石英砂除铁钛杂质的新工艺研究

本文尝试"煅烧—酸浸"提纯新工艺,以去除石英砂中铁、钛杂质。结果表明,其最佳工艺参数为:NaC l添加量2%,煅烧温度820℃,煅烧时间2h,酸液组成18%盐酸+2%氢氟酸,酸浸温度50℃。提纯后的样品中铁含量从66.4×10-6下降到0.8×10-6,钛含量从29.3×10-6下降到5.5×10-6。该工艺除Fe、Ti杂质效果显著,简单易行,具有较好的工业应用前景。     

油酸钠体系下SiO2-3对白云母的抑制机理研究

为研究油酸钠体系下SiO2-3对白云母浮选行为的作用机理,采用浮选溶液化学、ζ 电位、EDS和FTIR等方法对白云母样品进行了表征.结果表明,在矿浆pH值为6、油酸钠浓度为9.20×10-4 mol/L、SiO2-3浓度为3.53×10-5 mol/L的条件下,白云母仅有0.10%的回收率,SiO2-3可明显降低白云母的可浮性.     

脱除黄陵煤泥中铝和铁元素的实验研究

为有效提高黄陵煤泥的硅铝比,并降低铁含量,研究了用盐酸从煤泥中浸出铝和铁的最佳工艺条件。首先根据黄陵煤泥的化学与物相组成特点,确立了煅烧活化,利用盐酸脱出铝铁的基本技术路线。通过单因素实验确定了煅烧和酸浸反应的最佳工艺条件为：煅烧温度800℃,煅烧时间2 h,酸浸盐酸浓度6 mol/L,液固比10∶1（mL/g）,酸浸温度100℃。经最佳条件反应后,铝和铁浸出率分别为83.06%和90.20%,泥渣中SiO2含量由52.58%提高到73.32%,Al2O3含量由19.67%降低到8.49%,Fe2O3含量由5.99%降低到1.06%,SiO2与Al2O3摩尔比由4.87提高到15.73。     

废旧三元锂电池回收中间产物铝渣的资源化研究

采用氢氧化钠碱浸-碳分工艺处理废旧电池回收中间产物——铝渣, 实现了废渣中的镍钴锰与铝分离并分步回收。结果表明, 在反应温度200 ℃、氢氧化钠浓度6 mol/L、苛性比为5、碱浸5 h条件下, 碱浸液中铝浸出率可达97.70%, 镍钴锰浸出率小于0.23%; 碱浸渣经浸出-除杂-萃取后, 得到Ni、Co、Mn含量均大于100 g/L, Fe、Al含量均小于0.001 g/L的纯净硫酸镍、硫酸钴、硫酸锰溶液, 从而实现废旧三元锂电池中铝与镍钴锰的资源化高效回收利用。     

粉煤灰烧结料盐酸浸出铝铁工艺研究

对粉煤灰烧结料盐酸浸出提取铝铁的条件进行研究,分别采用正交试验与单因素试验考察了浸出温度、浸出时间、浸出酸浓度、液固比对烧结料中铝、铁的酸浸率的影响.结果表明,最佳浸出工艺条件为:在浸出温度为100"C、浸出时间为2h、浸出酸浓度6mol/L、液固比为4:1时,粉煤灰铝铁浸出率可达到96.92%.表明该工艺从粉煤灰烧结料中提取铝铁具有较好的效果.     

