从铋碲矿中回收碲

铋碲矿用ＨＣｌ＋ＦｅＣｌ３浸出。浸出液水解回收ＢｉＯＣｌ；浸出渣经碱浸、净化、中和得二氧化碲或碱浸后净化、Ｎａ２ＳＯ３还原得粗碲粉。二氧化碲、碲粉经溶解、两次净化、中和、电积、铸型得１＃精碲。     

用溶剂萃取法从碲铋矿盐酸浸出液中分离碲(Ⅳ)与铁(Ⅲ)的试验研究

研究了用异丙醚和TBP从碲铋矿盐酸浸出液中以分步萃取法分离铁与碲。用异丙醚萃取分离铁,萃取条件为溶液酸度7.2mol/L,Va/Vo=3/4,萃取时间1.5min;用蒸馏水反萃取,反萃取时间1.0min,反萃取相比Va/Vo=1/1。铁萃取率为99.92%,碲萃取率仅1.60%,铁与碲分离效果很好。萃余液中的碲用30%TBP-煤油溶液萃取,萃取条件为酸度6mol/L,萃取相比Va/Vo=1/2,萃取时间2min;用蒸馏水反萃取,反萃取相比Va/Vo=1/1,反萃取时间10min,1次2级萃取碲,1次4级反萃取碲,碲反萃取率接近100%。     

辉碲铋矿湿法冶金研究

以某地碲铋矿经选矿产出的混合精矿为原料,采用湿法冶金工艺,获得碲铋浸出率分别达96 55%和98 97%的较好指标,为该类矿的综合利用提供了一条有效的途径。     

从碲碱渣中分离硒回收碲

广西某有色金属冶炼企业产铜阳极泥,在回收贵金属时产生的碲碱渣含碲量高达32%,现有工艺碲回收率低。针对在阳极泥熔炼生产过程中产出的碲碱渣开展湿法浸出试验,采用水浸—H2SO4中和—HONH3Cl沉硒—Na2SO3还原工艺处理碲碱渣,考察了水浸时间、液固比、温度对碲浸出效率的影响,同时探究盐酸羟胺沉硒温度、时间、盐酸羟胺用量对硒分离效果的影响。结果表明：水浸时间1 h、液固比4、温度55 ℃时,碲浸出效率达到最佳;盐酸羟胺沉硒温度80 ℃、沉硒时间2 h、盐酸羟胺为理论用量的3倍时,沉硒效果达到最佳,其分离率＞99.99%,回收碲粉纯度高达99%以上。该工艺可以有效地分离硒回收碲,具有过程简单、生产环境安全、成本低,高效率的特点,具有产业化前景。     

用槽浸方法从硫化矿中浸出金属铋

从品位低、矿石组成复杂、伴生钨矿物的硫化铋矿中回收金属铋，采用常规搅拌浸出法或浮选法，往往投资大、成本高，而采用槽浸法则可有效降低回收成本，并使操作简单。     

用隔膜电积法从辉铋矿精矿中回收铋

介绍了一种辉铋矿湿法清洁冶金新工艺。新工艺包括浸出、净化、隔膜电积3个主要工序。铋电积后,在阴、阳极室分别得到金属铋和NaClO3,NaClO3可作为氧化剂返回浸出,实现流程的闭路循环。试验优化了盐酸浸出和隔膜电积参数,研究了阴极电解液中铋和氯化钠质量浓度、温度、电流密度等对电沉积铋时电流效率的影响。结果表明:在阴极电解液组成为70g/L Bi、25g/L NaCl、4.5mol/L HCl和阳极电解液组成为25g/L NaOH、电流密度200A/m2、温度55℃条件下进行电积,阴极电流效率大于97%且阴极铋的纯度达到99.98%;从阳极室得到的浓缩盐经XRD分析确定为纯氯酸钠,这些氯酸钠可以在浸出过程中作为氧化剂循环使用。     

萃取法从铜阳极泥制备的碲化铜中回收碲

进行了从铜阳极泥中以碲化铜形式富集碲,采用萃取法分离碲硒并回收碲的试验研究。结果表明:以20%TOA+20%仲辛醇+60%磺化煤油(体积分数)为萃取剂、浓度均为2mol/L的H2SO4+HCl为洗涤剂、200g/L的NH4Cl溶液为反萃剂,可实现碲与硒、铜的良好分离;反萃液经SO2或水合肼还原,可得到高纯度的金属碲粉。     

