氯化焙烧-水浸工艺提取锂云母矿中铷、铯、锂

以锂云母矿为研究对象,进行了硫酸熟化-水浸、氟化酸浸、碳酸钙焙烧-水浸、硫酸钙焙烧-水浸、氯化焙烧-水浸工艺探索试验,确定了氯化焙烧-常温水浸工艺更适用于锂云母矿综合提取铷、铯、锂,同时考察了该工艺下焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及用量、浸出液固比、浸出时间对铷、铯、锂浸出率的影响。结果表明：在添加剂氯化钙用量50%、碳酸钠用量20%、焙烧温度750℃、焙烧时间6 h、浸出液固比1∶1条件下,锂云母矿经氯化焙烧-常温水浸1 h可获得95%以上的铷浸出率、94%以上的铯浸出率、87%以上的锂浸出率,同时在焙烧过程中碳酸钠吸收氯化钙释放的含氯气体,使该工艺的环境污染小。     

低品位铷铯矿处理试验研究

介绍了低品位铷铯矿采用氯化焙烧提取铷铯的方法,详细考查了焙烧过程添加剂的用量、焙烧温度和浸出液固比等技术参数对铷、铯入液率的影响。试验结果表明,该工艺可处理低品位铷铯矿,采用技术参数:氧化钙和氯化钙分别添加原矿的30%和15%,焙烧温度800℃,液固比4∶1,铷、铯入液率高≥97%。     

氯化焙烧—水浸从锂云母精矿中提锂试验

采用氯化焙烧—水浸的方法从某Li₂O品位为3.23%的锂云母浮选精矿中回收锂,考察了焙烧过程中氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间,浸出过程中液固比、浸出温度、浸出时间对Li₂O浸出率的影响。结果表明:在CaCl₂用量为锂云母精矿质量的3/4,焙烧温度900℃,焙烧时间40min,焙烧渣在液固比3∶1,室温浸出40min的条件下,Li2O浸出率可达到95.36%,回收效果较好。     

从钨尾矿中提取铷的研究

采用氯化焙烧—水浸工艺从含铷0.14%的钨尾矿中浸出铷,研究了氯化剂种类、氯化剂用量、尾矿粒度、焙烧温度、焙烧时间、水浸液固质量比、水浸温度等对铷浸出率的影响。结果表明,氯化钙∶氯化钠=1∶1、添加量为尾矿质量的60%,950℃焙烧2h,焙砂在室温下恒温搅拌浸出1h,液固质量比为1.5∶1,铷浸出率达到88.6%。     

采用氯化焙烧从含铷矿物中提铷试验研究

介绍了广西某地区铷矿采用氯化焙烧提铷的方法.通过对添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间和磨矿粒度等工艺参数进行研究表明:在物料颗粒小于0.05 mm占95％以上,加入30％ CaCl2和20％ NaCl混匀,制粒、烘干,焙烧温度900℃,焙烧时间1h,液固比2:1,常温水浸1h的条件下,铷浸出率可达93％以上.     

焙烧氰化渣氯化挥发提金的研究

对山东某焙烧氰化渣进行了氯化挥发提金的研究,将原料配入CaCl₂造球、烘干,将球团在不同条件下焙烧,分析焙烧前后的元素含量变化。结果表明：氰化渣中配入4%的CaCl₂造球烘干,在1 050 ℃下焙烧,金挥发率能达到85.93%,且在该温度下未发生熔融,证明使用氯化挥发法提取焙烧氰化渣中的金是可行的。实验中还发现,CaCl₂的分解温度远低于适宜的挥发温度,因此升温时间、中温停留时间过长会导致CaCl₂提前分解,影响金的挥发。     

