石煤酸浸过程酸浓度与电位变化

研究了浸出时间、浸出温度、H2SO4初始浓度与浸出液剩余酸浓度的关系,考查了浸出过程中浸出矿浆电位变化。结果表明,浸出液剩余酸浓度不随浸出时间、浸出温度变化,酸浸过程中消耗的H2SO4量占初始H2SO4量的66%左右;浸出4 h后,矿浆电位发生变化,由610 mV降低到480 mV,钒浸出率达到平衡时,矿浆电位亦保持不变。     

陕西某石煤钒矿酸浸液中钒与铁的分离研究

以陕西某石煤酸浸含钒上清液为原料, 先用石灰乳中和、硫代硫酸钠还原预处理, 采用P204+TBP+磺化煤油萃取体系萃取富集、纯化五氧化二钒浸出液; 采用不同酸度硫酸作反萃剂, 对负载有机相反萃取, 进行钒、铁分离。结果表明: 浸出液经石灰乳中和, 硫代硫酸钠还原, 控制溶液pH=2.5, 溶液电位为-200 mV, 当A/O=2, 经6级逆流萃取, 钒的萃取率达99%以上, 而铁萃取率仅为11%; 反萃剂酸度控制在1.0～1.25 mol/L, O/A=18, 经5级逆流反萃取, 钒的反萃取率可达99%以上, 铁的反萃取率仅为9%。反萃取水相中V₂O₅浓度为75.3 g/L, Fe浓度为1.2 g/L, 反萃水相中钒铁质量比为62.8, 钒铁分离效果较好, 满足后续提钒要求。     

高铁闪锌矿还原浸出液直接萃取分离回收铟

针对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的还原浸出液提出了预还原Fe3+,P204直接萃取回收铟的工艺。还原浸出液中铁达到50g/L以上,Fe3+占到10%左右,经预还原后Fe3+降低到0.5g/L左右,还原过后的浸出液进行直接萃取分离回收铟。考察了原液pH、相比、有机相浓度、搅拌转速等条件对整个萃取过程的影响。铟的萃取率主要受P204浓度和溶液pH的影响,萃取过程平衡时间为1~2min。三级逆流萃取综合验证试验表明,铟的萃取过程稳定,萃取率在98%以上,铟铁分离效果良好,分离系数达到10000以上,整个过程无乳化现象产生。直接萃取法回收铟具有操作简单、流程短、直收率高等特点。     

高铁闪锌矿还原浸出液直接萃取法分离回收铟

针对高铁闪锌矿湿法炼锌过程中产出的还原浸出液提出了预还原Fe3+,P204直接萃取回收铟的工艺。还原浸出液中铁达到50g/L以上,Fe3+占到10%左右,经预还原后Fe3+降低到0.5g/L左右,还原过后的浸出液进行直接萃取分离回收铟。考察了原液pH、相比、有机相浓度、搅拌转速等条件对整个萃取过程的影响。铟的萃取率主要受P204浓度和溶液pH的影响,萃取过程平衡时间为1~2min。三级逆流萃取综合验证试验表明,铟的萃取过程稳定,萃取率在98%以上,铟铁分离效果良好,分离系数达到10000以上,整个过程无乳化现象产生。直接萃取法回收铟具有操作简单、流程短、直收率高等特点。     

复杂硫化物矿石的生物堆浸：温度的影响

《Hydrometallurgy》2009年98卷（1／2）期发表Anna—Kaisa Halinen等人的文章,介绍了生物柱浸复杂硫化物矿石时温度对贱金属浸出及细菌组成的影响。采用了柱浸的方法,作者在浸出温度7～50℃范围内（属中、低温）研究了温度对芬兰某低品位多金属黑色片岩矿石（主要有价矿物为镍黄铁矿）生物浸出的影响。细菌取自矿床的矿坑水,并经富集培养。研究发现：在7～21℃下,浸出液氧化-还原电位稳定在500～600mV,但在35～50℃下,浸出液氧化-还原电位降至300-500mV。     

腐植酸对铀矿石加工过程的影响

阐述了腐值酸的某些特征。讨论了铀矿石中的腐植酸对水治加工的影响：降低酸法堆浸的渗滤速度;使胺类萃取剂萃取容量下降,相分离困难,萃取、反萃取过程乳化,有机相损耗加大;树脂吸附容量下降;沉淀黄饼时碱耗增大,铀沉淀率下降。指出了脱除浸出液中腐植酸的方法。     

BL-SX-EW工艺中萃取界面乳化现象成因研究

德兴铜矿生物浸出-溶剂萃取-电积铜生产中，在溶剂萃取界面产生严重的乳化现象，致使整个生物冶铜工艺运行状况恶化。通过对界面乳化物特性进行系统研究，认为乳化物的生成是由有机相中杂质和降解产物，以及萃取过程中的沉淀物和萃原液中固体悬浮物引起。同时，初步探讨了预防界面乳化物生成的措施。     

