钼碚砂氨浸过程中钾的释放行为与控制研究

低钾钼产品在电子、医疗等领域具有广泛的应用前景,而氨浸对低钾钼产品的生产具有十分重要的影响。为了更好的控制氨浸过程中钾的释放量以减少后续工艺中的降钾压力,本文通过对钼焙砂氨浸过程中的释钾影响因素进行了单因素模拟实验,分析了钾元素的释放规律,并给出了其动力学模型和控制方法。研究结果表明,温度、固液比、钼焙砂粒度等对钾元素的释放具有较大的影响,最佳的氨浸条件为:温度30 ℃、固液比1:3,钼焙砂粒径范围150~178 μm,氨水浓度20%。此外,Ca元素更利于氨浸过程除钾,而Na元素不利于氨浸过程除钾。熟石灰对水洗除钾有一定作用,碳酸钠对水洗除钾的效果并不明显,故在钼焙砂水洗过程中加入熟石灰有利于低钾钼酸铵的生产。钼焙砂氨浸过程前期释钾速度较快,后期速度变慢,得到Avrami方程可以较好的模拟氨浸前期和后期的释钾过程,确定了氨浸过程的动力学方程。     

氰化尾渣浮选精矿焙砂提金工艺

针对国内氰化尾渣浮选硫精矿焙砂进行了常规酸浸-氰化提金与熔融氯化提金两种贵金属回收工艺的对比试验。根据试验回收率以及处理成本(估算)对两种工艺的税前利润进行初步技术经济评估,结果表明该焙砂采用熔融氯化工艺处理具有更好的经济效果,同时工艺过程中无氰低毒,更具环保效应。     

氯化法分解氟碳铈精矿提取稀土的研究

研究了氟碳铈精矿经预脱氟后加氯化铵焙烧分解,再用热水浸取焙砂从而制氯化稀土的新工艺。系统考察了脱氟剂、反应温度、氯化剂用量、氯化时间因素对氟碳铈精矿稀土提取率的影响,并对工艺进行了优化;当在５００℃下添加相当于矿重３０％的脱氟剂脱去氟后,再在４８０℃下加入相当于矿重２倍的氯化铵焙烧１．５ｈ,焙砂用热水浸取得到氯化稀土溶液,稀土提取率可以达８０％以上,浸出液中Ｆｅ、Ａｌ、Ｓｉ等非稀土杂质含量很低。     

某金矿焙砂浸出渣中金的回收

研究某金矿焙砂氰化尾渣的矿物学性质及尾渣中金的回收方法。结果表明，焙砂浸出渣中残余金主要以物理包裹（铁氧化物烧结及脉石包裹金）、矿泥对可溶金的吸附以及在较大金颗粒表面形成的铁氧化物薄膜包裹等状态存在，难以实现有效地选矿分离。采用低液固比（25％－30％）和较高浓度氰化物（1kg/t）直接浸金，浸出率达71．67％。采用添加剂A预处理－炭浸工艺，金的回收率达到90．38％以上。     

高温熔融氯化提取有价金属金直流电炉研究设备研究

回收氰化尾渣及难处理的金矿焙砂中的Au,Ag,Cu等有价金属,最高效经济、,清洁无毒的处理工艺是氯化提金工艺,本文采用直流电炉试验设备是应用于高温熔融氯化提金工艺的主要设备,氰化尾渣及难处理的金矿焙砂中的Au,Ag,Cu等有价金属得到了有效回收,难处理的金矿焙砂Au,Ag,Cu等有价金属收集,该直流电炉设备可根据渣型在1000~-1500 ℃范围内调节到最适合工艺的温度。     

高铅Zn焙砂两段浸出工艺提锌试验研究

以Pb含量为7.91％的高铅Zn焙砂为原料,采用中性浸出—酸性浸出两段酸浸工艺浸出该焙砂,使焙砂中的Zn进入到溶液,而Pb在渣中富集.探究了中性浸出、酸性浸出过程中温度、硫酸浓度、液固比、时间等工艺因素对锌浸出率和铅富集效率的影响.结果表明,在中性浸出过程中,Zn浸出率为90.73％,Pb在中浸渣中的富集含量为29.68％;中浸渣经酸浸处理,Zn浸出率可以达到98.60％,Pb在酸浸渣中的富集含量为36.54％.     

