石煤钒矿全湿法提钒技术中沉钒工艺研究

以钒反萃取液(主要成分五氧化二钒浓度99.30 g/L, 铁浓度3.15 g/L)为原料, 研究了钒反萃取液酸度、沉钒pH值、溶液电位等条件对沉钒率和产品五氧化二钒质量的影响。试验结果表明: 针对含铁较高的上述钒反萃取液, 为了获取优质五氧化二钒产品, 沉钒分二段进行。第一段沉钒是先用硫酸调整钒反萃液酸度为1.5 mol/L, 60 ℃水浴下加氯酸钠, 控制溶液电位为1 000 mV, 用15%的氨水调pH值在0.5以内, 90 ℃下搅拌1 h, 该段沉钒率为85%, 其产品五氧化二钒含量达99%以上, 铁含量在0.3%以下。第二段沉钒是将上述滤液接着用氨水调pH值至2.0并于90 ℃下搅拌1 h, 两段总沉钒率达99%, 第二段沉钒产品铁含量达1.5%, 需后处理, 经30%氢氧化钠溶液除铁后再次沉钒, 其产品五氧化二钒含量达99%以上, 铁含量在0.1%以下。     

内蒙古某难选赤铁矿石直接还原-弱磁选试验

以山东某地产烟煤为还原剂、QM为助还原剂,对内蒙古某难选赤铁矿石进行直接还原-两段阶段磨矿、阶段弱磁选试验,在还原剂和助还原剂与矿石的质量比分别为40%和30%、直接还原温度为1 200 ℃、直接还原时间为3 h、两段磨矿细度分别为-0.074 mm占70.63%和-0.043 mm占90.48%、两段弱磁选磁场强度均为110 kA/m的条件下,获得了铁品位和铁回收率分别为91.74%和91.46%的粉末铁产品,从而为该铁矿石的开发利用提供了备选技术方案。     

东鞍山铁矿混磁精矿悬浮焙烧—弱磁选试验研究

磁化焙烧技术是处理难选铁矿资源典型、有效的方法。采用实验室间歇式悬浮焙烧炉,以高纯N2和H2的混合气体作为还原气体,在气体流量为8 m3/h、H2浓度为30%、焙烧温度为650℃、焙烧时间为8 s条件下,对东鞍山铁矿铁品位为43.92%为的混磁精矿进行悬浮焙烧,焙烧产品磨细至-0.038 mm占85%,在磁场强度为80 k A/m条件下弱磁选,获得了铁品位为65.48%、回收率为88.26%的精矿。为我国含碳酸盐铁矿资源的高效利用提供了新途径。     

铁红制取还原铁粉试验

为考察将铁品位68.08%的铁红制备成高附加值的粉末冶金用还原铁粉的可行性,在对铁红进行性质分析的基础上,采用氧化焙烧—筛分—氢气还原—解碎—筛分工艺进行试验。结果表明:铁红主要成分为Fe_2O_3,主要杂质SiO_2含量为0.20%,MnO含量为0.17%,Cl含量为0.447%,盐酸不溶物为0.24%;铁红中石英杂质含量少,粒度细,部分与铁颗粒形成固溶体;在焙烧温度850℃,焙烧时间2.5 h条件下氧化焙烧,焙烧产品在氢气还原粒度-150μm,还原温度950℃,还原时间90 min,氢气流量2.0 L/min,还原产物筛分筛孔尺寸为0.050 mm条件下,最终获得还原铁粉产率40.59%、铁品位98.59%、回收率58.78%的指标。还原产品的物理、化学及工艺性能指标达到粉末冶金用还原铁粉企业标准之DTFHY300牌号的要求。     

反应烧结法制备Al2O3-CaO-SiO2-MgO系复合材料

本文研究了利用本钢南芬铁尾矿粉通过反应烧结法制备Al2O3-CaO-SiO2-MgO系复合材料的工艺方案。结果表明,通过合理的成分调整后控制熔制温度1500℃保温1h后水淬液态试样,将水淬后试样磨细后制得的粉末压制成型后放入高温电炉中升温至750℃温度条件下核化1h后在860℃温度条件下晶化1h可制备出相主体组成为透辉石和硅灰石、性能优良的Al2O3-CaO-SiO2-MgO系微晶玻璃复合材料产品。     

烧结法制备Al_2O_3-CaO-SiO_2-MgO系复合材料

研究了利用本钢南芬铁尾矿粉通过反应烧结法制备Al_2O_3-CaO-SiO_2-MgO系复合材料的工艺方案。结果表明,通过合理的成分调整后控制熔制温度1500℃保温1h后的水淬液态试样,磨细后制得的粉末压制成型后放入高温电炉中升温至750℃核化1h后在860℃条件下晶化1h可制备出相主体组成为透辉石和硅灰石、性能优良的Al_2O_3-CaO-SiO_2-MgO系微晶玻璃复合材料产品。     