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定粗铋中铅银碲

为指导精铋的生产,需要快速测定粗铋中铅、银、碲的含量,试验采用电感耦合等离子体原子发射光谱仪直接测定粗铋中的铅、银、碲。粗铋样品通过硝酸消解,在10%硝酸介质中进行标准基体匹配,选择合适谱线进行测定,与原子吸收光谱相比,ICP-AES法测定粗铋中铅、银、碲具有操作简单实用,流程短,干扰小的特点,可以获得较好的精密度和准确度,同时还有检出限低、回收率好、相对标准偏差小、测定范围广的特点。     

从低品位硫化铋矿中生产氯氧化铋的新方法

用ＨＣｌ＋ＣｕＣｌ＿２＋ＣａＣｌ＿２体系氯化络合浸出低品位硫化铋矿、生产氯氧化铋的新方法，是在始酸浓度５０－６０ｇ／Ｌ、温度５５℃、Ｃｕ￣（２＋）６－８ｇ／Ｌ的条件下进行，Ｂｉ的浸出率＞９９％，浸出渣含铋０．０３％；用ＣａＣＯ＿８作中和剂沉淀氯氧化铋，Ｂｉ的沉淀率为９８％，氯氧化铋品位为７０％左右；从浸出到产出氯氧化铋，Ｂｉ的总回收率为９７％。沉铋后液空气氧化除铁、再生盐酸、复活铜离子后循环使用。过程无废水、废气排放。     

混合菌诱变及浸出碲矿的研究

利用紫外线(UV)、亚硝基胍(NTG)及其组合为诱变剂,对从四川石棉矿区的水土样中富集的混合菌进行诱变,并用于浸出碲矿。结果表明,在UV照射5 min时(15 W、距离30 cm),混合菌活性提高51.6%;用1.0 g/L NTG处理50 min后,混合菌有较高的活性,提高了57.4%;经复合诱变后,混合菌的活性分别提高59.5%和63.3%。浸矿试验表明,诱变后混合菌浸矿25 d后,碲的浸出率最大可提高26.7%。     

Processing of Ferruginous Chromite Ore by Dry High-Intensity Magnetic Separation

Mineral and morphological characteristics of chromite ore strongly affect the separation efficiency while upgrading the low-grade deposits. Usually, chromite ore enrichment is carried out by using gravity separation due to high-concentration criterion between chromite and other minerals. However, chromite ore from Sukinda region, India, is a typical ore body with high iron content in the chromite spinel as well as gangue content in the form of oxide and hydroxides of iron-bearing minerals. So, the separation efficiency reduces by gravity method due to the lower value of concentration criterion. To address this, dry magnetic separation is an alternative approach to separate these iron-bearing gangue minerals from the chromite. This work investigated on the application of different dry high-intensity magnetic separators to separate the chromite grains from ferruginous chromite ore deposits of India. Prior to the separation, two different ore deposits of Sukinda region are subjected to detailed mineral, chemical, morphological, as well as magnetic properties characterization to visualize the separation. Tests confirm the effect of magnetic field strength along with other process parameters that influence the process of the separation of iron-bearing gangue minerals. The results on these separators are related to the influence of mineralogy, process parameters, and magnetic property of minerals, based on the experimental and statistical analysis of the process. Also, effect of desliming of the low-grade deposit prior to the dry magnetic separation is highlighted.     

采用Slon湿式强磁选技术分选松软锰矿试验研究

松软锰矿属极难选别的氧化锰矿石。多年来 ,其选矿技术问题在生产上一直未能解决。尝试采用Slon脉动高梯度湿式强磁选技术分选该类矿石 ,取得了良好的效果     

冕宁稀土矿泥中锰与稀土分离及回收的研究

以Ｎａ２ＳＯ３为还原剂,采用还原浸出法处理四川冕宁稀土矿泥,实现了矿泥中锰和稀土的分离,提高了矿泥氯化焙烧时稀土的氯化率。对锰浸出液,用ＫＭｎＯ４氧化,水解聚合法去除杂质铁,生成ＲＥ（ＯＨ）３法回收稀土,制备出合格的产品ＭｎＣＯ３,并讨论了有关工艺原理与条件。     

