基于低温碱性熔炼技术的熔体物化性质研究

基于有色金属资源的低温碱性熔炼技术, 采用半球点法、旋转柱体法、阿基米德法和拉筒法, 分别测定了NaOH体系、NaOH-Na₂CO₃体系和NaOH-Na₂CO₃-Na₂SO₄体系的熔化温度和高温密度、熔体的粘度和表面张力, 并研究了不同碱组分含量对各体系物化性质的影响。结果表明, 体系的熔化温度、粘度、表面张力和密度均随着Na₂CO₃和Na₂SO₄含量增加而增大, 三个体系的熔化温度、粘度、表面张力和高温密度的大小顺序为: NaOH-Na₂CO₃-Na₂SO₄体系>NaOH-Na₂CO₃体系>NaOH体系。     

高磷鲕状铁矿氧化球气基还原-磁选提铁降磷研究

以某高磷鲕状铁矿氧化球为试样，研究了气基还原-磁选生产粉末还原铁工艺。以CaCO₃为脱磷剂时，考察了还原气体总流量、还原温度以及还原时间对提铁降磷的影响，发现调整上述条件，均不能获得合格的粉末还原铁; 以Na₂CO₃为脱磷剂时，考察了还原温度以及Na₂CO₃用量对提铁降磷的影响，结果表明，在Na₂CO₃用量15%、H₂与CO流量分别为3.75 L/min和1.25 L/min、1 100 ℃下还原180 min，获得了铁品位96.55%、铁回收率94.99%、磷含量0.08%的优质粉末还原铁。     

Na2CO3-CaO协同浸出钨冶炼除磷渣中钼和钨

采用Na₂CO₃-CaO协同浸出除磷渣中钼和钨,考察了Na₂CO₃用量、CaO用量、浸出温度、浸出时间、液固比、搅拌速度对Mo、WO₃、P浸出率的影响。结果表明,采用Na₂CO₃-CaO协同浸出,Mo和WO₃浸出率得到显著提高,同时抑制了P的浸出。协同浸出优化条件为:Na₂CO₃用量为理论用量的4倍、CaO用量为理论用量的4.5倍、浸出温度190 ℃、浸出时间2.5 h、液固比3/1、搅拌速度80 r/min,此条件下Mo、WO₃、P浸出率分别为98.59%、98.26%、0.43%,浸出渣中Mo、WO₃、P含量分别为0.11%、0.16%、10.58%。CaO的引入,提高了浸出环境碱度、抑制了CO₃^2-水解,提高了Mo和WO₃浸出率,同时与P形成稳定的Ca₃(PO₄)₂,抑制P的浸出。     

石煤钒矿焙烧试验研究

考查了焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及添加量等因素对钒浸出率的影响。结果表明,焙烧温度和焙烧时间对钒浸出率影响较大,最佳的焙烧条件为800 ℃、3 h;添加NaCl或Na₂CO₃均能显著提高钒浸出率,添加2% Na₂CO₃+1% 氧化剂H-1,可使钒浸出率提高23.21个百分点,达到84.45%。     

含铅固废还原固硫混合熔炼工艺研究

为解决湿法炼锌渣和废铅酸蓄电池铅膏等含铅固废难以经济有效回收利用的难题, 提出了一种含铅固废还原固硫混合熔炼新工艺。采用单因素试验分别考查了还原剂配比、碳酸钠配比、设定铁硅比FeO/SiO₂和钙硅比CaO/SiO₂等因素对熔炼效果的影响, 获得的最佳工艺条件为: 还原剂配比10%、Na₂CO₃用量4%、设定铁硅比1.4、钙硅比0.5, 在此条件下, 铅平均直收率为91.98%、渣含铅0.68%、锍含铅4.33%, 综合固硫率82.47%。该工艺流程短、清洁高效, 可实现一步炼铅和固硫熔炼。     

CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响

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。     

Na2CO3促进某硅质页岩中低价钒的钠化氧化作用研究

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。     

碱性加压浸出三次氨浸渣中钼的实验研究

采用加压碱浸的方法浸出钼焙砂三次氨浸渣中的钼, 研究了浸出剂、温度、时间、催化剂等对钼浸出率的影响, 得出钼浸出最优条件为:Na₂CO₃加入量为30%, 液固比为3, 催化剂A加入量为6%, 温度为180 ℃, 浸出时间为1 h, 此条件下钼浸出率可达98％; 进行了4次连续循环浸出试验, 钼浸出率均在98%以上。     

锂云母复合盐焙烧-水浸提取锂铷铯

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。     

新鲜生物质催化热解气化制富氢燃料气的试验研究

采用TG/DTA/GC 技术进行了新鲜小麦秸秆和玉米秸秆以K₂CO₃，Na₂CO₃，ZnCl2和CaO为催化剂制富氢燃料气的试验研究，分析了催化剂种类及用量对新鲜生物质热解气化气体产物组成的影响.结果表明:催化剂的加入改变了新鲜生物质热解气化气体产物的组成，气体产物中H₂的含量增加； K₂CO₃，Na₂CO₃，ZnCl₂对提高H₂含量效果很明显；ZnCl₂对CH₄的生成有抑制作用，CaO对生物质热解过程中CH₄的产生有一定的促进作用；随着催化剂用量的增加H₂的含量增加，当K₂CO₃和Na₂CO₃用量为20%左右时，H₂含量可达55%左右.     