氯化钴密闭电积工艺与设备优化浅析

本文针采用密闭电解槽进行钴电积生产前六年中存在诸如直接采用反萃P507高钴溶液作原料钴板表面气孔多,碳含量高;电积过程经常出现阳极泥;阴阳极导电排被腐蚀,导致槽压升高、电流分布不均;电解卸板出槽时,溶液喷溅,有氯气散出,影响操作环境等问题进行工艺研究、设备改造、电解系统优化。系统的工艺研究确定的工艺条件为：氯化钴溶液的油含量≤3 mg/L、电积过程酸度控制在0.04~0.06 mol/L、电流密度<500 A/m2、温度55~70℃、电解后液配酸4.5mol/L返回萃取系统。对于电解槽采用钛包铜导电棒代替阴阳极导电排,增加内部排液装置等进行优化改造,通过增加自动控酸系统、排液泵等对电积系统进行完善,保证了电流效率≥70%,槽压<2.7V,生产操作环境中氯气浓度小于0.5 ppm。经过三年的运行实践证明,改进后密闭电解槽是适合氯化钴萃取-电积联合工艺,工艺运行稳定、技术指标先进,操作环境得到有效改善;改进前、后相比,电流效率提高了约3.7%,直流电耗降低了660 kw h/tCo,总电耗降低了810 kw h/tCo,有效降低了生产成本,提高了经济效益和社会效益。     

钴渣选择性酸溶抑制铜铁的研究与实践

阜康冶炼厂高冰镍的常压浸出液因含浸出渣悬浮物，导致黑镍除钴工序中所产的钴渣含铜、铁量偏高。在新建的钴车间没有除铁设施的条件下，如按常规方法溶解钴渣，Ｐ２０４萃取除杂系统难以正常运行。研究人员用镍、钴、铁的电位－ｐＨ图确定出选择性溶解镍、钴的操作区域及操作方法，获得了合格的镍钴溶解液，使投产顺利进行。     

从某低品位炭质钒矿石中酸浸-萃取-氨沉淀提钒实验研究

某炭质钒矿石的V_2O_5品位为1.40%,研究了采用矿石预处理-硫酸浸出-P204+TBP+煤油萃取-氨水沉钒工艺从中提取五氧化二钒。实验结果表明:在矿石粒度-0.074 mm 12.79%,硫酸用量35%,浸出温度90℃条件下,钒浸出率达76%;对于含钒浸出液,用P204+TBP+煤油溶剂萃取和稀硫酸反萃取,氯酸钠氧化-氨水沉钒,沉淀物经烘干煅烧,最终得到纯度为97.14%的V_2O_5产品。     

铜萃取过程污物的形成机理研究

对铜溶剂萃取过程污物的生成机理进行了研究。结果表明, 浸出液pH 值、有机相与水相比例(O/A)是影响萃取污物量的主要因素。萃取过程中, 污物量随萃取pH 值升高而增加, 随相比增大而减少。浸出液中Fe³⁺ 、Mg²⁺等离子、微细气泡和悬浮微粒是生成萃取污物的主要原因。当pH>2.5 时, Fe³⁺发生一系列的水解与络合作用, 生成多核羟基络离子或Fe-SO₄ 络合物;而FeOH²⁺ 、Fe₂(OH)₂⁴⁺等络离子还可能发生多聚反应, 从而形成乳化层。     

镍黄铁矿和黄铜矿无捕收剂电位调控浮选分离

为寻求镍黄铁矿和黄铜矿浮选分离的有效方法，通过单矿物试验研究了两种矿物在无捕收剂条件下的电位调控浮选行为。结果表明，将矿浆电位控制在合适的区间，只需添加起泡剂即可较好地实现两种矿物的浮选分离：pH为4.21时，合适的电位区间为-550~-750 mV或250~450 mV；pH为10.27时，合适的电位区间为-200~400 mV。     

六偏磷酸钠对浮选中煤泥与黏土颗粒间相互作用的影响

通过浮选试验、Zeta 电位测试、吸附量试验和扩展的DLVO理论计算,考察六偏磷酸钠对浮选中煤泥与黏土颗粒间相互作用的影响,研究六偏磷酸钠的作用机理。结果表明:高岭石含量较多时会对煤泥浮选产生不利影响,高岭石含量达到20%,精煤回收率降低18.70%;低用量的六偏磷酸钠会抑制高岭石上浮而对煤影响较小,高用量的六偏磷酸钠会失去选择抑制性;六偏磷酸钠用量为1000g/t时,能使煤和高岭石的Zeta电位分别从-25mV、-39mV移至-32mV、-57mV,增强了颗粒间静电排斥作用;同时,六偏磷酸钠水解形成的大分子吸附于高岭石表面,当颗粒相互靠近时产生较强的排斥力,增强了颗粒之间的空间稳定化作用能。     

低品位氧化铜钴矿的直接还原浸出

采用硫酸为浸出剂、SO_2为还原剂对某低品位氧化铜钴矿进行直接还原浸出试验研究。结果表明,在磨矿粒度-74μm占比80%～85%、液固比2、浸出温度80℃、硫酸用量100kg/t矿、浸出时间4h、通SO_2气体、控制浸出终点电位345mV左右的条件下,Cu、Ni和Co浸出率分别为38%、51%和81%。在此基础上采用两段逆流浸出,综合利用了浸出液中的硫酸和还原剂,节省了后续溶液处理中碱的消耗量。     

