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在对含钒硅质页岩添加NaCl进行氧化焙烧提钒过程中引入Na2CO3可促进钒的氧化和后续浸出。在对促进效果进行考察的基础上,通过对复合添加剂焙烧产物及浸出渣的化学成分、XRD及SEM-EDS等的分析,研究了Na2CO3的促进机理。结果表明:①在NaCl+Na2CO3(质量比为3∶2)与试验原料质量比为10%,焙烧温度800 ℃,焙烧时间180 min,焙烧产物在液固比10 mL/g、浸出温度80 ℃、浸出时间120 min条件下搅拌浸出(600 r/min),钒浸出率达到84.96%。②焙烧过程中,原料中的白云母、伊利石等矿物铝氧八面体晶格被破坏,转变为主要含元素Na、K、Al、Si、O的熔融颗粒并析出钠长石。Na2CO3增加焙烧原料碱度,使石英反应活性增强并与熔融颗粒共熔产生多孔颗粒。③加入NaCl和Na2CO3后,熔融颗粒及石英共熔产生的微孔结构及焙烧过程中充填于熔融颗粒间的长石形成的气相通道,均使焙烧料内部O2的扩散性增强,与低价钒接触几率增加,加速钒氧化进程,使钒氧化焙烧效果变好。 相似文献
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锰渣硫酸浸出正交实验探究 总被引:1,自引:1,他引:0
以电解锰渣为原料, 常温下采用硫酸浸出, 充分利用浓硫酸水化放热效应, 促使锰渣与H2SO4反应。开展了单因素酸浸及正交酸浸实验, 探索了硫酸用量、液固比、反应时间及搅拌速度对锰浸出率的影响。结果表明, 在浓硫酸用量0.5 mL/g、液固比3∶1、反应时间2 h、搅拌速度150 r/min时, 锰浸出率可达到86.53%。 相似文献
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采用复合盐焙烧-水浸工艺从锂云母中提取锂、铷、铯,研究了焙烧工艺参数及浸出工艺参数对锂、铷、铯浸出率的影响。结果表明,锂云母精矿焙烧时,复合盐焙烧效果优于单一盐添加剂,CaCl2+Na2CO3组合添加剂具有焙烧时氯气排放少、焙烧矿浸出效果好等优点。从锂云母中回收锂、铷、铯,较佳的焙烧-浸出工艺条件为: CaCl2+Na2CO3组合为焙烧添加剂,锂云母精矿∶CaCl2∶Na2CO3(质量比)=1∶0.5∶0.2,锂云母精矿焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h,对焙烧矿进行室温水浸,浸出时间1 h、液固比2∶1,此时锂、铷、铯浸出率分别为86.64%、92.58%、85.37%。含锂浸出液经2次调节pH值净化除钙,升温至95 ℃后加入饱和Na2CO3溶液,结晶得到碳酸锂,样品纯度为99.08%,产品纯度及杂质含量达到一级碳酸锂标准。沉锂母液采用溶剂萃取法分离铷、铯,铯萃取率达到99%以上,铷洗脱率达到96%左右。 相似文献
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采用混合非氰药剂对某微细浸染型金矿进行了实验室浸出试验研究。优化后的工艺条件为: Q-1用量50 kg/t, Q-3用量105 kg/t, 充气量1.8 m3/h, 液固比2, 常温搅拌24 h; 搅拌后矿浆直接采用非氰药剂SZS浸出, 浸出条件为: SZS用量4.4%, Cu2+浓度0.06 mol/L, NH3·H2O浓度1 mol/L, Na2SO3浓度0.15 mol/L, 液固比3, pH值10~11, 常温搅拌4 h, 在此条件下可获得金浸出率85.35%的指标。 相似文献
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辽宁某钨选厂矿石中WO3的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO3品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO3品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO3品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO3品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。 相似文献