湖北某石英矿提纯试验研究

湖北某地发现大量SiO2含量为98.86%的石英矿,为得到优质的石英产品,进行了选矿提纯试验。首先将试样筛分为+0.6 mm、0.1～0.6 mm、-0.1 mm 3个粒级。-0.1 mm粒级作为尾矿直接抛弃;0.1～0.6 mm粒级采用磁选—浮选—酸浸工艺流程进行试验,首先经高梯度强磁选除铁,非磁性产品以草酸为抑制剂、十二胺为捕收剂,经1粗1精反浮选去除云母,浮选精矿以盐酸和硫酸的混合酸为浸出剂,在酸浸温度为60℃、酸浸时间为6 h条件下酸浸提纯后,获得SiO2含量为99.79%、杂质Fe2O3含量为73.70×10-6、白度为90.93%的石英砂,既可以作为光伏玻璃石英砂,也可以作为石英板材;+0.6 mm粒级酸浸后再经色选,可以得到SiO2含量为99.85%、杂质Fe2O3含量为62.65×10-6的石英砂,达到石英板材质量要求。     

碱酸法制备高纯石墨试验研究

以黑龙江某地细鳞片石墨浮选精矿为原料进行碱酸法提纯试验,探讨了碱酸法提纯的最佳工艺条件。研究表明:在NaOH用量3.0 g（碱固比0.6:1）、焙烧温度750℃、焙烧时间40 min、浸出水用量50 mL、酸浸HCl浓度1.0 mol/L、用量40 mL、酸浸时间40 min的条件下,通过碱熔焙烧-水浸出-酸浸的工艺可将石墨固定碳含量由95.89%提升至99.94%。随着反应的进行以及物相的变化,杂质最终演变成可溶性物质,以洗涤的方式被去除;水浸出过程中保持弱碱性环境,有利于硅酸钠的溶解。      

赤泥中硫酸选择性浸出铁、钪及动力学研究

以硫酸为浸出剂,进行了酸浸初步分离铁、钪的研究,考察了反应时间、反应温度、液固比、硫酸浓度等对浸出率的影响。结果表明,在40 ℃、液固比10∶1、硫酸浓度10 mol/L条件下浸出30 min,铁、钪浸出率分别为11.32%、58.41%。酸浸铁、钪的动力学研究结果表明,赤泥酸浸铁的过程符合未反应收缩核模型,受化学反应控制,其表观活化能为41.79 kJ/mol;而赤泥酸浸钪的过程符合多相液固区域反应动力学特征,受扩散控制,其表观活化能为6.72 kJ/mol。     

墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究

墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物（黄铜矿）,其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H₂SO₄浓度为1 mol/L,液固比为3,室温（15 ℃）下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。     

阴离子捕收剂浮选一水硬铝石溶液化学机理

利用激光动电位测定一水硬铝石的等电点为pH =6 2。用阴离子捕收剂十二烷基磺酸钠和油酸钠浮选一水硬铝石 ,十二烷基磺酸钠与一水硬铝石以静电作用为主 ,并发生半胶束吸附 ,最佳浮选范围为pH <6 2 ;而油酸钠浮选一水硬铝石时为化学吸附 ,当油酸钠浓度为 1× 10 - 4 mol L时 ,一水硬铝石最佳浮选范围为pH =5～ 9。溶液化学计算得到的油酸钠浮选一水硬铝石的pH值上限和下限与试验结果一致。红外光谱分析证明油酸钠在一水硬铝石表面发生了化学吸附     

微细粒石英对萤石浮选特性的影响研究

通过萤石和石英的纯矿物浮选试验、二者质量比为1∶1的人工混合矿浮选试验、表面电位分析和药剂吸附量测定,系统地研究了油酸钠浮选体系中微细粒石英对萤石浮选效果的影响。结果表明,在pH=6时,石英颗粒表面荷负电,萤石颗粒表面荷正电,二者易发生异相凝聚,降低油酸钠在萤石颗粒表面的吸附,造成浮选指标下降;氟硅酸钠能够有效抑制石英;六偏磷酸钠通过调节矿物表面电位,可改善萤石-石英体系分散程度,提高浮选指标。萤石与石英的人工混合矿矿浆在六偏磷酸钠、氟硅酸钠和油酸钠浓度分别为3×10~(-5)、2×10~(-5)和6×10~(-5)mol/L时,浮选精矿萤石品位达97.10%、回收率为60.80%。     

