废旧三元锂电池回收中间产物铝渣的资源化研究

采用氢氧化钠碱浸-碳分工艺处理废旧电池回收中间产物——铝渣, 实现了废渣中的镍钴锰与铝分离并分步回收。结果表明, 在反应温度200 ℃、氢氧化钠浓度6 mol/L、苛性比为5、碱浸5 h条件下, 碱浸液中铝浸出率可达97.70%, 镍钴锰浸出率小于0.23%; 碱浸渣经浸出-除杂-萃取后, 得到Ni、Co、Mn含量均大于100 g/L, Fe、Al含量均小于0.001 g/L的纯净硫酸镍、硫酸钴、硫酸锰溶液, 从而实现废旧三元锂电池中铝与镍钴锰的资源化高效回收利用。     

低分子碳氢化合物分离锰银氧化矿工艺研究

研究了低分子碳氢化合物分离锰银氧化矿工艺原理及主要影响因素,当控制锰浸出率96%时,银的浸出损失率小于2%;浸锰渣采用氰化法提银,NaCN用量1 kg/t渣、浸出时间3 h时,银浸出率大于93.41%;浸锰-氰化两步浸出银的回收率大于91.54%;锰与银被有效分离.     

硫酸体系中锰钽铌矿加压浸出研究

针对单一硫酸体系锰钽铌矿加压浸出下钽铌浸出率均不到10%的问题,在硫酸体系引入助浸剂,考察氟化铵、双氧水、反应压强、硫酸浓度、反应温度、氟化铵矿比对锰钽铌矿加压浸出的影响,采用XRD对浸渣进行物相表征。实验结果表明,在锰钽铌矿加压浸出中,引入助浸剂氟化铵,温度200℃、硫酸浓度50%及氟化铵/矿比为0.8∶1的条件下钽浸出率超过93%,铌浸出率超过96%。引入氟化铵对硫酸体系下锰钽铌矿的加压浸出效果的提升十分显著。     

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。     

生物质分离氧化型锰银矿工艺研究

利用生物质(植物副产秸杆、粮食加工副产壳类等)还原浸出锰银矿, 然后再从浸出渣中提取银, 从而实现的锰、银分离。玉米秸杆还原浸锰条件为: 降解糖化液体积与精矿质量比(L/D)为3、秸秆粉95 ℃预降解糖化0.5 h、n(H₂SO₄)/n(Mn)=1.4、秸秆/矿粉质量比为0.275、95 ℃浸出时间5 h, 锰浸出率约92%; 浸锰渣浸银NaCN用量3 kg/t_渣、常温浸银时间3 h时, Ag的浸出率达92.20%。     

黑色页岩型银钒矿综合回收银钒试验研究

针对黑色页岩型银钒矿的矿物特点, 确定了除炭富集银精矿的浮选制度, 并对分离后的钒矿进行了焙烧-浸出试验, 实验表明, 采用钙化焙烧-酸浸和钙化焙烧-碱浸2种方法处理该类矿都可以达到较理想的浸出效果, 钒浸出率分别达到74.5%和65%。     

某银锰矿选矿工艺试验研究

对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,银的载体矿物主要分两类:一类是独立银矿物,一类是独立银矿物的宿主矿物,锰的载体矿物主要是锰的氧化物。采用“一次粗选、一次精选、二次扫选”全硫混合浮选流程,可获得含Ag6603g/t,含Pb1.94%,含Zn2.04%,银回收率为78.51%、铅回收率41.84%、锌回收率68.36%的银精矿;采用磁选工艺流程,可获得含Mn20.31%,Ag313.10g/t的磁选精矿,混合浮选—磁选联合工艺能使银、锰回收率分别达到95.34%、91.39%。在优化的浸出条件下,对浮选尾矿采用酸浸的方法回收锰,锰的浸出率能达到78.87%,铁的浸出率为47.50%。     

