石煤型低品位钒矿提钒试验

该矿样中含V_2O_50.506%,全碳36.56%,属于低品位钒石煤矿,其发热量13.27 MJ/kg,可利用其燃烧热能进行焙烧。对焙烧温度、焙烧时间、矿物粒度、浸出时间、浸出温度、浸出酸度、助浸剂选择等进行详细试验研究,最终确定采用空白焙烧-烧渣添加助浸剂-酸浸工艺流程,V_2O_5的浸出率70.41%。     

熔融钒渣钙化及酸浸过程动力学研究

针对现有转炉钒渣钙化工艺中存在流程长和能耗高的弊端,本研究直接利用转炉中熔融钒渣的热量,在分离出半钢后,向熔融钒渣中加入氧化钙,使含钒物相发生钙化转型生成易溶于酸的钒酸钙。熔融钒渣可能发生的化学反应的热力学结果由Factsage8.1软件计算得到。研究过程中采用XRF、ICP、XRD和SEM/EDS等技术进行表征。XRD结果表明,随着CaO添加量的增加,熔融钒渣中逐渐形成CaV₂O₅、Ca₇V₄O₁₇、CaVO₃和Ca₃V₂O₈。当CaO添加过多后,也会形成Ca₂SiO₄和CaTiO₃,这些物相会包裹部分钒,降低钒的浸出率。而后对钙化钒渣进行了酸浸提钒试验,考察了钒渣粒度、浸出温度、酸浓度和液固比对钒浸出率的影响,动力学计算结果可知酸浸过程的表观活化能为11.56 kJ.mol_-1^,表明钙化钒渣的酸浸反应为内扩散控制。     

ZnFe2O4的制备及其酸溶特性研究*

本文对分析纯的ZnO和Fe₂O₃超声波分散25min后烘干,高能球磨预处理5h,采用恒温焙烧法制备非纳米ZnFe₂O₄,对铁酸锌产品进行粒度分析、XRD分析及SEM分析,研究焙烧温度对产品的粒度特征、结晶状况、微观形貌的影响。所制铁酸锌产品经机械活化后进行微波焙烧处理,并对其进行孔径和比表面积分析。利用插值法和响应曲面法对微波处理后产品的硫酸浸出实验数据进行分析,研究始酸浓度、浸出温度对铁酸锌酸溶特性的单因素影响及交互作用影响。     

从废催化剂中回收钒和钼的实验研究

针对一种含钒、钼的废催化剂,进行了碱式焙烧-水浸的实验研究。研究结果表明,碱式焙烧-水浸的最优条件为：焙烧温度700°C、碳酸钠添加量40%、焙烧时间120 min、浸出温度90°C、固液比0.20 g.mL_-1、浸出时间90 min和搅拌速度400 r.min_-1。进行三种不同方法的对比实验研究：碱式焙烧-水浸工艺；氧化焙烧-碱浸工艺；常压碱浸工艺。处理含钒、钼的废催化剂,最佳的工艺为碱式焙烧-水浸工艺,此时,钒和钼的浸出率分别可以达到97.61%和97.33%。     

湖北省某石煤钒矿的提钒工艺

针对湖北省某石煤钒矿,通过单因素条件试验确定"空白氧化焙烧-硫酸浸出提钒工艺"的较佳工艺参数。试验结果表明,在焙烧温度为700℃,焙烧时间1 h,硫酸用量为30%,助浸剂A用量为3%,矿物粒度-74μm 95%,浸出温度为85℃、浸出时间为2.5 h、液固比为1.5∶1的条件下,钒的浸出率可达96.30%。     

助浸剂对攀钢钒尾渣酸浸提钒的影响

以攀钢钒渣提钒尾渣为原料，采用硫酸+助浸剂体系进行了浸出提钒试验研究。结果表明：硫酸和助浸剂C混合浸出可以更好地打开对钒的包裹，促进H+的反应和钒的浸出，在助浸剂C用量4%，硫酸体积浓度15%，液固比1.5 mL/g，浸出温度90 ℃、浸出时间2 h条件下，钒的浸出率可达73%，跟直接酸浸相比，钒浸出率提高了18个百分点，达到了较理想的浸出效果。     

