无机和有机絮凝剂复配对铁尾矿沉降特性研究

陕西某铁矿选矿厂尾矿难沉降、尾水质量差，尾水长期未回用，不仅浪费水资源，还存在环境污染等问题。为了加快尾矿沉降、改善尾水质量，对尾水进行回用，选用不同种类的无机和有机絮凝剂对尾矿 浆进行沉降试验研究，并考察了FeCl3和新型AL9020有机絮凝剂复配对尾矿絮凝沉降的作用。结果表明，该铁尾矿粒度细，自然沉降效率低，单独使用无机絮凝剂时尾矿沉降速度较慢，但澄清层浊度低；单独使用有机 絮凝剂时尾矿沉降速度快，但澄清层浊度高；将FeCl3和AL9020絮凝剂配合使用既能提高尾矿的沉降速度，又能降低澄清层的浊度，增强了尾矿的沉降效用。在最佳药剂制度下：先添加200 g/m3的FeCl3，再加入15 g/m3的AL9020絮凝剂，铁尾矿的沉降速度为301.68 m/d，澄清层浊度为23NTU，沉降速度的加快和澄清层浊度的降低为尾水回用提供了质量保障。无机和有机絮凝剂复配后产生协同作用，能够显著提高尾矿的沉降效果 ，为尾矿尤其是细粒尾矿的沉降提供借鉴。     

某钼铜硫多金属矿钼铜混合浮选分离研究

对某铜钼硫多金属矿进行了选矿试验。采用钼铜混合浮选再分离工艺流程,在原矿含 Mo 0．17％、Cu 0．137％、S 5．36％、Pb 0．067％的条件下,获得了含钼49．26％、钼回收率82．66％的钼精矿及含铜15．45％、铜回收率53．52％的铜精矿。实现了钼铜硫矿物与脉石及钼铜硫矿物之间的有效分离,获得了良好的技术指标。     

硅质钒矿硫酸熟化常温水浸提钒

以陕西某地硅质钒矿为研究对象,进行了单一硫酸浸出、硫酸助浸、空白焙烧—浸出、硫酸熟化—常温水浸提钒探索试验,确定出硫酸熟化—常温水浸工艺更适用于硅质钒矿,同时考察了熟化温度、熟化时间、熟化硫酸及水用量、矿石粒度、浸出温度对钒浸出率的影响。结果表明,在熟化硫酸用量15%、熟化水用量10%、熟化温度130℃、熟化时间4 h、原矿粒度-8 mm、熟料浸出液固比1.5、常温浸出3 h的条件下,可获得78%左右的钒浸出率。该硅质钒矿经硫酸熟化后水浸,浸出温度对钒浸出率影响小,可采用"熟化-柱浸(堆浸)"工艺进行提钒。     

用D201树脂从石煤钒矿酸浸液中提钒

对离子交换法从石煤钒矿酸浸液中提钒进行了研究。主要考察了原液pH、速比、交换前液钒浓度对钒吸附率的影响。结果表明,在pH=1.85、吸附速度与树脂体积比1.5 h-1、交换前液钒浓度4 g/L条件下,钒的吸附效果较佳。中试试验证明,原液V2O5含量4 g/L左右,采用“三柱串联吸附—优化调节—两柱串联再吸附”流程,当吸附尾液体积是树脂总体积约20倍,尾液钒品位稳定在约0.13 g/L,平均含钒低至约0.11 g/L时,V2O5吸附率为97.17%。以4%NaOH+4%NaCl配比的解吸剂对饱和D201进行动态解吸,解吸液中V2O5含量达到峰值为119.49 g/L,利用4倍树脂体积的解吸剂,最终得到富钒解吸液中V2O5浓度为57.36 g/L。解吸液无需净化处理,即可实现酸性铵盐一步沉钒法制备高纯V2O5产品,最终五氧化二钒品位为98.36%,产品符合YB/T 5304—2017要求,级别为粉钒V2O598.0-P级。     

从锰银共生氧化矿中提取锰、银工艺研究

研究了用硫铁矿作还原剂,在酸性条件下浸出锰银氧化矿。结果表明:锰浸出率大于92.5%,浸出液可用于制备工业碳酸锰(锰质量分数45.71%);银留在浸锰渣中,通过重选+浮选可回收过量硫铁矿;对重选细渣和浮选尾渣氰化浸出银,银浸出液以锌粉置换产出银泥(银质量分数92.18%);全流程锰、银回收率分别为88.42%和86.25%。     

