氟化锰沉淀脱除还原氧化锰矿浸出液中钙镁

本文研究了低品位氧化锰矿经还原焙烧、硫酸浸出得到的溶液中钙镁杂质的脱除工艺。选用MnF作为沉淀剂,与NH4F相比在脱除钙、镁过程不会向体系中引入新的杂质离子,所以是锰溶液净化脱除钙、镁杂质较合适的沉淀剂。本研究得到结果为:当温度为90℃,用量系数为1.5,搅拌时间为1h,原料液pH值为4时,钙、镁沉淀率分别为96%、99%。     

从低品位含铝矿石酸浸液中回收铝的试验

从低品位含铝矿石湿法处理过程综合回收铝，实现低品位含铝矿物的资源化或高值化利用具有重要的现实意义。以硫酸浸出低品位含铝锐钛矿原矿得到的高铝铁的浸出溶液为研究对象，采用硫酸铝铵结晶沉铝—树脂吸附除铁—焙烧联合工艺制备高纯Al2O3。结果表明，在铝离子初始浓度为0.70 mol/L、NH4+/Al3+摩尔比为1.2、结晶终点温度为20 ℃的条件下以300 r/min的速度搅拌30 min，获得晶体纯度为95.31%，铝的回收率达到88.19%，夹杂铁的含量为1.39%的NH4Al(SO4)2·12H2O粗产品。然后将NH4Al(SO4)2·12H2O粗产品通过两次重结晶和一次树脂吸附除铁，最终在1 300 ℃条件下焙烧得到纯度为99.99%的Al2O3。     

低品位软锰矿还原技术研究进展

为提高大量低品位软锰矿的资源利用率,优化由软锰矿生产一氧化锰的工艺,进一步降低生产成本,从而推进低品位锰矿资源的高效利用和锰系产品的质量升级,对近年来低品位软锰矿的还原工艺及研究进展进行了综述,同时针对不同低品位软锰矿的湿法浸出工艺,重点介绍了还原剂的选择和应用,为合理开发利用不同的低品位软锰矿提供参考。     

低品位软锰矿还原技术的研究进展

为提高大量低品位软锰矿的资源利用率,优化由软锰矿生产一氧化锰的工艺,进一步降低生产成本,从而推进低品位锰矿资源的高效利用和锰系产品的质量升级,对近年来低品位软锰矿的还原工艺及研究进展进行了综述,同时针对不同低品位软锰矿的湿法浸出工艺,重点介绍了还原剂的选择和应用,为合理开发利用不同的低品位软锰矿提供参考。     

生物质焦焙烧还原低品位软锰矿的研究

采用新型还原剂生物质焦在马弗炉中焙烧还原低品位软锰矿,分别研究了焙烧温度、焙烧时间、生物质焦用量等条件变量对软锰矿还原率的影响,得出最佳实验条件为焙烧温度850℃,焙烧时间60min,生物质焦用量14%,软锰矿还原率可达98%以上。并对软锰矿焙砂进行X射线衍射分析,结果表明生物质焦焙烧还原软锰矿的还原过程依次经历了MnO_2→Mn_2O_3→Mn_3O_4→MnO的物相转变。     

电解锰阳极液锰镁组元选择性分离实验研究

为降低电解锰生产工序中杂质镁带来的危害,对电解锰阳极液中锰、镁的选择性分离进行了理论分析,并通过实验研究了不同条件下锰、镁分离效果。结果表明,通过碳酸盐沉淀的方式可以实现先沉锰、后沉镁的选择性分离。合适的沉锰条件为:溶液体系pH值8左右、碳酸氢铵与溶液中锰离子物质的量比1.25、反应温度38 ℃、反应时间30 min,沉锰后溶液中锰离子浓度可降至0.56 g/L,沉锰率达到96.34%;合适的沉镁条件为:沉锰后滤液pH值8以上、碳酸氢铵与溶液中镁离子物质的量比2.44、反应温度20 ℃、反应时间30 min,沉镁后溶液中镁离子浓度可减至2.33 g/L,沉镁率达到94.63%。     