某铀矿石的浮选分组及其浸出研究

某铀矿石属铀-磷灰石-绿泥石类型,除沥青铀矿外,氟磷灰石和绿泥石为主要含铀矿物,铀与氟磷灰石关系密切。与氟磷灰石密切相关的铀在现有加压碱浸条件下难以浸出。试验所用原矿样直接酸浸,酸用量高达25％。原矿样直接加压碱浸,铀的浸出率只有75.2％。采用选冶联合流程提取铀,即通过浮选将原矿样分成磷酸盐精矿和尾矿两组含铀产品。磷酸盐精矿用酸法浸出,尾矿用加压碱法浸出,浸出时总的铀浸出率为90.5％,且试剂消耗也大幅度降低,效果较好。浮选时以碳酸钠为调整剂,水玻璃和栲胶为脉石抑制剂,环烷酸皂为磷矿物的捕收剂。文中叙述了矿石性质,原矿浸出,浮选分组和浮选产品浸出等数据。     

刚果（金）某氧化钴矿还原酸浸试验

采用亚硫酸钠为还原剂对来自刚果（金）某钴含量为1.10%的氧化钴矿进行了还原酸浸试验研究，考察了还原剂用量、硫酸用量、浸出温度、液固比等因素对浸出率的影响。结果显示：最优浸出条件为：反应温度70 ℃，液固比1.5，还原剂用量为钴锰完全还原理论用量1.8倍，在此条件下钴的浸出率可达94.86%，锰浸出率97.43%，铁浸出率15.56%，铝浸出率42.53%，浸渣含钴0.059%。对浸出前后的物料进行分析表明，还原酸浸过程充分破坏了金属矿物结构，使有价金属以离子形式进入溶液，实现了有价元素的选择性浸出。     

环保型浸金试剂Sandioss在陕西某金精矿中的应用研究

采用环保型浸金试剂Sandioss,针对某金精矿进行了硫酸化焙烧-酸浸除铜-Sandioss浸出试验研究,考察了Sandioss用量、助浸剂SD-1010用量、浸出时间、液固比、保护碱等因素对金、银浸出率的影响,同时,采用活性炭对含金贵液进行了后续处理。研究表明,优化试验条件为:以Na OH作为保护碱,Sandioss浸出剂用量10 kg/t,助浸剂SD-1010用量20 kg/t,液固比1.5,反应时间48 h,在此条件下处理该金精矿,金浸出率高达97.47%,而且椰壳活性炭对Sandioss浸液中的金银吸附率都达到99%以上。研究结果为Sandioss替代传统氰化钠提金提供了技术支持。     

云南某锰银矿特征及湿法分离实验研究

对云南某锰银矿的主要化学组成及矿石结构特征进行了研究, 选用硫酸亚铁作还原剂对银锰湿法分离进行了实验研究。结果表明: 当磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%~80%, 硫酸初始浓度为250 g/L, 硫酸亚铁加入量为理论值的1.1倍, 液固比为5∶1, 90 ℃恒温水浴中反应2 h时, 锰浸出率达89%, 银损失率小于1%, 可较好分离银与锰。     

某铀矿床矿石搅拌浸出试验

为了克服常规工艺高能耗、低效益的缺点,充分利用铀矿资源,针对某碱性铀矿石碳酸盐含量高、铀品位低的特点,开展了堆浸法提取铀的研究。首先进行了酸法搅拌浸出实验、碱法搅拌浸出实验、焙烧去除有机物实验、原矿加温浸出实验、焙烧矿石的加温碱法浸出实验研究。实验结果表明,在常温下的搅拌浸出其浸出率只有65%左右,加温搅拌浸出可达80%左右,找到了从这种低品位碱性铀矿石中浸出铀的有效方法,为下一步堆浸浸出试验研究提供了依据。     

微细浸染金矿碱性热压预处理-硫代硫酸钠浸金

采用碱性热压预处理-硫代硫酸盐浸出含碳质微细粒浸染型极难选原生金矿, 分别进行了原矿浸金、热压预处理以及氧化产物浸金试验, 考查了各因素对预处理脱碳、脱硫以及浸金效果的影响。试验结果表明, 在磨矿细度-0.025 mm粒级占82%, 预处理温度160 ℃、预处理时间2 h、助氧剂TW用量300 g/t、氧压1.6 MPa、pH=12的碱性热压氧化条件下以及硫代硫酸钠用量0.12 mol/L、硫酸铵用量0.075 mol/L、硫酸铜用量0.02 mol/L、pH=9、浸出时间4 h、矿浆液固比3∶1的浸出条件下, 获得了金浸出率88.76%。通过对预处理反应热力学计算, 以及绘制160 ℃下Fe-S-H₂O体系Eh-pH图, 对碱性热压氧化预处理过程的机理进行了初步研究, 研究结果与试验结果一致。     

