⅲ要求。     

298.2 K四元体系MgCl2+CaCl2+AlCl3+H2O 相平衡研究

为获取粉煤灰含铝溶浸液中铝与共存钙、镁之间的作用规律,采用等温溶解平衡法开展了298.2 K时四元体系MgCl₂+CaCl₂+AlCl₃+H₂O相平衡研究,测定了平衡液相组成及平衡液相密度,同时,绘制了该四元体系的干基相图、水图、密度-组成图。研究发现:298.2 K四元体系MgCl₂+CaCl₂+AlCl₃+H₂O 稳定相图由2个共饱点、4个结晶区以及5条单变量曲线组成,有复盐溢晶石（2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O）生成,为复杂四元体系。4个结晶区分别对应3个单盐结晶区MgCl₂·6H₂O、CaCl₂·6H₂O、AlCl₃·6H₂O和1个复盐结晶区2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O,结晶区按照AlCl₃·6H₂O、MgCl₂·6H₂O、CaCl₂·6H₂O、2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O顺序依次减小,对应AlCl₃·6H₂O溶解度最小,2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O溶解度最大。      

组合捕收剂回收某钨矿的试验研究

采用由广州有色金属研究院自主研发的钨矿捕收剂GYB与ZL, 对含WO₃ 0.81%的原矿, 进行黑钨矿和白钨矿的混合浮选, 发现GYB与ZL 的组合存在正协同作用, 并获得了含WO₃ 30.07%、回收率为88.79%的粗精矿。对粗精矿进行加温精选获得白钨精矿中WO₃品位为68.24%, 回收率为60.02%; 精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿中WO₃品位为66.17%, 回收率为13.74%; 次钨精矿中WO₃品位为32.72%, 回收率为10.79%; 钨精矿中WO₃总回收率为84.55%, 获得了较好的选矿指标。     

锌阳极泥-硫化锌精矿焙烧过程热力学分析

通过热力学理论分析, 计算出锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程可能发生的各反应吉布斯自由能; 同时运用X射线衍射技术研究了焙烧过程中主要矿物物相的变化。理论和试验结果均表明: 锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程中, 硫化锌首先发生氧化反应, 生成ZnO和SO₂, 之后MnO₂与SO₂反应生成MnSO₄。 经混合焙烧工艺, 有利于下一步的锰浸出工艺。     

高硫砷钨矿石脱硫降砷浮选试验研究

对某含Mo 0.55%、Bi 0.79%、Cu 0.66%、Zn 2.25%、S 15.95%、As 2.58%、WO₃ 35.84%的钨矿石进行了脱硫降砷浮选试验研究。该矿石由主干流程重选产出的-0.3 mm高含硫砷硫化物的细粒钨粗精矿。根据矿石的性质,采用硫砷混合浮选工艺流程。硫砷混合浮选时,采用高效的活化剂BK546B替代传统的硫酸,不仅有利于钨精矿中硫、砷杂质的脱除,更重要的是可改善因使用硫酸而造成的操作不便和不良的作业环境;采用选硫特效捕收剂AT608A与丁基黄药组合,有利于提高硫、砷的脱除率,并降低钨精矿中硫、砷杂质的含量,提高钨精矿品质。闭路试验获得含WO₃ 55.64%、含硫0.38%、含砷0.088%、WO₃回收率为99.34%的钨精矿;而硫砷精矿中的WO₃含量仅为0.66%,WO₃在硫砷精矿中的损失率为0.66%。实现了钨精矿的高效脱硫降砷,并解决了困扰企业生产经营的难题。      

云南某多金属矿中钨的回收试验研究

依据原矿性质,采用优先浮硫化矿-黑钨矿、白钨矿混合浮选-加温精选回收白钨矿-精选尾矿重选回收黑钨矿的工艺流程,对含WO₃ 0.81％的原矿,获得了白钨矿精矿WO₃品位为65.99%、回收率为60.55%,黑钨矿精矿WO₃品位为65.4%、回收率为13.78%,次钨精矿中WO₃的品位为30.2%、回收率为10.45%,钨精矿中WO₃总的回收率为84.78%的较好选矿指标。     

某萤石重晶石混合精矿浮选分离药剂筛选

以湖南某铅锌尾矿中综合回收的萤石重晶石混合精矿为研究对象,采用抑制重晶石浮选萤石工艺对抑制剂和捕收剂的种类和用量进行了优选,并根据条件试验结果进行了闭路试验。结果表明,YZ-4为重晶石的高效抑制剂,油酸钠为萤石的高效捕收剂,采用1粗4精1扫、精选中矿顺序返回流程处理该混合精矿,获得了CaF₂品位为96.81%、回收率为92.44%的萤石精矿,BaSO₄品位为91.36%、回收率为86.75%、密度为4.25 g/cm³的重晶石精矿,实现了萤石与重晶石的高效分离。     

响应面曲线法优化贵州某磷块岩浮选工艺研究

对贵州某沉积钙质磷块岩进行了浮选工艺研究。采用H₂SO₄为氟磷灰石抑制剂、BW-1为白云石捕收剂,进行了浮选单因素试验; 在此基础上进行了正交试验,并采用响应面曲线法进行了浮选条件优化。确定了最佳浮选条件为: 磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、H₂SO₄用量13.20 kg/t和BW-1用量400 g/t。采用一段反浮选试验流程,可得到精矿品位30.94%、回收率92.45%的磷精矿。研究结果表明,磨矿细度与H₂SO₄用量的交互作用对精矿品位影响显著,H₂SO₄用量和BW-1用量的交互作用对精矿回收率影响显著。     