高铅Zn焙砂的浸出工艺行为研究

针对高铅Zn焙砂在浸出工艺中的行为,以Pb含量为7.20%的Zn焙砂为原料,开展了两段酸浸工艺的实验研究,将Zn焙砂中的Zn进行浸出,而Pb在渣中进行富集。实验探究了中性浸出、酸性浸出过程中温度、酸浓度、液固比、时间等不同因素对锌的浸出率和铅富集效率的影响。实验结果表明,在中性浸出过程中,Zn浸出率为90.73%,Pb在中浸渣中的富集含量为29.68%;中浸渣经酸浸处理,Zn浸出率可以达到98.60%,Pb在酸浸渣中的富集含量为36.54%。     

提高含砷金精矿二段焙砂金浸出率的研究

本文以某含砷金精矿二段焙烧焙砂为研究对象,针对焙砂中金主要被赤铁矿包裹的特点,采用硫酸溶液+助浸剂浸出的方法对包裹金进行有效解离,使包裹金充分暴露,达到提高金浸出率的效果。研究了硫酸浓度,酸浸温度,助浸剂加入量等因素对铁浸出率的影响及对酸浸渣氰化过程金浸出率的影响。在最佳工艺条件下,该工艺比工业生产常用的二段焙砂→酸洗→氰化金浸出率提高12%左右。     

低品位红土镍矿还原焙砂氨浸试验研究

本研究采用选择性还原焙烧—氨浸工艺从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴、铁,重点介绍了该工艺氨浸的试验研究。确定的最佳工艺条件为:NH3?∶CO2为90g/L∶60g/L,焙砂粒度-0.074mm占80%,液固比为2∶1(mL/g),浸出初始温度为25℃左右,浸出终点电位大于-100mV。综合试验的镍、钴浸出率分别为89.87%和62.20%。研究表明,在常温常压下采用氨浸法不但可以有效地回收镍、钴、铁,而且浸出剂可以循环使用,设备运行安全可靠,可取得较好的经济效益。     

高温熔融氯化提取有价金属直流电炉设备研究

回收氰化尾渣及难处理的金矿焙砂中的Au、Ag、Cu等有价金属,最高效经济、清洁无毒的处理工艺是氯化提金,本文采用直流电炉设备应用于高温熔融氯化提金工艺,氰化尾渣及难处理的金矿焙砂中的Au、Ag、Cu等有价金属得到了有效回收,该直流电炉设备可根据渣型在1 000~1 500℃范围内调节最适合工艺的温度。     

一种废弃镁铬耐火砖浮选尾渣的处理工艺

采用氯化挥发法对废弃镁铬砖浮选尾渣进行处理。在尾渣成分分析和氯化挥发过程中相关化学反应热力学计算的基础上, 研究了焙烧过程中焙烧温度、氯化剂用量、焙烧时间等因素对杂质金属脱除的影响, 利用XRD、SEM对焙烧渣的物相和微观形貌进行了表征, 并与原尾渣进行了对比。结果表明, 确定的最佳工艺条件为：焙烧温度1 000 ℃、MgCl₂用量12%、焙烧时间0.8 h, 在此条件下可将尾渣中Ag、Pb、Bi含量降至0.01%, 0.06%和0.10%, 挥发率分别达到94.22%, 99.09%和96.48%; 经处理后焙烧渣的成分与原材料一致, 可作为镁铬耐火砖生产原料, 实现了二次资源的再利用。     

我国镍冶金的发展与工艺技术进步

我国的镍冶金生产近３０年来取得了巨大的发展，工艺技术的进步尤为突出。本文重点论述了我国镍冶金现有的电炉、闪速炉熔炼低冰镍－转炉吹炼高冰镍－铜镍磨浮分离－硫化镍阳极电解；高冰镍两段逆流硫酸选择性浸出－黑镍沉钴－电积；二次镍精矿制粒－沸腾焙烧生产氧化镍等工艺流程。同时，介绍了我国自行研究开发的高冰镍氯化精炼；焙烧－氨浸－氢还原；镍精矿微波脱硫－热等离子体熔炼高冰镍；大洋多金属结核常压氨浸和硫酸选择性浸出回收镍等有价金属的新工艺新技术。     