采用焙烧—水浸工艺从某多金属矿石中提取铷铯

研究了采用焙烧—水浸工艺从某多金属云母精矿中浸出铷和铯,考察了助剂种类、助剂用量、原料配比、精矿粒度、煅烧温度、浸出液固质量比等对铷、铯浸出率的影响,确定了较优工艺条件。试验结果表明:以氯化钙为氯化剂,添加量为精矿质量的75%,混合后在850℃下焙烧1h,烧结产物常温下用水浸出,控制液固质量比为4∶1,搅拌浸出1h,铷、铯浸出率均在92%以上。     

低品位铷矿浸出试验

采用氯化焙烧—浸出法从某低品位铷矿中提取铷。结果表明:在添加剂用量为矿石质量的40%、焙烧温度900℃、焙烧时间1.5h、水浸温度50℃、浸出液固比21的条件下,铷浸出率为87.12%。     

某铷矿浸出工艺研究

对某铷矿进行多种浸出工艺探索研究。研究表明,氯化钠、氯化钙混合焙烧—水浸工艺效果最好。在原矿∶氯化钙∶氯化钠=1∶0.3∶0.2、焙烧温度900℃、焙烧时间1h、水浸温度90℃、浸出时间2h的条件下,铷浸出率为93.81%。     

含钾、铷、锂云母矿综合回收试验研究

以江西某含钾、铷、锂云母矿为原料,研究了氯化焙烧工艺综合回收有价多金属工艺,考察了添加剂种类、焙烧温度、焙烧时间、添加剂用量、磨矿粒度等因素对试验结果的影响。研究结果表明,最佳工艺为锂精矿磨矿至-0.047 mm 75%,添加用量35%,在850℃下焙烧2 h。锂、铷、钾浸出率分别达到85%、85%和95%。该工艺具有成本低、浸出率高的特点。     

包钢瓦斯灰中K、Na、Pb和Zn的去除

文章以包钢瓦斯灰为原料,通过配加氯化钙焙烧,将金属氧化物转化为水溶性的氯化物,从而将K、Na、Pb、Zn从原料中分离.热学分析表明,只要控制合理的工艺条件,瓦斯灰中K、Na、Pb、Zn的氧化物均可以被CaCl2氯化.在同一温度下,氯化反应完成的程度由大到小依次是K2O＞Na2O＞PbO＞ZnO;由氯化反应实验可知,在4...     

某碳质金精矿富氧焙烧—氯化浸出试验研究

某碳质金精矿直接氰化浸出金浸出率很低,小于30%,为进一步提高金浸出率,针对碳质金精矿性质,进行了富氧焙烧—氯化浸出试验研究。结果表明:与常规氧化焙烧相比,富氧焙烧降低了焙烧温度,缩短了焙烧时间;富氧焙烧最佳焙烧温度550℃~600℃,氧气体积分数50%,焙烧时间2.0 h,在此条件下,碳、硫去除率均在95%以上;焙砂采用M-NaCl氯化浸出,在最佳浸出条件为固液比1∶6,浸液pH=3,浸出剂用量8 kg/t,试样粒度62~75μm,浸出时间4 h时,金浸出率可达92.50%,相对于试样直接氯化浸出时有显著提高;表明富氧焙烧—氯化浸出工艺是可行的。     

铷的应用及提取工艺研究进展

近年来，由于铷优良的物理化学性能，铷不仅在电子器件、特种玻璃、医药等传统领域有着重要用途，而且在磁流体发电、离子推进发动机等新型能源科技领域也显现出无限的活力。铷主要存在于矿石和盐湖卤水资源中，从含铷矿石中提铷比较成熟的工艺主要有硫酸分解法和焙烧分解法，传统的矿石提铷工艺存在流程复杂、污染大、能耗高等问题，对实现“双碳”目标构成严峻考验。分析表明，溶剂萃取法和离子交换法在解决盐湖卤水等液态资源提铷方面更具有发展前景。盐湖卤水提铷工艺简单，能耗低，无矿石分解过程，避免了大量固体废渣的产生，环境友好。文中在分析各类含铷矿石以及盐湖卤水资源特点的基础上，简述了铷资源在各领域的用途，综合介绍了硫酸分解法、碳酸盐焙烧法、氯化焙烧法、溶剂萃取法以及离子交换法等关键提铷技术的工艺研究现状及优缺点，展望了清洁环保、高效提铷的发展方向。      