微细粒浸染包裹含砷金矿石金的回收

提供了一种微细粒浸染包裹含砷金矿石的选冶联合工艺,包括浮选、碱性常温常压强化碱浸预氧化和氰化。先对含砷金矿石进行浮选,获得含金63.80 g/t、产率5.51%、金回收率92.08%的浮选金精矿,然后对金精矿进行超细磨和碱性常温常压强化碱浸预氧化,氧化渣金的浸出率88.56%,金的选冶总回收率81.55%。     

某锰银矿富银浸出渣的硫脲浸出研究

对云南某锰银矿采用生物质还原剂-硫酸介质下预处理, 得到的富银渣采用硫脲法进行银的富集试验研究。得出最佳试验条件为: 矿样的粒度为-0.074 mm粒级占75%左右, 浸出pH值为1.5, 硫脲用量10 kg/t, 浸出温度35 ℃, 浸出时间3 h, 浸出液固比4∶1。在最佳试验条件下银的回收率达到78%以上。硫脲法具有选择性好、无毒性等优点。     

难选镍钼矿的预处理试验研究

采用湿法冶金方法对从低品位难选镍钼矿中除去碱性脉石的工艺进行了探讨。考察了浸出时间、酸度、液固比及反应温度等因素对除去碱性脉石的影响。实验结果表明:对于粒度小于0.015mm的低品位难选镍钼矿,在盐酸浓度为2mol/L、液固比为3∶1、搅拌2h及常温的优化实验条件下,可使低品位难选镍钼矿除去碱性脉石达到最佳效果,矿石中钙的除去率在97%以上,矿石的失重率在38%左右。     

高碳镍钼矿的浸出试验研究

采用焙烧原矿-碳酸钠浸出焙砂-硝酸浸出碱浸渣工艺对某高碳镍钼矿进行了钼、镍浸出研究, 并确定了各阶段的主要工艺参数, 原矿在550 ℃下焙烧4 h后, 进行碱浸出, 碱性浸出剂Na₂CO₃用量为8%、液固比为3∶1、40 ℃下浸出2 h后, 再对碱浸渣进行酸浸, 酸性浸出剂HNO₃浓度为35%, 液固比为3∶1, 70 ℃下浸出2 h, Mo的总浸出率达到92.72%, Ni的浸出率达到97.18%。     

新疆某砂岩铀矿碱法地浸加压溶解氧浸出试验

较为详细地介绍了砂岩铀矿碱法地浸加压溶解氧浸出的试验结果。结果表明，砂岩铀矿实施低碱耗溶解氧地浸技术是有町能的。在O2分压980kPa(溶解O2质量浓度约300mg／L)条件下，溶浸剂中NaHCO3质量浓度5g／L，平均流速0．34m/d．浸出16d．总液同体积质量比达4．08L／kg，铀浸出率为86％；溶浸剂中NaHCO3质量浓度1g／L，平均流速0．13m／d，浸出96d，总液周体积质量比达9．42L／kg，铀浸出率为76％。     

黑铜泥氢氧化钠氧压碱浸脱砷研究

在氢氧化钠溶液中釆用通氧加压强化浸出工艺对黑铜泥进行脱砷,实验结果表明:在NaOH浓度为50 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.6 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间1.5 h、搅拌速度600 r/min的较优工艺条件下,黑铜泥中砷浸出率为96.74%,铜、锑、铋浸出率分别仅为1.19%、2.23%、1.08%,实现了砷的选择性脱除。碱浸液采用冷却结晶回收砷酸钠,结晶母液补加适量氢氧化钠返回浸出。渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

氧气氧化法分解辉钼矿

针对从低品位辉钼矿中回收钼的新工艺进行了研究。辉钼矿未经焙烧,在碱性条件下,用氧气氧化法将辉钼矿中的二硫化钼转化为钼酸钠,滤液经酸化、萃取,得到金属钼。考察了反应时间、反应压力、反应温度、氢氧化钠浓度及搅拌转速等因素对钼浸出率的影响规律。试验结果表明,在反应压力2.0 MPa,反应温度180 ℃,氢氧化钠浓度75 g/L,搅拌转速450 r/min,矿浆液固比4.5∶1条件下,反应4 h,钼的浸出率可以达到99％以上。