铝离子对油酸钠浮选石英的影响及作用机理

为了揭示铝离子对油酸钠浮选石英的影响,并探讨影响机理,以0.038～0.074 mm的石英纯矿物为研究对象,进行了油酸钠浮选石英试验,并从Zeta、溶液化学和红外光谱分析角度对影响机理进行了分析。结果表明：①在无Al³⁺活化的情况下,油酸钠对石英没有捕收能力;Al³⁺过量会消耗油酸钠,进而影响对石英的捕收。②在有Al³⁺活化的情况下,油酸钠适宜在偏碱性矿浆中捕收石英,提高油酸钠的用量有利于石英浮选回收率的提高。③在矿浆pH=8,Al³⁺浓度为3×10^-4 mol/L,油酸钠浓度为6.25×10^-4 mol/L情况下,石英的浮选回收率可达93.4%。④未加入Al³⁺时石英在pH=2.0～12.0时表面带负电,因而阴离子捕收剂油酸钠不能使石英上浮;Al³⁺的活化使石英表面的Zeta电位明显上升,大约在pH=3.8～9.2时石英表面的Zeta电位为正值,石英表面吸附的Al³⁺成为石英吸附油酸钠的活性点,从而提高了石英的可浮性。⑤石英浮选回收率较高时溶液中Al³⁺主要赋存状态是Al(OH)_3（S）,铝离子羟基络合物的含量很低,说明Al(OH)₃沉淀是活化石英的主要成分。⑥石英+油酸钠的红外光谱曲线与石英的红外光谱曲线相似,只是吸收峰的强度有所减弱,出现的也仅为Si-O键的特征峰。石英+Al³⁺+油酸钠的红外光谱曲线上新出现了-CH₂-的伸缩振动吸收峰和弯曲振动吸收峰,以及-CH₃和-C=O-的伸缩振动吸收峰,这些都是油酸根的特征峰,说明油酸根在石英表面发生了吸附。     

酸浸-浮选法分离废旧锂电池正极片中铝箔和正极物料的研究

采用酸浸-浮选法分离废旧锂离子电池正极片中铝箔和正极物料,分别考察了酸浸、浮选条件对分离效果的影响。实验结果表明:在酸浸条件为硫酸浓度1.5 mol/L、液固比20∶1、搅拌速度300 r/min、温度65 ℃下搅拌18 min时,铝箔和正极物料可以彻底分离,铝箔溶损率仅为1.9%; 剥离后的铝箔与正极物料在浮选条件为起泡剂用量2.4 mg/g、浆液质量浓度5.0%、pH值6.0、浮选槽搅拌速度1200 r/min、浮选时间8 min时,铝箔回收率高达98%,回收的铝箔纯度达到99%。     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

对云南某铜选厂浮选铜精矿进行了加压酸浸工艺研究, 确定其较佳工艺条件为: 硫酸初始浓度1.5 mol/L, 磨矿粒度-0.037 mm粒级占89%, 氧分压2 MPa, 浸取时间5 h, 浸取温度156 ℃, 表面活性剂木质素磺酸钠用量2.5 g/kg。在该工艺条件下, 铜精矿浸出率为79.15%。采用新型浸出剂ZK05, 铜精矿中铜的浸出率达到98%以上, 硫则通过浮选回收, 回收率约为60%。     

明矾石精矿焙烧—酸浸提取K和Al

福建紫金山选铜尾矿浮选得到的明矾石精矿主要化学组成为Al2O3、Si O2、K2O和SO3,主要矿物组成是明矾石、石英、地开石。为从该明矾石精矿中提取有价元素Al、K,进行了焙烧—浸出试验。结果表明:明矾石精矿在600℃焙烧1 h,焙烧产品在硫酸浓度为60 g/L、浸出温度为80℃、液固比为6、浸出时间为0.5 h条件下搅拌浸出,K的浸出率为98.47%,Al的浸出率为94.35%;浸出后浸渣的主要化学成分是二氧化硅和氧化铝,二者含量合计达到90.44%,可作为建筑原料。试验结果可以为酸法综合利用明矾石精矿提供技术指导。     