助浸剂CX对石煤酸浸提钒效果的影响

以湖北某地含钒石煤为研究对象，对采用硫酸直接酸浸和添加助浸剂CX的硫酸酸浸模式进行了详细的对比研究。试验结果表明，助浸剂CX的加入可明显改善钒的浸出效果，缩短反应时间2 h，降低反应温度、H₂SO₄的用量和反应成本；在CX用量为原矿质量的5%、硫酸浓度为20%、浸出温度为90 ℃、浸出时间为4 h情况下，钒的浸出率可达90%，比不加助浸剂的情况下高出18.74个百分点。     

高砷低品位金矿的提金实验研究

研究了高砷低品位金矿采用焙烧预处理进行氰化提金的工艺。以CaCO3作为焙烧固定剂,Pb(NO3)2作为助浸剂,最佳实验条件为:磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90%,焙烧时间4 h,CaCO3用量为矿量的2%,焙烧温度650℃;助浸剂Pb(NO3)2用量200 g/t,预处理4 h,NaCN用量1.2 kg/t,浸出时间22 h,浸出温度20℃,pH=11,液固比2.5,搅拌速度900 r/min,此条件下金的浸出率达到80.67%。     

湖北某石煤湿法浸钒试验

湖北某石煤矿中钒主要赋存于铝硅酸盐矿物中，单独使用硫酸浸出，钒的浸出率只有30%左右。考察了单独添加助浸剂A或B以及同时添加这2种助浸剂对钒浸出率的影响。结果表明，分别添加助浸剂A或B时，钒的浸出率均有所提高；在硫酸浓度为30%，矿石粒度为-0.178 mm，浸出温度为90 ℃，浸出时间为8 h，液固比为1∶1，助浸剂A添加量为4%、B添加量为2%的条件下，钒的浸出率可达到88.5%，为实现该矿石的全湿法提钒提供了技术保证。     

具有高效光催化析氢和污染物降解性能的三维多孔V2O5/g-C3N4制备

面对能源日益短缺和水环境污染问题,开发高性能催化剂用于光催化析氢和污染物降解具有重要意义。采用热聚合法制备复合催化剂V₂O₅/g-C₃N₄,测试结果表明该复合催化剂具备稳定的三维多孔结构,比表面积大,表面活性位点多。V₂O₅负载可以增强g-C₃N₄的光吸收能力,促进光生电荷的分离转移,进而提高其光催化活性。在可见光照射下V₂O₅/g-C₃N₄具有优异的产氢活性和较高的光催化降解RhB性能,其析氢活性为1.38 mmol?g^-1?h^-1,降解RhB性能为96.85%。通过活性粒子捕获实验探究了催化过程中RhB的降解机制,结果表明在RhB的光催化降解过程中超氧自由基起着至关重要的作用。该研究对制备高活性的可见光响应催化剂具有指导意义。     

新疆某砂岩铀矿CO_2+O_2加压滚瓶浸出试验研究

根据CO_2+O_2地浸采铀工艺技术特点,选取新疆某铀矿山取得的砂岩岩芯铀矿石,自行设计了CO_2+O_2加压滚瓶浸出试验装置,并进行了室内CO_2+O_2加压滚瓶浸出试验。结果表明,当CO_2+O_2总压为2.0 MPa,液固比10:1时,金属铀浸出率达到70%,采用多级浸出和后期加氧化剂强化浸出,铀浸出率达90%以上。说明该矿床铀矿石适合CO_2+O_2浸出工艺,试验结果可为CO_2+O_2现场浸出试验和工程设计提供依据和指导。     

鄂西某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧及浸出除磷试验

针对鄂西某高磷鲕状赤铁矿(铁品位43.50%),在实验室条件下采用磁化焙烧—磁选工艺获取铁精矿,并对该铁精矿进行酸浸、生物浸出除磷试验。研究结果表明,在焙烧温度850℃,焙烧时间25min,还原剂用量为矿石质量的5%,磨矿时间4min,磁场强度120kA/m条件下,得到铁精矿铁品位为54.92%,铁回收率为86.78%,P含量为0.83%;酸浸试验中矿浆浓度2%,分别用0.1mol/L的H2SO4,HNO3,HCl,草酸(C2H2O4),柠檬酸(C6H8O7)除磷,其中H2SO4除磷提铁效果最佳,铁精矿品位为57.98%,回收率为96.47%,除磷率为95.30%;生物浸出试验中矿浆浓度2%,用嗜酸氧化亚铁硫杆菌(At.f菌)对铁精矿作用后,磷含量为0.23%,用黑曲霉菌滤液对铁精矿作用后,磷含量为0.20%。     