钒页岩氯化挥发富集过程的热力学分析

对钒页岩与氯化钠、氯化钙和氯化铁三种固体氯化剂氯化挥发富集过程进行热力学分析。结果表明,以氯化铁作为固体氯化剂效果较好,可以利用氯化铁对V_2O_4、V_2O_5的直接氯化和氯化铁离解产生的氯气对V_2O_3、V_2O_4、V_2O_5的间接氯化反应,有效地将钒氧化物氯化挥发富集,且反应程度随温度的升高而增大。在高温焙烧过程中,Fe_2O_3、Al_2O_3和SiO_2不能被氯化,钒页岩中氧化物氯化反应自发进行的难易程度由易到难分别为K_2O、Na_2O、CaO、V_2O_3、V_2O_4、V_2O_5、MgO。通过焙烧温度的控制可以将V与Fe、Al、K、Na、Ca和Mg等金属杂质有效分离。     

硫化沉淀法从酸性淋洗液中提金试验研究

某黄金冶炼渣经高温氯化焙烧,金以氯化物形式挥发进入烟尘,再经湿式收尘设备喷淋收集得到淋洗液。该淋洗液pH值为0. 16,Au质量浓度1. 21 mg/L,具有一定回收价值。采用硫化沉淀法从该淋洗液中回收金,考察了沉淀剂、反应时间、反应温度等因素对Au沉淀率的影响。结果表明:采用甲硫醇钠作为沉淀剂,在沉淀剂与淋洗液体积比1∶2,反应时间40 min,反应温度40℃条件下,Au沉淀率达到99. 17%;沉淀再经洗涤、焙烧可获得纯度较好的金产品。     

石煤提钒钠化焙烧与钙化焙烧工艺研究

调研了石煤提钒钠化焙烧和钙化焙烧两种工艺的发展现状。高硅低钙含量的石煤宜采用钠化焙烧,高钙含量的石煤宜采用钙化焙烧,两种工艺各有所长。归纳了两种工艺下石煤提钒的最佳焙烧条件,得出最佳焙烧条件分别为:钠化焙烧温度区间800～850℃,焙烧时间2.0～2.5h,磨矿粒度106～180um,氯化钠用量为矿石的10%～20%。钙化焙烧比钠化焙烧要高100℃,温度区间900～950℃,焙烧时间2～3h,磨矿粒度106～180um,石灰用量为矿石的6%～8%。两种焙烧都需要充足的氧化氛围,但钠化焙烧时氧气不宜过多。各最佳焙烧条件之间存在一定耦合关系,在生产实际中,宜针对不同石煤进行特定实验。最后,总结了石煤提钒的主要焙烧设备,其中流化床炉具有较好的发展前景。     

焙烧氰化尾渣回收金银研究

研究从青海滩涧山氰化尾渣回收金银的过程。结果表明,采用焙烧、加煤焙烧、中温氯化焙烧、硫酸预处理工艺效果均不理想,而采用高温氯化法时金银回收效果良好。在氯化钙添加量5%、焙烧温度1 200℃、焙烧时间1 h时、金挥发率达到89.57%,银挥发率53.46%,同时,铁基本不挥发,砷有少量挥发。     

从酸性淋洗液中萃取提金

某黄金冶炼渣经过高温氯化焙烧处理,金以氯化物的形式挥发到烟尘中,后续被冷却塔喷淋收集,获得金含量1.21mg/L的酸性淋洗液。采用溶剂萃取的方法回收酸液中的金,研究了萃取剂种类、萃取剂浓度、相比、温度、时间对金萃取率的影响。结果表明:以浓度90%的二丁基卡必醇为萃取剂,在常温、相比O/A=1/4、1 600r/min振荡10min后金的萃取率可达到99.01%,再用草酸进行反萃可制得海绵金产品。