铁氧化物包裹类金矿提金的研究现状

部分难处理金矿中存在铁氧化物对金包裹的现象而阻碍提金过程,通过破坏铁氧化物结构可使金暴露而提高金浸出率。铁氧化物包裹金主要来自难处理金矿的氧化焙砂。目前针对此类金矿提金的工艺研究较少,主要包括酸溶法、还原法、氯化焙烧法、炼铁—电解法等。酸溶法工艺简单,效果较差;还原法工艺复杂,可获得较好的浸金效果;氯化焙烧法适应性强,综合利用效果好,但设备投资及维护费用高;炼铁一电解法可在富集金的同时生产纯铁,节约能耗,对矿石要求稍高。     

用氯化焙烧法生产高碳石墨的研究

本文介绍了以天然细鳞片石墨为试样、用氯化焙烧法生产高碳石墨的基本原理、工艺因素、实验结果等。用氯化焙烧法可将石里含磷量由86．09％提纯到98．76％。指出氯化焙烧法生产高碳石墨较碱法为优。     

微波加热低品位氧化镍矿石的FeCl3氯化

将微波加热用于低品们氧镍矿石的氯化焙烧，产出的焙砂用稀酸浸出。结果表明，采用微波加热代替传统加热时，可以提高镍的浸出率。减小矿石始粒度、增加微波辐射功率可以提高镍的浸出率，适当增加反应时间和氯化剂ＦｅＣｌ３的加入量，有助于提高镍的浸出率，但当微波辐身时间超过２０ｍｉｎ、ＦｅＣｌ３的加入量超过２８％时，镍的浸出率反而下降。在最佳条件下，镍的浸出率可以达到７１．６５％。     

焙烧对云母中不同元素酸浸出性能的影响

以石英提纯过程中主要杂质矿物云母为研究对象，进行了焙烧、水淬和浸出试验，并对焙砂、浸出渣进行了XRD、SEM表征，对比研究了不同焙烧条件下，云母矿物的物相转化和多元素浸出规律。试验结果表明，控制一定焙烧温度条件，云母经焙烧—水淬或者氯化焙烧处理，钾、钠、铝、铁、钛、镁等元素的脱除率可以得到有效提高，而钙元素的浸出率则有所降低；高温或者氯化焙烧后，云母大部分转换为其它矿物；浸出过程中形成的方氟硅钾石是影响钾元素有效脱除的重要因素；氯化焙烧焙砂中难以浸出的刚玉和莫来石，影响了铝元素的脱除。      

元江硅酸镍矿开发新技术半工业试验研究

半工业试验是在小型试验的基础上进行的,分别进行了氯化剂种类及用量试验、离析时间试验、还原剂炭粉用量试验、离析回转窑温度试验,进行了球团离析与不球团离析—磁选试验的比较。最佳条件综合试验得到了镍精矿品位为10.33%、回收率为87.22%,钴精矿品位0.46%、回收率80.21%的镍钴混合精矿。     

煤矸石氯化焙烧及反应机理的研究

研究了在旋转式管式电炉内以氯气处理煤矸石的新方法，反应前，煤矸石经磨细、加炭、制粒、碳化等预加工。考察了氯化反应速率与氯化温度、气流速度、反应时间、物料粒度及气体成分等的关系，并得到了氯化反应的动力学模型。研究证明了在一定条件下，煤矸石加碳氯化有较大的反应速率，这时于煤矸石的干法处理及全面回收煤矸石中铝、硅等有价成分展示了良好的前景。     

基于BP神经网络技术的红土镍矿还原焙烧-磁选工艺条件的优化

还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属，由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多，导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果，本研究以青海某镍矿为原料，采用正交试验与BP神经网络相结合的方法，对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明:通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1，在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿，比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。      

新浮选药剂—氯代环烷酸的研制

以环烷酸为原料,用氯化亚砜作氯化剂,合成了氯代环烷酸。研究表明,该氯代环烷酸是α-位氯代产物,其钠盐在水中有很好的分散性,作为浮选药剂具有耐低温的特点,是赤铁矿的良好捕收剂。