Mg2+对油酸钠捕收石英的活化机理研究

石英矿物中常伴生有Mg²⁺,为了解Mg²⁺对油酸钠浮选石英的影响,进行了石英纯矿物浮选试验,并采用Zeta电位测试、溶液化学计算和红外光谱分析方法对Mg²⁺活化石英的机理进行了研究。结果表明：①在没有Mg²⁺存在的情况下,油酸钠对石英没有捕收能力;当矿浆pH=10.5,Mg²⁺浓度为3.75×10^-4 mol/L,油酸钠浓度为6.25×10^-4 mol/L时,石英的浮选回收率可达92.40％。②Zeta电位分析表明,吸附在石英表面的Mg2+是油酸钠吸附的活性位点,因而Mg²⁺对油酸钠浮选石英有活化作用。③溶液化学分析表明,Mg²⁺活化石英的有效成分为MgOH⁺。④红外光谱分析表明,有Mg²⁺存在的情况下,油酸钠才能吸附到石英颗粒表面。     

优质石英岩作为高纯石英原料的提纯试验研究

采用阴极发光显微镜、ICP-OES和SEM-EDS等分析测试手段研究了花脖湾石英岩的矿石性质,以解离并去除白云母为提纯目标进行了浮选和酸浸条件优化试验。结果表明:花脖湾石英岩质地纯净,w(SiO_2)高达99.00%,白云母是主要脉石矿物,优化试验确定的浮选条件为:矿浆pH值2.5,DDA用量140g/t;酸浸条件为:混合酸质量分数30%,温度55℃,时间120min。在超声波辅助作用下提纯获得的细粒级(0.110~0.074mm)石英砂9种杂质元素总含量降低至66.65×10-6,w(SiO_2)达到99.99%。花脖湾石英岩矿经试验证实为一种石英岩型高纯石英原料,作为高纯石英资源应用前景广阔。     

高砷金精矿硫代硫酸盐浸出试验研究

以某高砷金矿经两次粗选—两次精选—四次扫选选别得到的含金24.6g/t的金精矿为原料,采用响应曲面法对该金精矿硫代硫酸盐浸出过程进行优化分析,同时探索了S_2O_3~(2-)、NH_4~+和Cu~(2+)浓度等因素对浸出效果的影响。结果表明,浸出溶液中的S_2O_3~(2-)、NH_4~+和Cu~(2+)浓度对金浸出率的影响程度依次是[S_2O_3~(2-)]>[Cu~(2+)]>[NH_4~+]。在浸出时间4h、浸出温度40℃、矿浆pH值10、搅拌速度300r/min、硫代硫酸钠浓度0.5mol/L、硫酸铵浓度1.0mol/L、铜离子浓度为0.035mol/L条件下可获得最佳的浸出效果,最佳金浸出率为90.28%,可实现该高砷金精矿中金元素的有效回收。研究结果可为解决该类型浮选金精矿浸出方案和高砷金精矿硫代硫酸盐浸金工艺提供参考。     

刚果(金)复杂铜钴合金两段浸出工艺研究

采用一段直接酸浸出-二段氧化酸浸工艺从复杂铜钴合金中浸出钴、铜、铁,考察了浸出工艺条件对铜、钴、铁浸出率的影响。结果表明,一段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度85 ℃,硫酸初始浓度1.8 mol/L,搅拌转速 300 r/min,浸出时间2 h;二段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度90 ℃,硫酸初始浓度4.0 mol/L,搅拌转速350 r/min,氯酸钠用量20%,浸出时间6 h。在此条件下,钴、铜、铁的总浸出率达96.99%、99.56%和98.16%。