石煤矿硫酸浸出提取钒的研究

主要针对我国特有的钒矿资源——石煤进行了浸出性能的研究。通过对熟化硫酸用量、熟化温度、熟化时间、浸出时间、浸出温度等因素的研究,提出了硫酸熟化—浸出法从石煤中浸出钒的新工艺,浸出率可达94%。这对石煤提钒实际生产过程具有重要的意义。     

石煤提钒流化床焙烧条件优化

针对现有石煤焙烧工艺的焙烧效果差、环境污染严重的问题,提出流化床两段石煤焙烧工艺,利用实验室流化床反应器研究了氧化焙烧、复合盐焙烧、添加剂与石煤的混合方式等对石煤流化床焙烧的钒浸出率的影响规律,比较了静态焙烧和流态化焙烧效果的差异,并对Ca O的固氯作用进行了考察。结果表明:流态化焙烧缩短了焙烧时间,降低了达到最大钒浸出率所需的反应温度;对比不同的石煤和添加剂的混合方式发现,与简单的物理混合法相比浸渍法不仅能提高钒的浸出率、缩短焙烧时间,而且能降低添加剂的使用量,具有明显的优势。在焙烧过程中加入Ca O明显减少了生成气体中的Cl含量,并进一步提高钒的浸出率。综合分析表明,采用浸渍法混合石煤与添加剂时,流化床焙烧的最佳实验条件为:焙烧时间45 min,添加剂用量6%,Ca O用量6%,此时的V2O5浸出率达到85.2%。     

植物浸取剂浸取离子型稀土矿的试验探索

开展植物浸取剂浸取离子型稀土矿中稀土试验,探索了植物浸取剂的浸取机理、适应性、环保性及浸取性能。结果表明,植物浸取剂浸取离子型稀土矿中稀土的浸取机理为离子交换。在液固质量比1:2,浸取剂滴加速度20 ml/min条件下,用浓度为2.0%植物浸取剂水溶液浸取5种离子型稀土矿中稀土,浸取率最高为98.97%,最低为95.65%；浸取剂、浸取液及上清液的pH值等14项环保指标值均低于GB26451-2011限值；浸取渣的pH值等9项环保指标均低于GB15618-1995限值,pH值、有机质含量高于原矿。在液固比1:2,浸取剂滴加速度20 ml/min条件下,分别以2%植物浸取剂水溶液和2%硫酸铵水溶液浸取离子型稀土矿中稀土,植物浸取剂水溶液的浸取率为97.86%,高于硫酸铵的96.75%,出峰时间30 min,峰值浓度8 g/L以上,无拖尾现象。     

超滤法去除铀矿山碱性浸出液有机质的试验研究

铀矿山采用CO2+O2原地浸出过程中,碱性浸出液中的有机质会使离子交换树脂污染和板结,降低树脂处理效率,影响后续操作步骤。经过去除有机质方法筛选,选择超滤法作为去除内蒙古某铀矿山浸出液中有机质的处理方法。利用超滤装置对浸出液中的有机质进行了去除试验,并与未处理过程进行了对比。试验结果表明,超滤装置能够降低袋滤原液的化学需氧量(COD)和总有机碳(TOC)含量,有效去除浸出液中的有机质,减少树脂的污染。经过5次吸附淋洗循环之后,树脂床层未出现板结和流量降低,超滤处理提高了吸附操作的连续性和稳定性。后续可对超滤设备的运行条件和周期开展更多的试验工作。     

Innovative technology for processing saprolitic laterite ores by hydrochloric acid atmospheric pressure leaching

An innovative technology for processing saprolitic laterite ores from the Philippines by hydrochloric acid atmospheric leaching and spray hydrolysis is proposed. The factors that affect the hydrochloric acid atmospheric leaching of the laterite ores and spray hydrolysis of the atmospheric acid leach solution are investigated. Experimental results show that the leaching of Ni, Fe, and Mg is 98.9 wt%, 97.8 wt%, and 80.9 wt%, respectively, under optimal acid leaching conditions. The hydrolysis of Ni and Fe by the atmospheric acid leach solution approaches 100 wt% at the temperature range of 450–500 °C. Characterization results show that a serpentine mineral, nominally Mg₃Si₂O₅(OH)₄, is the major component and goethite, FeO(OH), is the minor one in the laterite ores. Treatment by hydrochloric acid atmospheric leaching breaks the mineral lattices of the laterite ores and makes amorphous silica the primary product in the atmospheric acid leach residue. The grade of Ni in the hydrolyzate increases to 4.55%. The hydrolyzate with high Ni content can be utilized for ferro-nickel production.