基于Box-Behnken响应曲面法优化Fenton氧化处理柿竹园多金属选矿废水

以柿竹园东波选厂选矿废水为研究对象,采用响应曲面法对Fenton氧化法处理选矿废水的工艺进行优化。以反应pH值、FeSO₄·7H₂O用量、H₂O₂用量为影响因素,COD去除率为响应值,通过Box-Behnken 响应曲面法建立因素与响应值之间的数学模型,得到最佳工艺条件为:反应pH值2.98、FeSO₄·7H₂O用量446.76 mg/L、H₂O₂用量457.66 mg/L,该条件下验证得COD去除率为76.55%,与模型预测值偏差仅1.65个百分点,证明了响应曲面法用于优化Fenton氧化法处理选矿废水工艺的可行性和有效性。     

利用攀钢提钒尾渣制备富钒渣的研究

以攀钢提钒尾渣酸浸得到的溶液为沉钒母液, 研究了外加FeSO₄·7H₂O、沉钒pH值、沉钒温度、沉钒时间对沉钒率和富钒渣质量的影响。最佳沉钒工艺条件为: 常温下, 不外加FeSO₄·7H₂O, 直接用碱调pH值至4.5后, 反应5 min, 此条件下, 沉钒率达到99%以上, 富钒渣中V₂O₅品位为16%。沉钒后得到的富钒渣中主要为Fe(OH)₃沉淀和少量Al(OH)₃沉淀, 钒吸附或夹杂在氢氧化物沉淀胶体的表面。富钒渣返回焙烧研究表明: 富钒渣的返回量占钒渣原矿的15%时, 可以促进钒的浸出, 且相较于提钒尾渣直接返回焙烧能减少渣的返回量, 降低设备负荷和能耗。     

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%。     

温度和时间对中低品位磷矿真空碳热还原的影响

以云南某中低品位磷矿为研究对象,以焦粉为还原剂,通过XRD、SEM及EDS等分析手段,探讨了还原温度和保温时间对该磷矿真空碳热还原的影响。结果表明,升高还原温度和延长保温时间均能提高磷矿还原率和磷元素挥发率,且还原温度的影响比保温时间的影响更显著。当保温时间30 min、温度高于1 250 ℃时,磷矿还原率和磷挥发率上升趋势显著,最佳还原温度段为1 250～1 300 ℃。磷矿中的Ca₅(PO₄)₃F首先与SiO₂反应,然后大部分Ca₅(PO₄)₃F和副产物Ca₃(PO₄)₂与C作用,产生P₂单质气体。     

氨法制备氧化铁红晶种影响因素研究

以硫酸亚铁为原料,采用氨法制备氧化铁红晶种,对制备过程的影响因素进行了详细的研究。结果表明：在初始硫酸亚铁浓度为30 g/L,反应温度为16 ℃,充气量为20 L/h,稀释氨水添加量为34 mL/L（NH₃H₂O与FeSO₄物质的量之比为=2.17∶1）,稀释氨水加入速率为0.45 mL/s条件下,反应所需时间较短,生成的晶种质量最好。     

盾构泥基陶粒的制备及其吸附性能研究

针对盾构泥含水率高以及综合利用的问题,研究了pH值、助滤剂种类（GPB、粉煤灰、石膏、谷糠）和压力对含水率影响,以及加入添加剂（AlCl₃、ZnCl₂、Fe₂O₃、Fe₃O₄、NH₄HCO₃）烧制成陶粒对亚甲基蓝溶液COD去除的效果。试验结果表明,4种助滤剂中改性酰胺絮凝剂（GPB）能更有效地降低盾构泥的含水率;在pH值为4且压力值为800 Pa的条件下,加入GPB可以将含水率值从38.89%降至24.40%;添加剂筛选试验表明,通过添加NH₄HCO₃烧制的陶粒能有效降低亚甲基蓝溶液的COD;添加剂用量试验表明,通过添加10% NH₄HCO₃焙烧而成的陶粒能够将亚甲基蓝溶液中的COD值从162.75 mg/L降到90.64 mg/L。      

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

以可溶性磷酸盐为控制剂制备碳酸钙晶须

采用气液碳化法,以可溶性磷酸盐为控制剂,在普通重力场中一步法制备出结晶程度良好、文石相含量高的碳酸钙晶须。研究了可溶性磷酸盐添加量、碳化反应温度、CO₂充气速度、料浆Ca(OH)₂初始质量分数对产品的影响,分析了制备过程中不同阶段产物的XRD图谱,结果表明：作为文石相碳酸钙晶须结晶中心的是Ca₅(PO₄)₃(OH)而非Ca(HPO₄)·2H₂O或Ca₃(PO₄₎₂,适宜碳酸钙晶须生长的条件为n(Ca/P)=1: 0.25、碳化反应温度75 ℃,CO₂通气速度16.2~ 32.4 L/(h·kg)、Ca(OH)₂初始质量分数1.5%~5.6 %。