硼铁矿湿法与火法分离过程AT&T矩阵评价对比研究

采用工业生态学的AT&T矩阵系统评价方法,对硼铁矿湿法分离过程的资源环境影响状况进行研究并与火法分离过程进行对比。对AT&T矩阵系统评价方法进行了改进,即指明了环境累积因子r及r’的存在,结合硼铁矿分离过程,提出过程综合指数N,进行了AT&T矩阵评价。研究结果表明:湿法与火法对于积极构建基于硼铁矿分离过程FLCA的工业生态园都是减缓资源消耗、降低环境压力的有力措施。针对目前硼铁矿属于"呆矿"范畴以及涉铀问题,认为后者更具优势。但也同时指出工业生态园建设进程中更应注意湿法与火法为技术主体地位的相异及适时推进性。     

急冷甩带对Bi2Te2.7Se0.3热电材料微观结构与电性能的影响

采用急冷甩带法和放电等离子体烧结(SPS)制备得到了块体Bi2Te2.7Se0.3热电材料,在室温下测量其热电性能,Seebeck系数最高达到-139.33μV·K-1,功率因子也有所提高,最大值1.71×103w·m-1·K-2,计算得到最大热电优值0.421.材料经急冷甩带后,微观组织结构发生变化,内部缺陷增多,晶粒细化,改变了载流子的散射机制,增强了声子散射.虽然电导率有一定程度减小,但Seebeck系数增大,热导率减小,提高了热电性能.     

梅山选矿厂磁-重选流程优化的设想

针对梅山磁一重选的选矿工艺现状，分析了洗矿和浓缩分级的效果、四个粒级的选别指标、精矿和尾矿的构成，提出了改善直线振动筛的洗矿效果、提高2～0．5mm粒级的中磁场强、降低入选粒度等10点设想，有利于优化现有工艺、减少资源流失。     

闪蒸法制备N型Bi2( Te0.95Se0.05)3薄膜的微结构及热电性能研究

采用闪蒸法在温度为473 K的玻璃基体上沉积了厚度为800 nm的N型Bi2(Te0.95Se0.05)3热电薄膜,并在373 ～573 K进行1h的真空退火处理.利用X射线衍射(XRD)、场发射扫描电子显微镜(FESEM)分别对薄膜的物相结构和表面形貌进行分析.采用表面粗糙度测量仪测定薄膜厚度,薄膜的电阻率采用四探针法进行测量,采用温差电动势法在室温下对薄膜的Seebeck系数进行表征.沉积态薄膜表明了(015)衍射峰为最强峰,退火处理后最强衍射峰为(006);沉积态薄膜由许多纳米晶粒组成,晶粒大小分布较均匀,平均晶粒尺寸大约45 nm,退火处理后出现了斜方六面体的片状晶体结构.退火温度从373 K增加到473 K,薄膜的电阻率和Seebeck系数增加,激活能也随退火温度的增加而增大,退火温度从523 K增加到573 K,薄膜的电阻率和Seebeck系数都缓慢下降.从373 ～473 K,热电功率因子随退火温度的升高而单调增加,退火温度为473 K时,电阻率和Seebeck系数分别是2.7 mΩ.cm和-180μV·K-1,热电功率因子最大值为12 μW.cmK-2.退火温度从523 K增加到573 K,热电功率因子的值逐渐下降.     

选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究

研究了攀枝花钒钛磁铁矿选铁尾矿的物质特性，进行选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究，提出了几种流程：当品种为钛白粉钛精矿，扩大连选流程是强磁-浮选，强磁-强磁-浮选，实验室流程是重选-浮选，分级强磁-电选，重选-强磁-浮选；当品种为造块用钛精矿，扩大连选流程是强磁-强磁-浮选，实验室流程是强磁-浮选，强磁-重选-浮选。在小型试验中分级强磁-电选工艺得到钛精矿产率为13．93％，品位为49．2l％，回收率60．63％较好指标。     

广西下雷碳酸锰矿强磁选工艺技术研究

针对广西下雷碳酸锰矿矿物共生组合关系复杂在特点,提出了用单一强磁选进行集合体选矿方法,并对不同入选粒度、流程结构和产品结构进行了试验研究。