低品位氧化锰矿硫磺还原焙烧技术条件研究

采用硫磺为还原剂,对氧化锰矿的还原焙烧过程进行了研究,重点考查了焙烧温度、焙烧时间和硫/锰摩尔比对锰浸出率的影响。研究结果表明,在封闭体系中,当焙烧温度为550℃、焙烧时间为10 min、S/Mn摩尔比为0.5时,还原焙烧产物采用稀硫酸浸出,锰的浸出率可达95%以上。该研究可为低品位氧化锰矿的高效利用提供理论和技术指导。     

不同品质黄铁矿-生物浸出液制剂浸出软锰矿研究

以两种品质不同的黄铁矿经嗜酸铁、硫氧化微生物菌群浸出形成的不同时期浸出液为添加剂, 分别对高、低两种品位的软锰矿与黄铁矿进行了共浸出研究。结果表明, 微生物-黄铁矿浸出液的浸出时期, 黄铁矿的品质和浸锰反应温度都会影响锰浸出率。第8天生物-黄铁矿浸出液添加剂对两种锰矿中锰的浸出率分别是第6天的1.73倍(品位7%)和2.4倍(品位25%)。高品质黄铁矿体系在处理高品位锰矿时的效果要优于低品质黄铁矿, 反之亦然。浸锰反应温度对浸出效率的影响最为显著, 90 ℃下各个体系锰浸出率均高出30 ℃体系1倍以上。黄铁矿-微生物浸出液添加剂通过提供高ORP环境和酸性环境提高黄铁矿-软锰矿浸出系统中黄铁矿还原态离子的溶出达到提高锰浸出率的作用, 反应温度可以明显加速这个过程。     

硫酸铵焙烧活化石棉尾矿提取镁实验研究

本实验采用硫酸铵与石棉尾矿用高温炉焙烧的方法提取镁。首先利用差热-热重法分析石棉尾矿与硫酸铵混合物的热分解和化学反应的热效应,得出石棉尾矿与硫酸铵混合物在240~500℃下产生分解、失重。将石棉尾矿与硫酸铵混合均匀后在320℃、400℃和460℃下焙烧1h,用XRD分析焙烧产物,得出在320℃时石棉尾矿和硫酸铵反应主要生成(NH4)2Mg(SO4)2和(NH4)2Mg2(SO4)3;在400℃时主要生成(NH4)2Mg2(SO4)3;在460℃时主要生成MgSO4,由于吸水变为MgSO4.6H2O。研究了硫酸铵与石棉尾矿不同物质的量的配比、焙烧温度和焙烧时间对镁浸取率的影响,得出当硫酸铵与石棉尾矿物质的量之比为2∶1、焙烧温度为460℃、焙烧时间为60min时,镁的浸取率为83.1%。     

某锰矿闪速还原焙烧试验

将软锰矿中Mn~(4+)还原成Mn~(2+)是采用软锰矿生产硫酸锰的关键步骤,针对软锰矿还原焙烧存在的能耗成本高、运行不稳定等技术问题,对某粉状(0~1 mm)软锰矿物料进行了闪速还原焙烧工艺试验研究。试验最终获得的焙烧产品中98%以上的锰都以Mn~(2+)形式存在,焙烧矿稀硫酸一次浸出,锰浸出率达到了89.05%,获得了满意的试验指标。     

高锰镍钴原料的还原氨浸工艺研究

采用还原氨浸法对高锰氢氧化镍钴原料中的镍钴进行了选择性浸出研究。采用NH₃·H₂O-NH₄HCO₃浸出体系, 引入水合肼作还原剂, 可有效实现镍钴的选择性浸出, 原料中的锰不被浸出而富集成为高锰渣。在ρ(CO₂)_T=35~40 g/L, ρ(NH₃)_T=110~120 g/L, 还原剂85% N₂H₄·H₂O溶液用量为原料中钴元素摩尔含量的2倍, 液固比为15 mL/g, 室温下浸出3 h, 保温陈化2 h的条件下, 镍钴浸出率分别达到98.75%和92.71%, 约99%的锰进入浸出渣中。     

以硫化钙为还原剂焙烧还原提取锰除尘灰中的锰

研究了以硫化钙为还原剂焙烧还原提取锰除尘灰中的锰, 考察了焙烧时间、焙烧温度、物料配比、搅拌速率、浸出温度、液固比、浸出时间和H₂SO₄浓度对锰除尘灰中锰及铁浸出率的影响。结果显示, 焙烧还原工艺最佳条件为：锰除尘灰与还原剂硫化钙质量比4.12∶1、焙烧还原温度600 ℃、焙烧还原时间1.0 h, 酸浸工艺最佳条件为：搅拌速率300 r/min、H₂SO₄浓度3 mol/L、液固比8∶1、浸出温度80 ℃、浸出时间25 min, 最佳工艺条件下锰、铁浸出率分别为98.18%和76.83%。     

