高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液综合回收研究

针对高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液特点,提出“Lix984萃取提铜-MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁-MgO中和沉镍”综合回收工艺。结果表明,采用Lix984可选择性萃取99.79%的铜,其他金属离子基本不萃取,经模拟工业贫铜电解液反萃,铜反萃率达98.13%,得到富铜电解液,可电积制备金属铜; 萃铜余液通过MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁,铁沉淀率达99.20%,镍损失率仅0.60%; 沉铁后液通过MgO中和沉淀回收镍,镍沉淀率为99.91%,并得到镍含量24.13%的氢氧化镍粗产品; 沉镍后的高浓度硫酸镁沉淀后液,可用于回收镁。     

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb₂O₅、Fe和P₂O₅品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb₂O₅品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P₂O₅品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。     

废石化催化剂碱浸液中钒的分离提取研究

以废石化催化剂碱性浸出液为研究对象, 进行了N263三级逆流萃取+超声波一级NH4Cl反萃+三级NaOH、NaCl逆流反萃工艺研究。结果表明, 优化萃取条件为: 初始pH值8.5、萃取体系30%N263+5%仲辛醇+65%磺化煤油、萃取时间3 min、相比O/A=1∶1; 一段反萃优化条件为: NH₄Cl浓度2.0 mol/L、反萃相比O/A=5∶2、超声波功率500 W、反萃时间2 min; 二段反萃优化条件为: NaOH浓度1.0 mol/L、NaCl浓度0.5 mol/L、反萃相比O/A=3∶2、反萃时间3 min。以上优化条件下对浸出液进行钒的提取, 钒萃取率和反萃率分别为99.15%和99.36%, 对一段和二段反萃液进行钒产品回收, 可分别获得高纯V₂O₅产品(＞99.9%)和普通V₂O₅产品(＞99%)。     

含金银褐铁矿直接碱性浸出预分离锰银

云南某矿中的银多数以类质同象或微细粒包裹体存在于褐铁矿和铅硬锰矿中,直接采用氰化浸出其浸出率仅为30.26%。为提高银的氰化浸出率,采用直接碱性浸出法对矿物进行锰、银预分离实验,研究了不同反应条件对浸出的影响,以确立最优的工艺流程。结果表明,在浸出液中铵根的浓度为1.5 mol?L^-1、浓氨水为1.5 mL（在浸出液中的浓度为0.0195 mol?L^-1）、还原剂铜丝4 g、液固比为3:1的条件下,常温下反应4 h后,锰的浸出率为47.2%,而银不被浸出,实现了银和锰预分离。经碱浸后的渣再进行氰化浸出,银的氰化浸出率可提升至71.66%。该方法原材料价廉易得、操作简单、环境污染小,可在短时间内较好地实现锰和银的分离回收,具有较高的综合经济价值。     

新型环保钨捕收剂的工业化应用研究

为解决钨捕收剂生产过程中产生高COD废水的问题，研制了新型环保钨捕收剂，并在湖南某选厂进行了工业实验。工业实验获得钨精矿含WO₃ 40.10%，WO₃实际回收率为71.73%，WO₃回收率比2016年、2017年的钨全年累计生产指标平均提高3.41%；工业实验尾水COD 28.39 mg/L，比2016年、2017年GY作捕收剂的平均COD下降14.53%。工业实验结果表明，新药剂分选性能优异，生产过程稳定，绿色环保，在保障原有钨精矿品位和回收率的情况下，工业实验综合药剂成本和尾矿废水COD有所降低，新型环保捕收剂的使用，经济效益明显，对矿山企业具有节能减排、清洁环保的重要意义。      

