Sb2S3?ZnO?C体系热力学分析及应用

对Sb₂S₃-ZnO-C低温焙烧体系进行了热力学分析,首先分析了Sb-S-O和Sb-Zn-S-O系的优势区图,表明硫化锑直接转化为金属锑是可行的,且随着温度升高,Sb和ZnS的共存稳定区对氧分压和硫分压的要求降低;计算了在500～1 000 ℃下体系中各反应的标准吉布斯自由能变 (ΔG^θ),表明Sb₂S₃与ZnO交互反应极易首先进行,而后发生Sb₂O₃直接还原;对Sb₂O₃和ZnO的还原平衡CO含量计算表明,Sb₂O₃较ZnO易还原。高低品位两种硫化锑精矿的焙烧试验证实了热力学分析的准确性,锑生成率和固硫率分别达90%以上和89%左右,并有进一步提高的空间。     

高价态氧化锑的物质组成及其价态分析

对高价态氧化锑进行的组成分析表明, 锑除以Sb₂O₅·nH₂O或Sb₂O₄形式存在外, 还以Sb₆O₁₃(Sb₂O₃·2Sb₂O₅)形式存在, 其中锑的存在价态有1/3为Sb(Ⅲ), 2/3为Sb(Ⅴ), 为此研究制定了Sb₆O₁₃中Sb(Ⅲ)和Sb(Ⅴ)的分析测定方法。     

高值化利用含Sb(Ⅲ)废水制备Fe3O4/Sb2O4@C复合材料及其性能研究

采用液相还原法制备纳米零价铁(nZVI),以其吸附废水中的Sb(Ⅲ),得到nZVI/Sb颗粒; 将其在500 ℃下氧气煅烧8 h,制得Fe₃O₄/Sb₂O₄材料; 再以葡萄糖为碳源、600 ℃氮气热处理,制备了Fe₃O₄/Sb₂O₄@C复合材料,并对其性能进行了研究。结果表明,nZVI吸附含Sb(Ⅲ)废水的适宜条件为:中性溶液Sb(Ⅲ)初始浓度100 mg/L,nZVI投加量1.2 g/L,室温下吸附50 min,该条件下废水中Sb(Ⅲ)去除率为73%; 引入Sb₂O₄后,铁基负极的首次放电比容量高达1065.6 mAh/g; 包覆碳后,Fe₃O₄/Sb₂O₄@C复合材料电化学性能明显改善,100 mA/g电流密度下,循环150圈后放电比容量仍可保持在483.7 mAh/g,电流密度2000 mA/g时,放电比容量仍有118.2 mAh/g。     

基于MnO-SiO2-CaO渣型的辉锑矿挥发熔炼工艺

提出以硫化锰矿作造渣剂、采用MnO-SiO₂-CaO渣型的辉锑矿挥发熔炼新工艺。试验确定的最佳工艺条件为:硫化锰矿、氧化钙和焦炭用量分别为锑精矿质量的20.01%、6.66%和4.98%,熔炼温度1 250~1 300 ℃,氧气流量0.7 L/min,熔炼时间50 min;此条件下锑锍产率5.09%,渣中Sb含量0.33%,Sb挥发率99.75%,炉渣主要由MnO、FeO、SiO₂、CaO组成,含量分别为19.11%、11.20%、34.78%和14.23%。在试验条件范围内,Mn在渣/锍两相间分配比值明显高于Fe,达到1.0。以MnS作造渣剂,采用MnO-SiO₂-CaO渣型进行辉锑矿的挥发熔炼,可望强化挥发熔池熔炼炉的顺畅运行。     

含铼钼精矿氧化焙烧与烟气中铼淋洗吸收

金属铼的获取最经济便捷的方法是通过焙烧含ReS₂、Re₂S₇的钼精矿,使其尽可能多的氧化生成Re₂S₇,挥发后进入烟气,通过对烟气的淋洗吸收回收铼。同时介绍了钼精矿在焙烧过程中焙烧温度、时间、气氛、物料中的杂质种类含量及所使用相关的焙烧设备等对ReS2氧化、挥发的影响情况。     

江苏某难选蓝晶石矿石选矿试验

江苏某蓝晶石矿石品位低、杂质矿物种类较多、蓝晶石与杂质矿物相嵌关系复杂,属难选矿石。为了给该蓝晶石资源的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验。结果表明：采用磨矿-高梯度磁选除铁钛-按45 μm分级-细粒级脱泥-脱泥沉砂和粗粒级分别酸性浮选工艺流程,可以获得Al₂O₃品位为55.69%、Al₂O₃回收率为 69.23%的蓝晶石精矿1和Al₂O₃品位为50.17%、Al₂O₃回收率为 15.16%的蓝晶石精矿2;精矿1达到国家行业标准中LJ-55牌号蓝晶石精矿的质量要求,精矿2可用作陶瓷原料。     