伯胺7101萃取分离钒及有机相乳化分析

为了提高钒萃取率和减少萃取过程有机相乳化,研究了伯胺7101萃取分离钛白废液中钒及有机相乳化成因,考察了pH值、振荡强度、萃取时间和O/A比对钒萃取率的影响。结果表明:当伯胺7101和磺化煤油体积比为20%∶80%时,在溶液pH=2.4、相比O/A=1、萃取时间1.5 min和振荡强度105 r/min条件下,钛白废液中钒萃取率达到65%。当溶液pH值大于2.4时,萃取过程中有机相的乳化会极大地阻碍钒萃取,Fe~(3+)水解明显并发生络合反应,产生易引起乳化的胶体物质。此外,萃取剂降解生成的表面活性物质在界面处牢固吸附,与固体微粒形成复合结构,导致乳化物稳定存在于两相界面中间。     

高冰镍浮选分离的电化学研究

本文研究矿浆电位对Cu_2S、Ni_3S_2矿物的浮选行为及浮选分离的影响。在矿浆pH=8.0、11.0,矿浆电位分别为 500、 600mV时,成功地实现了Cu_2S和Ni_3S_2的浮选分离。在矿浆pH=8.0、电位 600mV时,铜精矿含铜78.45%,铜回收率87.90%,镍精矿含镍63.60%、镍回收率98.20%;在pH=11.0、电位 500mV时,铜精矿含铜76.46%、铜回收率82.70%,镍精矿含镍58.40%、镍回收率97.60%。对金川高冰镍浮选结果表明:在矿浆自然pH值(pH9.0左右)条件下,通过提高矿浆电位,有明显的分离效果,在较低碱性矿浆条件下改善了浮选分离,显著地降低了氢氧化钠用量。通过电化学测试研究了丁基黄药对Cu_2S、Ni_3S_2矿物的捕收机理,并在高pH值、高电位矿浆下对Ni_3S_2矿物的抑制机理进行了详细的研究。     

废旧磷酸铁锂正极材料的硫酸熟化-水浸工艺研究

为提高磷酸铁锂中Fe、Li和P浸出率,同时实现高效去除Cu、Al和F,开发了硫酸熟化-水浸、铁粉置换除铜、化学沉淀-萃取二段除铝工艺。结果表明,在熟化时间2.5 h、熟化温度110 ℃、固液比4.0/1、水浸温度60 ℃及水浸时间2 h的最佳条件下,硫酸熟化-水浸工艺可将浓硫酸的使用量降至理论值的0.75倍,此时铁浸出率达95%以上,氟脱除率达74.4%; 铁粉置换除铜过程中,控制初始pH=1.2,铁粉加入量为理论值的1.2倍时,浸出液中残留的Cu²⁺浓度可降至4.9 mg/L以下; 采用化学沉淀-P204萃取二段除铝工艺,可将浸出液中Al³⁺浓度降至10 mg/L以下。     

某难处理铅锌矿原生电位调控浮选试验研究

针对某难处理铅锌矿矿石进行了原生电位调控浮选研究。通过考查电位和pH值对该矿体中方铅矿和闪锌矿单矿物浮选行为的影响,找到方铅矿和闪锌矿的浮选电位区间,并通过紫外光谱研究进行了理论分析。在单矿物浮选研究的基础上,进行实际矿石原生电位调控浮选应用研究,研究结果表明:随着磨矿细度的增加,矿物单体解离度增加,但在磨矿细度为-75μm 80%后增加不明显;当氧化钙用量为2 000~2 500g/t,pH值为11.5~12.3,磨矿矿浆电位为-83~-138mV(SHE)时,得到铅品位53.45%、铅回收率84.90%的铅精矿和锌品位48.96%、锌回收率87.1l%的锌精矿。原生电位调控浮选工艺取消了原工艺中的氰化钠,提高了铅和锌的回收率。     

白铅矿硫化浮选体系的电化学性质研究

针对白铅矿的硫化浮选体系, 研究了硫化钠用量、乙黄药用量、硫化时间、矿浆酸碱度、叶轮搅拌速度、加药方式等工艺参数对浮选回收率、矿浆电位和硫离子电极电位的影响。结果表明, 合适的硫化钠用量是实现白铅矿浮选的关键, 在矿浆电位为-380~-10 mV、硫离子电极电位为-640~-320 mV时, 白铅矿回收率可达90%以上。采用矿浆电位和硫离子电极电位监测白铅矿的硫化过程在理论上是可行的。     

某钒矿酸法提钒新工艺试验研究

针对某大型页岩钒矿现行提钒工艺存在问题及该资源特点,确定采用两段逆流硫酸溶液浸出-中和-还原-萃取-铵盐沉钒的工艺。试验结果表明:在原料粒度为-120目、浸出液固比为1、浸出温度为90℃时,V2O5浸出率大于75%;用于富集浸出液中钒的萃取体系为15%P204+10%TBP+75%磺化煤油;该工艺提取V2O5总回收率大于70%,产品中V2O5含量大于99%。