湖南某高钙贫菱锰矿浸出实验研究

对湖南某高钙贫菱锰矿进行了浸出实验研究, 考察了酸矿质量比、温度、时间和矿物粒度对矿石浸出的影响。结果表明, 在酸矿比0.68、浸出温度50 ℃、浸出时间5 h、矿物粒度-150 μm时, 矿石中锰浸出率达到93%左右; 控制浸出液pH值为6.4, 通空气氧化除铁2 h, SDD和硫化铵用量分别为矿石中金属锰质量的1.5%和0.5%时, 溶液中铁和重金属杂质含量均可降至1 mg/L以下, 符合电解锰合格液要求。     

基于硫酸铵+硫酸混合助剂的石煤焙烧─酸浸提钒

为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。     

锌阳极泥-硫化锌精矿焙烧过程热力学分析

通过热力学理论分析, 计算出锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程可能发生的各反应吉布斯自由能; 同时运用X射线衍射技术研究了焙烧过程中主要矿物物相的变化。理论和试验结果均表明: 锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程中, 硫化锌首先发生氧化反应, 生成ZnO和SO₂, 之后MnO₂与SO₂反应生成MnSO₄。 经混合焙烧工艺, 有利于下一步的锰浸出工艺。     

高硅氧化锌矿制备活性氧化锌的研究

研究了以高硅氧化锌矿为原料, 经条件温和的两段循环酸浸、净化、碳铵沉锌、前驱体煅烧等工序制备活性氧化锌的工艺。重点考查了锌的两段循环浸出、碳铵沉锌中各因素的影响及煅烧过程中温度、时间对活性氧化锌粒径的影响。     

中空球形碳酸锰合成及热分解制备MnOx研究

以MnC₄H₆O₄·4H₂O和NH₄HCO₃为原料,通过水热法制备了中空球形结构MnCO₃。基于MnCO₃在空气、氩气及氢气气氛中的TG-DSC分析结果,研究了MnCO₃在400~800 ℃、不同气氛中焙烧2 h后的产物变化。结果表明,空气中焙烧产物主要为MnO₂及Mn₂O₃,氩气条件下焙烧产生的MnO被氧化为Mn₃O₄,氢气条件下焙烧产物主要为MnO。不同气氛条件下焙烧后获得的MnO_x基本保持MnCO₃的形貌特征,且表面结构明显改善,有利于后续MnO_x的功能化应用。通过调控MnCO₃形貌及气氛焙烧条件,可制备不同形貌、价态、成分的锰氧化物及复合材料。     

焙烧歧化-铁屑还原浸出低品位锰矿工艺研究

采用焙烧歧化-铁屑还原法对低品位锰矿进行还原浸出, 探究了一种焙烧过程不添加还原剂、反应全过程无有害气体产生的高效浸出锰的方法, 考察了焙烧温度、酸矿比、铁矿比、液固比、反应温度、反应时间对锰浸出率的影响。结果表明, 在焙烧温度700 ℃、酸矿比1.05∶1、铁矿比0.14∶1、液固比6∶1、浸出温度50 ℃下浸出2 h, 锰浸出率达到92.63%。     

高铁氧化锰矿还原过程中铁锰氧化物同步还原动力学研究

分别采用气基(CO)和煤粉为还原剂，在管炉中进行了高铁氧化锰矿还原焙烧试验，探究了焙烧温度和焙烧时间对高铁氧化锰矿中锰和铁氧化物同步还原的影响。结果表明，气基还原焙烧条件下，Mn₂O₃还原过程受化学反应控制，还原反应表观活化能为42.64 kJ/mol; Fe₂O₃还原过程受内扩散控制，还原反应表观活化能为21.30 kJ/mol。与煤基焙烧相比，气基还原焙烧过程中Mn₂O₃和Fe₂O₃还原反应更容易进行，且锰氧化物由Mn₂O₃直接还原为MnO,不需要先还原为Mn₃O₄中间产物。