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采用氯盐浸出-提纯-结晶-制备黄丹工艺处理分银渣,基于田口方法确定氯盐浸出铅的优化条件,得到工艺参数中影响铅浸出率的主次顺序为: NaCl用量>液固比>温度>CaCl2用量/理论量。NaCl用量对铅浸出率的贡献率最大,贡献率达到61.82%,是分银渣浸铅过程最重要的工艺参数; 液固比为较重要因素,贡献率为31.27%; 温度和CaCl2用量/理论量对铅浸出率的贡献率分别为4.95%和1.96%。从分银渣中浸出铅的最优条件为: NaCl用量350 g/L、CaCl2用量/理论量0.5、温度90 ℃、液固比10∶1,在优化条件下进行3次验证性实验,铅浸出率分别为94.89%、94.75%和95.11%,数值分布稳定,浸出率较高。采用该工艺制备的黄丹纯度为99.12%,产品达到GB 3677-83二级品质量标准。 相似文献
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为了提高钒钛铁精矿中V2O5的综合利用率,采用正交实验法,对其进行了钛白废酸直接浸出和焙烧-浸出实验。直接浸出实验结果表明,对V2O5浸出率影响最大的因素是液固比,影响最小的是废酸浓度;在浸出温度为90℃,浸出时间90 min,液固比为5和废酸浓度为20%时,钒钛铁精矿中V2O5的浸出率较高,其值为71.05%。焙烧-浸出实验结果表明,对钒浸出率影响程度由大到小分别是焙烧温度、碳酸钾配比、碳酸钠配比和焙烧时间;在焙烧温度为1000℃,焙烧时间1 h,碳酸钠配比为5%和碳酸钾配比为10%时,V2O5的浸出率可达84.48%。 相似文献
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采用深度还原技术处理高磷鲕状赤铁矿可以取得良好的技术经济指标,但添加剂(如CaO和Na2CO3)在深度还原过程中的作用仍需深入研究。以鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿石为原料,考察还原温度、还原时间、碳氧摩尔比对还原指标的影响。结果表明,适宜的深度还原条件为还原温度1 523 K、还原时间30 min、碳氧摩尔比2.0,获得的还原物料铁金属化率为86.21%,还原物料经磁选获得的磁选精矿铁品位为91.69%、回收率为92.23%。在最佳还原条件下分别以CaO和Na2CO3为添加剂进行深度还原试验,采用化学成分分析和X射线衍射(XRD)探究了CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选指标、脱磷效果和物相转变的影响。结果表明,添加CaO和Na2CO3均可抑制深度还原过程中铁橄榄石的生成,有效降低精矿中磷含量,提高铁回收率;CaO可与物料中的SiO2和Al2O3反应生成硅灰石和钙铝黄长石等高熔点硅酸盐,不利于铁品位的提高;Na2CO3可与物料中的SiO2和Al2O3反应生成钠长石等低熔点硅酸盐,有利于铁品位的提高。 相似文献
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通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO3品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO3品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。 相似文献
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江西某白钨矿矿石中主要有价元素为钨,钨主要以白钨矿形式存在。现场原采用重选工艺回收,生产指标不理想。为提高白钨矿分选指标,进行了系统的选矿试验研究。结果表明,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占65%条件下浮选脱硫后,以NaOH+Na2CO3为调整剂、Na2SiO3+GS为抑制剂、731氧化石蜡皂+YK为捕收剂,采用1粗2精2扫预精选—预精选精矿浓缩后经1粗4精2扫—1次2次精选尾矿合并精扫选—精矿返回2次精精选、尾矿返回1次精扫选的工艺流程,获得了WO3品位66.71%、回收率72.91%的钨精矿。根据试验结果对现场工艺进行改造优化后,现场生产获得了WO3品位62.29%、回收率74.21%的钨精矿,较原工艺流程WO3品位和回收率分别提高了10.10和18.86个百分点,钨精矿中硫含量从1.53%降至0.21%,优越性明显。 相似文献