高砷锑金精矿矿浆电解小型试验研究

研究了"矿浆电解法"在高砷锑金精矿浸出中的应用。系列条件试验结果表明,矿浆电解处理高砷锑金精矿较优的工艺条件为50 g精矿、电流2.04 A、温度60℃、时间6 h、HCl 30 g/L、NH4Cl 200 g/L、Fe3+3 g/L、L/S=15²0∶1。在该条件下对精矿进行了综合验证试验,锑的浸出率达到99%,浸出渣含锑小于0.5%,金和砷均抑留在渣中待处理,阴极电沉积锑含锑98.5%、砷0.11%、金0.12 g/t。矿浆电解法处理高砷锑金精矿运行效果良好且稳定。     

酸性H2O2氧化预处理浮选金精矿及其机理研究

酸性 H₂O₂ 氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁 矿、毒砂等载金矿物被有效溶解, 从而使金暴露出来,提高金浸出率。 研究了酸性 H₂O₂ 体系中黄铁矿的氧 化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、 H₂SO₄ 和 H₂O₂浓度等对浮选金精矿的预处理效果。 结果表明:H₂O₂ 氧化 过程中没有固相生成物,黄铁矿中的 Fe 转 化为 Fe²⁺和 Fe³⁺ 于溶液中,Fe²⁺ 与 H₂O₂ 可发生 Fenton 反应生成氧 化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有 H₂SO₄ 生成,体系的 pH 值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性 H₂O₂ 、·OH 和 Fe³⁺氧化,体系中 S 最终转化为 SO₄ ^2-或 HSO₄^- 。 浮选金精矿在温度为 30 ℃ 、矿浆浓度为 100 g/L、 H₂SO₄ 初始浓度为 0. 18 mol/L 和 H₂O₂ 初始浓度为 1. 76 mol/L 的条件下氧化预处理后,Fe 浸出率、试样失重率分别为 95. 33%和 51. 42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出 率仅为 11. 68%,而经过酸性 H₂O₂预处理—浸出后,金浸出率可达 92. 69%。     

选择性沉淀法从粗硫酸镍溶液中回收铜

采用Na₂S₂O₃作沉淀剂, 从粗硫酸镍溶液中选择性回收铜, 研究了Na₂S₂O₃加入量、溶液初始酸度、反应温度以及反应时间对选择性回收铜的影响, 结果表明：在Na₂S₂O₃过量系数为3.0、溶液初始酸度0.3 mol/L、反应温度85 ℃、反应时间2 h的条件下, 铜沉淀率可达99.97%, 镍损失率仅为0.78%。     

配加钠盐添加剂的高铁锰矿煤基直接还原的试验研究

采用煤基直接还原-磁选工艺对某高铁锰矿进行铁-锰分离的试验研究。不配加添加剂时磁性产物铁品位为59.42%, 锰品位为20.73%; 非磁性产物锰品位为48.88%, 铁品位为5.91%。为强化铁-锰分离, 选择Na₂CO₃、Na₂SO₄和Na₂S₂O₃作为添加剂进行还原试验, 结果表明3种添加剂在还原过程中都能促进铁-锰分离, 且Na₂S₂O₃效果最优。在Na₂S₂O₃用量为5%时, 磁性产物的铁品位提高至85.38%, 锰品位降低至9.08%; 非磁性产物的锰品位提高至54.72%, 铁品位降低至2.59%。研究了加入添加剂前后焙烧矿的微观结构和物相转变, 结果表明Na₂S₂O₃有利于MnS和Mn₂SiO₄的形成并促进了铁晶粒的聚集长大。     

三硫化二锑在摩擦表面的摩擦化学反应

三硫化二锑作为固体润滑剂用于摩擦材料,对稳定摩擦因数、降低磨损率、保护摩擦盘起重要作用,但三硫化二锑在摩擦过程中发生氧化作用生成具有磨料性质的三氧化二锑和五氧化二锑,摩擦机理由粘着摩擦向磨粒摩擦转变.本实验用DSC测定了三硫化二锑的热性能并用SEM、EDX和XRD对含三硫化二锑摩擦材料的摩擦表面进行了表征,讨论了三硫化...     