拜耳法高压溶出液中铁浓度变化规律的研究

模拟拜耳法溶出一水硬铝石过程, 基于铝酸钠溶液中铁浓度的变化规律, 研究了S^2-、Na₂O_k、Na₂CO₃、Na₂SO₄浓度变化对Fe(OH)₃、FeS、FeS₂反应行为的影响规律。实验结果表明: 在260 ℃、反应时间60 min、Na₂O_k 160～300 g/L时, 随着体系中硫化钠浓度的升高, 加入氢氧化铁时铁浓度明显升高, 而加入FeS和黄铁矿时溶液中铁浓度略有降低, 这可能与多硫化铁和羟基硫代铁酸钠的生成条件有关; 随着苛性碱浓度的升高, 加入氢氧化铁时, 溶液中铁浓度变化不明显, 而加FeS时溶液铁浓度降低, 加黄铁矿溶液铁浓度却升高; Na₂CO₃对溶出液中铁浓度有明显的促进作用; 而Na2SO4对溶出液中的铁浓度的影响不明显。     

从低品位锡钨混合粗精矿中提取钨

采用碳酸钠氧压浸出工艺处理低品位锡钨混合粗精矿, 研究了碳酸钠用量、添加剂A用量、氧分压、浸出液固比、浸出时间、浸出温度及搅拌速度等因素对钨浸出率的影响。结果表明, 最佳工艺参数为: 碳酸钠加入量为化学反应理论量1.5倍, 添加剂A用量为原矿质量的15%, 液固比为5∶1, 氧分压0.5 MPa, 温度180 ℃, 时间2 h, 搅拌速度700 r/min, 此时钨浸出率可达99%以上。     

云南某难选赤铁矿选矿试验

为给云南某难选赤铁矿的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学性质研究的基础上,采用先正浮选再反浮选的流程进行选矿试验研究。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 90%,正浮选分散剂Na₂CO₃用量为3 000 g/t、捕收剂（氧化石蜡皂与塔尔油用量比为1∶1）用量为700 g/t,反浮选抑制剂淀粉用量为1 200 g/t、活化剂CaO用量为1 200 g/t、捕收剂RA-715用量为400 g/t、NaOH调整pH值为11.5的情况下,采用1粗1扫的正浮选与1粗1精3扫的反浮、中矿顺序返回的联合流程,最终可获得铁品位为60.50%,铁回收率为80.95%的铁精矿。     

基于二次回归正交设计及均匀设计的柞水菱铁尾矿最佳回收工艺参数

在条件试验基础上, 分别采用二次回归正交设计及均匀设计对柞水菱铁尾矿进行了深度还原-磁选试验研究, 研究了配碳量、碳酸钠用量、还原温度、保温时间、磨矿时间和磁场强度对铁精矿品位的影响, 以磁选铁精矿品位为响应值, 利用逐步回归法建立了二次多项式模型。二次回归正交设计试验结果表明, 在配碳量21.12%、碳酸钠含量11.55%、焙烧温度1 280 ℃、保温时间130 min、磨矿时间55 s、磁场强度238 mT时, 可获得品位为90.13%、回收率为81.77%的最终选别指标;均匀设计试验结果显示, 在配碳量21.43%、碳酸钠含量14.79%、焙烧温度1 277 ℃、保温时间127 min、磨矿时间51 s、磁场强度260 mT时, 可获得品位88.75%、回收率83.62%的最终选别指标。由2种试验方法所建立模型而获得的最佳工艺参数可靠, 具有实际应用价值。     

氢氧化钠焙烧钙热还原氟化稀土还原渣及其热力学分析

针对钙热还原氟化稀土还原渣,开展了直接酸浸实验、氢氧化钠焙烧-酸浸实验。结果表明,直接酸浸时稀土提取率约72%,而氢氧化钠焙烧-酸浸稀土提取率达92.3%。热力学分析和实验结果共同表明: 在298~1 300 K温度范围内,氢氧化钠与渣中DyF₃、CaCO₃和CaF₂反应,生成Dy₂O₃、NaF、CaO、Na₂CO₃和CO₂; 氢氧化钠能将氟化稀土转化为氧化稀土,这是稀土提取率提高的主要原因。