P507+N235高酸砷铁反萃溶液处理工艺的优化

介绍了某锌冶炼厂采用P507+N235组成的双溶剂萃取体系从硫酸浸出液中萃取砷铁的生产情况,并对高酸砷铁反萃溶液返回锌冶炼系统存在的问题进行分析。采用膜分离工艺处理反萃溶液,对比分析纳滤膜和扩散渗析膜分离的工艺条件和投资运行成本。结果表明,纳滤膜和扩散渗析膜均可以有效分离溶液中杂质元素：其中采用纳滤膜工艺时,截留浓液中铁、砷、锌、硫酸和油份的截留率分别为91.2%、88.55%、87.5%、47.44%和50%,酸回收利用率为52.56%;采用扩散渗析膜工艺,渗析残液中铁、砷、锌、硫酸和油份的截留率分别92%、87.94%、90%、5.13%和75%,酸回收利用率为94.87%。截留浓液和渗析残液均采用石灰中和法脱除溶液中的砷铁,过滤溶液返回系统实现资源循环利用,扩散渗析膜相比纳滤膜投资少,操作维护简单,生产成本低,更适合用于工业生产。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究

试验原料来自云南某锡多金属矿选厂的选锡尾矿,尾矿中锡品位为0.35%,是主要的有价金属。尾矿中锡主要以锡石形式存在,锡石占有率为72.39%,该尾矿中细粒级含量高,其中-0.02 mm粒级含量高达67.11%,该粒级的锡占有率为68.00%,通过传统浮选及摇床工艺较难回收。针对该尾矿细粒级含量高的特点,确定离心重选为主要工艺,一段离心重选能获得锡品位1.27%、回收率70%的锡粗精矿;经两段精选后,能获得锡品位4.11%、回收率54.10%的锡精矿。采用离心重选(一粗一精)+摇床重选(二次精选)的组合工艺,能获得锡品位17.57%、回收率17.25%的锡精矿。研究表明,采用全离心重选工艺,可获得高回收率的锡精矿产品;采用离心+摇床重选的组合工艺,可获得高品位的锡精矿产品,最终可根据实际需求,确定适合的工艺,能实现该锡资源的二次开发利用。     

GYB浮选体系中Fe3+离子对黑钨矿浮选的影响研究

本文以硝酸铅为活化剂,螯合类药剂GYB为捕收剂,该捕收剂主要成分为苯甲羟肟酸,通过单矿物选矿试验,研究了硝酸铅活化黑钨矿时,浮选矿浆中常见的Ca2+,Mg2+ ,Fe3+三种难免金属离子对GYB捕收黑钨矿的影响,文章采用金属离子溶液化学计算、动电位的分析、苯甲羟肟酸在黑钨矿表面吸附以及红外光谱等方法对其作用机理进行了研究。试验结果表明,pH值为7.5时,Ca2+、Mg2+离子对GYB捕收黑钨矿影响不明显,而Fe3+离子对GYB在黑钨矿表面吸附的影响比较大,Fe3+主要以Fe(OH)3(s)的形式化学吸附在黑钨矿表面干扰Pb2+离子对黑钨矿表面的活化,阻碍了苯甲羟肟酸铅有机配合物在黑钨就表面的吸附,导致GYB在黑钨矿表面的吸附减少,黑钨矿回收率降低。     

蓝光激发的Y_(3)Al_(2)Ga_(3)O_(12):Ce^(3+),Ge^(4+)绿色长余辉材料发光性能研究

采用高温固相法合成了新型Y_(3)Al_(2)Ga_(3)O_(12):Ce^(3+),Ge^(4+)绿色长余辉材料,并对其光致发光性能、余辉性能和光色热稳定性能进行了研究。结果表明:Y_(3)Al_(2)Ga_(3)O_(12):Ce^(3+),Ge^(4+)绿色长余辉材料在320—490 nm范围的宽带吸收与蓝光LED芯片相匹配,其发射光谱为位于450—650 nm范围的宽发射带,对应于Ce^(3+)的5d-4f跃迁;Y_(3)Al_(2)Ga_(3)O_(12):Ce^(3+),Ge^(4+)的内量子效率可以达到83.28%,τ80值约为12 s,远大于交流LED对于内量子效率>60%和τ80>0.4 ms的要求;在423 K前,Y_(3)Al_(2)Ga_(3)O_(12):Ce^(3+),Ge^(4+)具有良好的光色稳定性。以上结果表明,Y_(3)Al_(2)Ga_(3)O_(12):Ce^(3+),Ge^(4+)是一种潜在的能被蓝光激发的交流LED用绿色长余辉材料。