某钒钛磁铁矿尾矿资源化利用

承德市某钒钛磁铁矿尾矿钛含量较高,潜在回收价值可观。采用化学分析、XRD衍射分析、粒度分析、矿物解离分析仪(MLA)等手段研究了该尾矿的矿物学特性及钛的赋存状态。在工艺矿物学研究基础上,通过试验研究确立了重选短流程回收钛、选钛尾矿差异化分级利用的综合利用技术工艺,获得含TiO234.60%、回收率53.43%的钛铁矿精矿以及产率66.22%的建筑用商品砂,实现了铁尾矿的资源化综合回收利用,有助于矿山与社会环境和谐发展。     

电流互感器二次回路不得开路使用

电流互感器是工厂配电和电气控制设备中常用的一种仪器。在使用维修过程中必须严格按规程操作,否则出现事故将危及人身和设备的安全。 笔者曾碰到过一事。厂里的维修电工因一只电流表头不能正确反映电路中的电流,而将其换下。由于电流衰串接在电流互感器的二次回路,在换上新表头时发生触电事故。许多人以为是电工操作不小心触上明线所至,其实不然。 电流互感器的工作特点是二次绕组所接负载阻抗很小,而电流表头的内阻一般也很小,因此二次电流I_2的数值很大,相     

含钪赤泥氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪试验研究

针对云南含钪赤泥原矿含TFe 25.68%、Sc_2O_3 70.66 g/t,钪主要以类质同象形式分散于金红石、辉石、长石、白云母、方解石等矿物中,铁、钪分离困难,提出了氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出的选冶联合工艺处理该含钪赤泥,使铁从赤铁矿转为以金属铁、磁铁矿为主的新物相,破坏载钪矿物的晶体结构,为铁、钪分离创造有利条件。试验结果表明:在离析焙烧温度950℃、离析焙烧时间60 min、氯化钠用量10%、焦炭用量15%、焦炭粒度–0.5～0.25 mm、弱磁选磁场强度H=0.12 T、弱磁选磨矿细度为0.045 mm占95%、盐酸用量30%、浸出温度55℃、浸出时间120 min、浸出液固比R=2∶3的综合工艺条件下,获得了铁品位为73.99%,含钪5.22 g/t,铁回收率为88.99%的铁精矿;钪浸出率为96.78%,浸出渣中的钪含量为6.37 g/t,铁、钪分离效果显著。MLA、SEM、EPMA分析结果显示:含钪赤泥经过氯化钠离析焙烧后,铁从赤铁矿(Fe_2O_3)转变为以金属铁(Fe)、磁铁矿(Fe_3O_4)为主的新铁物相及少量的氧化亚铁(FeO)、硅酸铁(Fe_2SiO_4);浸出渣主要成分为SiO_2、CaO、Al_2O_3,与浸出前相比较,CaO、Al_2O_3降低比较明显,浸出渣中没有明显的Sc谱线峰值,这表明弱磁选尾矿经盐酸浸出后,钪绝大部分被溶解掉进入浸出液中,且钪的溶解较为彻底,也进一步验证了含钪赤泥采用氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪比较合理,且铁、钪分离效果显著。     

聚苯乙烯接枝聚乙二醇6000的制备及表征

以1,4-二氯甲氧基丁烷为氯甲基化试剂,通用级聚苯乙烯(PS)为原料,制备了氯甲基化聚苯乙烯(CMPS);将CMPS与聚乙二醇(PEG)6000采用碱催化法制备了PS接枝PEG6000聚合物(PEG6000-g-PS)。对CMPS,PEG6000-g-PS进行傅里叶变换红外光谱分析、X射线光电子能谱分析,对PS,PEG,PEG6000-g-PS进行差示扫描量热法分析、热重分析。结果表明:成功制备了PEG6000-g-PS,且接枝率为12.3%;PEG6000-g-PS的熔融温度为63.03℃,相变焓为15.313 J/g,起始分解温度为314℃,热稳定性良好。     

含钪赤泥氯化钠离析焙烧-弱磁选-盐酸浸出分离铁、钪试验研究

针对云南含钪赤泥原矿含TFe 25.68%、Sc₂O₃ 70.66 g/t,钪主要以类质同象形式分散于金红石、辉石、长石、白云母、方解石等矿物中,铁、钪分离困难,提出了氯化钠离析焙烧-弱磁选-盐酸浸出的选冶联合工艺处理该含钪赤泥,使铁从赤铁矿转为以金属铁、磁铁矿为主的新物相,破坏载钪矿物的晶体结构,为铁、钪分离创造有利条件。试验结果表明：在离析焙烧温度950 ℃、离析焙烧时间60 min、氯化钠用量10%、焦炭用量15%、焦炭粒度-0.5～0.25 mm、弱磁选磁场强度H=0.12 T、弱磁选磨矿细度为<0.045 mm占95%、盐酸用量30%、浸出温度55 ℃、浸出时间120 min、浸出液固比 R =2∶3的综合工艺条件下,获得了铁品位为73.99%,含钪5.22 g/t,铁回收率为88.99%的铁精矿;钪浸出率为96.78%,浸出渣中的钪含量为6.37 g/t,铁、钪分离效果显著。MLA、SEM、EPMA分析结果显示：含钪赤泥经过氯化钠离析焙烧后,铁从赤铁矿（Fe₂O₃）转变为以金属铁（Fe）、磁铁矿（Fe₃O₄）为主的新铁物相及少量的氧化亚铁（FeO）、硅酸铁（Fe₂SiO₄）;浸出渣主要成分为SiO₂、CaO、Al₂O₃,与浸出前相比较,CaO、Al₂O₃降低比较明显,浸出渣中没有明显的Sc谱线峰值,这表明弱磁选尾矿经盐酸浸出后,钪绝大部分被溶解掉进入浸出液中,且钪的溶解较为彻底,也进一步验证了含钪赤泥采用氯化钠离析焙烧-弱磁选-盐酸浸出分离铁、钪比较合理,且铁、钪分离效果显著。     

化工厂残酸中有价金属回收技术

针对该残酸的性质，采用还原净化，TBP P204联合萃取，反萃取液除杂、置换、熔炼，获得稀散金属In，In≥98％，总回收年大于93％，同时获得稀贵金属Ag，Ag≥99％，Ag的回收率90％以上。     

某浸出渣中金银综合回收试验研究

介绍了广东某含铀多金属硫钼矿浸出渣中含有金、银等有价元素,为了充分合理利用矿产资源,变废为宝,对该浸出渣进行了可选性研究。试验表明:使用合理的选矿流程和选矿药剂,可获得精矿含金42.59g/、t含银2 221g/t,金、银回收率分别为86.29%和73.97%的良好指标。     

非高纯氧化钪制备高纯无水氯化钪熔盐的试验

采用惰性气体气流中一步快速升温脱除氯化铵和剩余结晶水工艺,利用非高纯氧化钪制备高纯无水氯化钪熔盐。工艺条件的影响试验结果表明:在脱氯化铵和剩余结晶水阶段温度为400℃、保温时间为120min、升温速度为11℃/min、氯化铵与氧化钪重量比=1.8:1、氧化钪与辅盐重量比=1:5、惰性气体流量为6.0L/min的综合工艺条件下,高纯无水氯化钪熔盐中钪的水解率为1.95%。扫描电镜形貌及电子探针微区成分分析表明,高纯无水氯化钪熔盐结晶状态较好,其他杂质元素的含量较低。