某晶质铀矿扩大连续重选试验研究

为给某晶质铀矿选矿厂建厂设计提供技术依据,在实验室小型试验确定的重选联合流程基础上进行了扩大选矿试验,确定扩大选矿过程中各工艺参数为: 预先湿筛筛孔2 mm、一段磨矿后检查筛筛孔1 mm、二段磨矿后检查筛筛孔0.2 mm,尼尔森选矿机重力值100G、累计给矿量400 kg、矿浆浓度30%(即补加水量1.5 m³/h),在该工艺参数下阶段磨矿效果良好,晶质铀矿解离充分,铀生产指标良好。进行了两段磨矿-尼尔森选矿-螺旋选矿-摇床选矿的扩大连续选矿试验,可以得到品位2.35%、回收率88.42%的铀精矿,该工艺富集效果良好,扩大试验与小试结果相吻合,工艺稳定可行。     

离子交换法从低品位石煤钒矿浸出液提钒工艺研究

采用离子交换法对石煤钒矿通过拌酸保温熟化—堆浸所得浸出液进行了提钒工艺研究, 主要考察离子交换法提钒工艺, 树脂类型、溶液pH值、动态吸附对钒吸附率的影响。试验结果表明, 含钒浸出液经中和—氧化后调节pH=1.88得到交换前液, 优选吸附性能较好的阴离子交换树脂D201, 进行动态吸附, V₂O₅饱和吸附容量217.66 mg/mL湿树脂; 以4% NaOH+4% NaCl配比的解吸剂对D201进行动态解吸, 解吸液中V₂O₅含量最高达到119.49 g/L, 在解吸液体积(mL)与湿树脂体积(mL)比为3.7时, 树脂解吸率已超过99%;所得解吸液经酸性铵盐一步沉钒法制备得到品位超过98%的高纯V₂O₅产品。本试验提供了一种操作方便、成本低廉的提钒工艺, 树脂D201具有对钒吸附容量大、吸附率高、处理量大等优势, 富钒解吸液无需净化处理, 利用铵盐一步沉钒法最终得到合格产品, 并且避免了萃取工艺带来的废水处理难度大的问题, 工艺适应性强。      

锂云母矿硫酸盐焙烧-水浸提锂工艺及机理

这是一篇冶金工程领域的文章。以江西某地锂云母矿为原料，通过对焙烧-浸出、拌酸熟化、直接酸浸出、碱压煮法等工艺进行探索实验，最终采用加硫酸盐焙烧-水浸法从锂云母矿中提锂。同时研究了焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类、添加剂用量、浸出液固比、浸出温度等条件对锂浸出率影响，结果显示，焙烧温度对锂浸出率影响较大，在适当的焙烧温度范围内，锂的浸出效果较好。向锂云母矿中加入40%硫酸钾、20%硫酸钠、20%氧化钙，在900℃下焙烧1 h，焙砂按液固比1∶1在常温下浸出1 h，锂浸出率可达94.87%。这说明采用硫酸盐作添加剂来焙烧提锂效果较好，通过研究焙烧机理可知，加入硫酸盐经高温焙烧后，矿物结构被重构，矿中钠钾离子与锂云母中的锂离子置换，使其从难溶性铝硅酸盐矿物中分离，生成可溶性的硫酸锂，从而经水浸后进入溶液中。     

用碳酸钠从锂云母矿石浸出液中沉淀碳酸锂

研究了用碳酸钠从锂云母矿石浸出液中沉淀锂并制备工业碳酸锂，考察了溶液中锂离子质量浓度、碳酸钠用量、溶液pH、碳酸钠溶液加入速度、反应时间和温度及洗涤条件对制备工业碳酸锂的影响。结果表明：以质量浓度300 g/L碳酸钠溶液为沉淀剂，在溶液中锂离子质量浓度36 g/L、温度95℃、碳酸钠溶液加入速度65 mL/min条件下反应1 h,锂沉淀率达89.68%;所得碳酸锂用95℃热水洗涤3次，得到粗碳酸锂，锂损失率3%左右；粗碳酸锂经溶解重结晶制得工业碳酸锂。     

低品位磁铁矿石选铁除硫试验研究

某低品位磁铁矿石中磁性铁品位21．85％,S含量2．68％,其中磁黄铁矿中硫占原矿总硫的51．12％。试验研究采用联合流程：磁-浮工艺获得TFe品位64．10％、磁性铁回收率79．50％、含S0．45％的铁精矿;磁-浮-化学处理流程获TFe品位64．23％、含硫0．046％、磁性铁回收率78．67％的优质铁精矿。