某高铁二次铜渣深度还原-磁选试验研究

某二次铜渣铁含量较高,主要以铁橄榄石、磁铁矿等形式存在,难以用传统的选矿方法回收。采用深度还原-磁选工艺对该二次铜渣中铁回收的工艺技术条件进行了探讨,结果表明,在深度还原褐煤用量为20%、氧化钙用量为8.9%、还原温度为1 250 ℃、还原时间为3 h,还原产品磨矿细度为-0.074 mm占70%、弱磁选磁场强度为60.8 kA/m条件下,可获得铁品位为93.64%、回收率为88.08%的优质磁选铁粉,其杂质含量较低,可作为耐候钢的优质原料。     

东鞍山浮选尾矿预富集—磁化焙烧—磁选试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为17.20%,铁主要以赤（褐）铁矿形式存在,分布率达70.17%,磁铁矿含量较少。为高效回收利用该浮选尾矿,采用预富集—磁化焙烧—磁选工艺流程开展系统的试验研究,并对磁化焙烧前后矿样进行XRD、铁物相分析。结果表明：磁选预富集精矿在焙烧温度560 ℃、焙烧时间12 min、充气量0.03 m3/h、CO浓度30%的较优条件下进行磁化焙烧,焙烧产品磨矿至-0.025 mm含量占98%,在磁场强度为104 kA/m的条件下经弱磁选别,可获得精矿铁品位63.02%、铁回收率81.39%的技术指标;预富集精矿通过磁化焙烧,赤（褐）铁的分布率由66.98%减少至2.85%,磁性铁的分布率由13.98%增大至88.36%,表明磁化焙烧能高效地实现弱磁性铁矿物向强磁性铁矿物转化,经磁选可有效回收。     

铜渣中铁铜回收的试验研究

安徽某铜渣有价金属铜以氧化铜形式存在为主,另含11.45%磁性氧化铁,确定首先磁选回收铁,然后对磁选尾矿浸出、萃取、结晶回收铜。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm 80%,磁场强度为234 kA/m,再磨细度为-0.037 mm 90%,磁场强度为93.6 KA/m条件下可获得铁品位61.45%,回收率32.96%的铁精矿,产品达到C60质量标准要求,且大幅降低了铁对后续工艺的干扰;100g磁选尾矿在硫酸用量120 g、双氧水用量20 mL、固液比1:7、温度80℃、搅拌2 h条件下,铜的浸出率达80%,随后浸出液在O/A=1:1,萃取剂含量30%,水相pH值为3,经过3级萃取、反萃和结晶,可获得铜品位24.65%,回收率88.79%的五水硫酸铜,产品纯度高。     

浮选中矿细粒铁物料悬浮焙烧试验研究

探索性采用悬浮焙烧工艺处理东鞍山分步浮选中矿,研究悬浮焙烧处理弱磁性细粒级的铁物料的过程,为低品位细粒级难选铁物料提供理论和实践基础。针对原矿TFe品位为41.70%的分步浮选中矿,试验采用悬浮焙烧—磁选分选的工艺,最终在总气流量为12 m3/h、氢气浓度40%、还原温度600℃以及焙烧时间32 s的条件下进行悬浮焙烧,焙烧熟料细磨到-0.074 mm占95%后进行弱磁选,最终获得TFe品位60.53%、回收率78.68%的磁选铁精矿产品。悬浮焙烧技术处理分步浮选中矿等细粒级难选铁物料方面具有较好的应用前景。     

高纯铝灰碱性焙烧提取铝研究

采用碱性焙烧法提取高纯铝灰中的铝,探讨了焙烧温度、焙烧时间、碱灰比等因素对铝灰中铝浸出率的影响。结果表明,碱性焙烧适宜条件为:焙烧温度600 ℃、焙烧时间60 min、碱灰比1.0,此时得到的焙烧产物物相为NaAlO₂、Al₂O₃,焙烧产物在温度25 ℃、液固比10∶1条件下水浸60 min,铝浸出率为78.95%。     

铝灰制备聚合氯化铝的实验研究

以铝灰为原料,采用水洗-酸浸法制备聚氯化铝。研究结果表明:铝灰水洗后,在盐酸浓度14.8%、液固比4.5∶1、反应温度90 ℃、反应时间0.5 h、搅拌速率200 r/min、聚合温度50 ℃、聚合时间5 h的优化条件下,铝灰水洗渣铝浸出率达73.49%,液体聚合氯化铝产品盐基度46.73%,Al₂O₃含量9.58%,产品质量达到国家标准。     

生物质分离氧化型锰银矿工艺研究

利用生物质(植物副产秸杆、粮食加工副产壳类等)还原浸出锰银矿, 然后再从浸出渣中提取银, 从而实现的锰、银分离。玉米秸杆还原浸锰条件为: 降解糖化液体积与精矿质量比(L/D)为3、秸秆粉95 ℃预降解糖化0.5 h、n(H₂SO₄)/n(Mn)=1.4、秸秆/矿粉质量比为0.275、95 ℃浸出时间5 h, 锰浸出率约92%; 浸锰渣浸银NaCN用量3 kg/t_渣、常温浸银时间3 h时, Ag的浸出率达92.20%。     