脆硫锑铅矿矿浆电解试验研究

通过系列条件试验，研究用矿浆电解法处理广西复杂脆硫锑铅矿。结果表明，采用矿浆电解法在HCl-NH4Cl体系中处理脆硫锑铅矿，可以实现锑和铅的一步分离并在阴极直接得到2＃金属锑板，锑的浸出率大于98％。铅以PbCl2的形态沉淀入渣，经碳铵转化－脱硫，得到含铅大于45％、含硫小于15％的铅精矿和单质硫产品，铅的总回收率大于95％，银的总回收率大于80％。采用矿浆电解法在HCl-NH4Cl体系中处理脆硫锑铅矿是可行的。     

胶体五氧化二锑制备过程及其稳定性研究

本文以过氧化氢为氧化剂,将三氧化二锑氧化为五氧化二锑,同时加入稳定剂氧化钠,制备得到胶体五氧化二锑。用航向电镜观察胶体粒子的大小和形状。分析胶体五氧化二锑的形成机理。研究影响胶体粒子稳定的因素。讨论反应温度,氧化剂用量及稳定剂对氧化反应速率及三氧化二锑转化率的影响。结果表明：制得的五氧化二锑胶体粒子可稳定存在半年以上而不发生聚沉,胶粒形状近似于球型。平均粒径为４２ｎｍ左右,提高反应温度和加入稳定剂     

湖南某锑矿浮选工艺研究

对湖南某锑矿进行了浮选工艺研究, 确定了最佳工艺参数和工艺流程, 在-0.074 mm粒级占70%的磨矿细度下, 采用“一粗一精二扫、中矿顺序返回”闭路流程, 得到了锑精矿含锑49.38%、锑回收率95.33%的浮选指标, 为选矿厂设计提供了技术依据。     

利用脆硫锑铅矿制备合格锑白的新工艺研究

采用硫化钠浸出脆硫铅锑矿, 浸出液通入二氧化硫气体沉淀出硫化锑中间体, 再将硫化锑沉淀在炉中氧化, 产出符合国家标准的合格锑白。最佳工艺条件为:温度90 ℃, 时间3 h, 搅拌速度250 r/min, 液固比2∶1, 硫化钠与锑质量比为2.8, 氢氧化钠与锑质量比为0.3, 该条件下锑浸出率达92.5%。将二氧化硫气体通入浸出液并控制终点pH值为5~6, 锑沉淀率不低于99%, 产出的硫化锑含Sb 65%、S含量不高于30%、As含量不高于0.02%。硫化锑在980～1 000 ℃下熔化, 鼓入两路风氧化, 产出的锑白产品达到国家一级标准。     

逆流分选柱预富集细粒氧化锑尾矿的试验研究

针对当前氧化锑尾矿摇床作业处理量小、操作不稳定及回收效率低的问题, 设计了细粒氧化锑尾矿预富集设备--逆流分选柱, 高效抛除了低品位脉石矿物, 降低了后续摇床作业的处理量, 提高了摇床作业给矿品位。通过条件和正交试验研究了给矿量、底流流量、上升水流量等主要参数对氧化锑尾矿预富集效果的影响, 获得了该设备预选氧化锑尾矿时的最佳分选条件, 结果表明:当给矿Sb品位为0.75%时, 在给矿流量300 mL/min、底流流量30 mL/min、上升水流量133 mL/min的优化条件下, 一次分选可以得到Sb品位2.54%、回收率73.91%的锑粗精矿。流程对比试验结果表明, 该设备在抛除近80%尾矿的同时, 使最终精矿品位和综合回收率相较于单独使用摇床均有所提高。     

某金锑矿选矿试验研究

对某Sb品位7.94%、Au品位1.95 g/t的石英脉型金锑硫化矿进行了浮选试验研究。采用混合浮选工艺,以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂、硫酸为pH值调整剂、硝酸铅和硫酸铜为活化剂,经一次粗选三次精选三次扫选闭路浮选,获得了产率20.17%、Sb品位和回收率分别为37.35%和94.87%、Au品位和回收率分别为7.79 g/t和80.39%的金锑混合精矿,精矿品级符合锑精矿质量标准(YB 2419—82)中硫化锑精矿三级品,金和锑都得到较好地回收。     

某锑金矿综合回收锑、金的试验研究

采用酸法浸锑-浸锑渣焙烧脱硫-氰化浸金工艺从某锑金精矿中分离提取锑、金。酸法浸锑最佳工艺条件为: 温度为95 ℃、[H⁺]=4 mol/L、液固比为4∶1、FeCl₃过量系数为1.1、浸出时间为0.5 h, 在此条件下, 锑浸出率为99.05%, 进入浸锑液的金仅为0.99%, 实现了锑、金良好的选择性浸出。对浸锑渣直接氰化浸金, 浸金率仅为71.93%。为了提高浸金率, 在分析酸性浸锑渣的矿物组成的基础上, 对浸锑渣进行氧化焙烧, 结果表明: 碚砂中硫品位仅为0.18%, 硫脱除率达到了99.81%, 渣中的单质硫及硫化物显著减少, 主要以赤铁矿和脉石矿物为主。最终金浸出率达到95.92%, 比浸锑渣直接氰化浸金提高了约24个百分点。