钕铁硼废料中稀土的回收

采用焙烧-盐酸浸出工艺回收钕铁硼废料中的稀土。以钕铁硼废料为原料,研究焙烧温度、焙烧时间对废料中铁氧化率的影响;以钕铁硼废料焙烧料为原料回收其中稀土元素,研究了盐酸浓度、浸出时间、浸出温度以及固液比对稀土浸出率的影响。实验结果表明,钕铁硼废料的最佳焙烧条件为: 焙烧温度700 ℃、焙烧时间1.5 h,此时铁氧化率可达99.30%;盐酸浸出焙烧料的最佳条件为: 盐酸浓度4 mol/L、液固比3∶1、浸出温度90 ℃、浸出时间1.5 h,此时稀土浸出率可达98.11%。     

二级逆流浸出废旧锂离子电池正极片中的铝

利用二级逆流的方法浸出废旧锂离子电池正极片中的铝。考察了加料方式、碱浓度、碱分配比、温度对铝浸出率的影响。结果表明,在一级采用先加碱后缓慢加原料的方式,第二级碱浓度为15%,一、二级碱分配量分别占总碱量的40%和60%,一、二级反应时间分别为2 h,外界提供温度为95℃条件下,铝浸出率达98.0%。     

煤矸石酸解制备氢氧化铝的实验研究

以煤矸石为原料,经机械活化、热活化、酸浸提铝,酸浸液利用Fe3+、Al3+水解pH值的差异分离铝铁,制备氢氧化铝。研究了煤矸石预处理条件、酸浓度、反应温度、时间和液固质量比等因素对煤矸石中铝溶出率的影响机理,确定了最佳工艺条件为:粒度80目,焙烧温度750℃,焙烧时间120min,浸取温度95℃,浸取时间4h,液固质量比3,硫酸质量分数40%。此条件下煤矸石中Al2O3的溶出率达到81.8%。     

二次砷碱渣清洁化生产技术工业试验

以锑精炼产生的含砷9%、含锑2%、含碱40%左右的二次砷碱渣为原料, 在液固比为3∶1、90 ℃以上搅拌浸出3 h, 过滤后得到砷锑渣和浸出液。在浸出后液中加入脱锑剂A, 在60 ℃条件下搅拌反应3 h, 过滤后得到锑酸钠。在脱锑后液中通入二氧化碳, 在45 ℃左右搅拌反应3 h, pH值达到中性后, 过滤得到碳酸氢钠; 在95 ℃以上条件下返溶碳酸氢钠, 产出碳酸钠。在脱碱后液中加入试剂B, 在55 ℃左右搅拌反应3 h, 过滤后得到无水砷酸钠; 脱砷后液返回浸出工序。产品锑酸钠中锑含量在40%左右, 碳酸钠中砷含量小于1.5%, 砷酸钠中砷含量在24%以上。二次砷碱渣清洁化生产技术实现了浸出后液中的砷、锑、碱的全分离, 对于环境保护及资源的综合利用具有重要的现实意义。     

高碳镍钼矿的浸出试验研究

采用焙烧原矿-碳酸钠浸出焙砂-硝酸浸出碱浸渣工艺对某高碳镍钼矿进行了钼、镍浸出研究, 并确定了各阶段的主要工艺参数, 原矿在550 ℃下焙烧4 h后, 进行碱浸出, 碱性浸出剂Na₂CO₃用量为8%、液固比为3∶1、40 ℃下浸出2 h后, 再对碱浸渣进行酸浸, 酸性浸出剂HNO₃浓度为35%, 液固比为3∶1, 70 ℃下浸出2 h, Mo的总浸出率达到92.72%, Ni的浸出率达到97.18%。     

某石煤钒矿石焙烧-酸浸试验研究

以V₂O₅含量0.51%的某石煤钒矿石为试验原料,采用焙烧-酸浸工艺对其进行了系统的试验研究。分别考察了焙烧和浸出工艺参数对矿石中V₂O₅浸出率的影响。试验结果显示,在入料粒度-0.074 mm粒级含量占63.80%、焙烧温度800℃、焙烧时间2 h的焙烧条件及浸出温度70℃、H₂SO₄用量（H₂SO₄与浸出试样的质量比）12%、液固比2:1、浸出时间2 h的浸出条件下,V₂O₅的浸出率可达到70.81%。研究结果为该类V₂O₅含量未达到工业品位的石煤钒矿石的开发利用提供了参考。      

难处理金矿热压氧化工艺研究

本试验以国内某超细微难处理金矿为研究对象,开展酸性热压氧化工艺研究;分析了温度因素对硫化矿物氧化、元素迁移和金氰化浸出等的影响。试验结果表明,通过温度变化可影响黄铁矿和砷黄铁矿氧化反应速率,进而对S、Fe和As元素的迁移状态产生影响。反应温度越高黄铁矿和砷黄铁矿氧化越彻底,有利于金的氰化浸出;完全氧化后金的浸出率约为94%。浮选金精矿中的黄铁矿、砷黄铁矿逐渐氧化转变为砷酸铁盐、铁砷硫硅等多元素共沉物质,未发现有碱式硫酸铁或铁矾物相,反应生成的各种沉淀产物对浸出率无显著影响。