石煤提钒离子交换树脂解吸试验研究

选用201×7树脂对石煤提钒水浸液进行离子交换, 在最佳吸附条件下对解吸剂种类及用量、解吸速率等进行试验研究。研究表明: 以4%NaOH+10%NaCl溶液为解吸剂, 其用量为树脂体积的3～4倍, 解吸剂流速0.014～0.016 mL/(mL湿树脂·min), 此时解吸率大于99%; 并为提高富钒液浓度提出了分段解吸和增加树脂负载钒量等有效措施。     

石煤型低品位钒矿提钒试验研究

该矿样中含V₂O₅ 0.506%,全碳36.56%,属于低品位钒石煤矿,其发热量13.27 MJ/kg,可利用其燃烧热能进行焙烧。对焙烧温度、焙烧时间、矿物粒度、浸出时间、浸出温度、浸出酸度、助浸剂选择等进行详细试验研究,最终确定采用空白焙烧—烧渣添加助浸剂—酸浸工艺流程,V₂O₅的浸出率70.41%。     

某低品位石煤钒矿选冶联合提钒新工艺研究

为了更好地开发利用低品位的石煤钒矿,采用"浮选-焙烧-浸出-萃取"选冶联合工艺制取V2O5。重点介绍了浮选方面的实验研究,确立了浮选的最佳条件为:磨矿细度83.15%-0.074 mm、氢氧化钠1500 g/t(pH=11)、水玻璃500 g/t、煤油150 g/t、捕收剂醚胺200 g/t。得到混合钒精矿的品位为0.99%,并以浮选的钒精矿为原料,通过焙烧-浸出-萃取工艺,最终制取纯度达98.46%的V2O5。该工艺具有良好的可行性。     

石煤提钒离子交换工艺研究

提出了一种石煤提钒的动态离子交换三柱串联工艺,比现行的离子交换工艺处理时间缩短了50%,树脂解吸率提高2%以上,且钒富集倍数比传统石煤提钒的焙烧-水浸-离子交换工艺提高25%.     

提高云南某石煤钒矿酸法提钒浸出率的研究

云南某石煤钒矿中的钒主要以类质同象形式赋存于硅酸盐矿物中,直接硫酸法处理浸出率仅为60.9%.试验表明,使用助浸剂可强化酸浸过程中对矿石结构的破坏,提高钒的浸出率.在硫酸用量为250kg/t、液固比1∶1、助浸剂A为25kg/t、助浸剂B为3kg/t、浸出温度90℃、浸出时间12h的条件下,钒的浸出率可达81.91%.与直接硫酸法相比,钒的浸出率提高20%以上.     

硅质石煤钒矿无污染氧化剂氧化—酸浸法提钒工艺研究

通过单因素条件试验确定了“氧化剂氧化—硫酸浸出提钒工艺”的最优工艺参数.试验结果表明,在氧化剂二氧化锰用量为5％、硫酸浓度为40％、浸出温度为90℃、矿物粒度- 74μm、浸出时间为9h、液固比为2.5:1的条件下,钒的浸出率可达72.4％.比起传统的钠化焙烧工艺高出10％以上.     

石煤钒矿提钒工艺技术的研究进展

介绍了国内外石煤钒矿的资源概况,阐述了石煤钒矿的钠化焙烧、无盐焙烧、钙化焙烧和酸(碱)浸出提取五氧化二钒的工艺,并讨论了各工艺的优点及存在的问题。     

石煤钒矿全湿法提钒技术中沉钒工艺研究

以钒反萃取液(主要成分五氧化二钒浓度99.30 g/L, 铁浓度3.15 g/L)为原料, 研究了钒反萃取液酸度、沉钒pH值、溶液电位等条件对沉钒率和产品五氧化二钒质量的影响。试验结果表明: 针对含铁较高的上述钒反萃取液, 为了获取优质五氧化二钒产品, 沉钒分二段进行。第一段沉钒是先用硫酸调整钒反萃液酸度为1.5 mol/L, 60 ℃水浴下加氯酸钠, 控制溶液电位为1 000 mV, 用15%的氨水调pH值在0.5以内, 90 ℃下搅拌1 h, 该段沉钒率为85%, 其产品五氧化二钒含量达99%以上, 铁含量在0.3%以下。第二段沉钒是将上述滤液接着用氨水调pH值至2.0并于90 ℃下搅拌1 h, 两段总沉钒率达99%, 第二段沉钒产品铁含量达1.5%, 需后处理, 经30%氢氧化钠溶液除铁后再次沉钒, 其产品五氧化二钒含量达99%以上, 铁含量在0.1%以下。     

某低品位石煤钒矿资源综合利用工艺

介绍一种低品位石煤钒矿资源综合利用的工艺流程.表明低品位石煤钒矿的开发应该同时利用碳、钒、硫、硅多种元素,生产规模必须大型化,工艺路线应该稳妥化,设备选型要求优选化.     

低品位硅质石煤钒矿的选矿试验研究

针对陕西某地低品位石煤钒矿,在工艺矿物学研究的基础上,采用沉降—磁选的工艺技术方案,对沉降和磁选过程进行了工艺技术条件的研究。结果表明:在磨矿细度为-74μm占35.78%,分散剂YZA用量为2.0 kg/t,沉降浓度为35%,沉降时间为5 min的条件下,沉降效果最佳;在一段沉降脱泥的基础上进行二段脱泥流程,可以提高钒的回收率;在磁场强度为1.4 T时,磁选效果最优。通过沉降—磁选联合选别流程,可抛掉V_2O_5品位为0.15%、回收率为16.57%的尾矿,最终获得V_2O_5品位为2.10%、回收率为83.43%的钒精矿。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为：原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。     

西部低品位海泡石矿品位的快速定量分析方法的研究

针对西部低品位海泡石矿的特点,在试验研究的基础上.通过数学回归方法,获得了海泡石矿品位的快速定量分析的数学表达式.该快速定量分析方法可以推广应用到其它泡石矿品位的快速定量分析.     

低品位磷矿的生物浸出研究

传统的选矿方法已经越来越难处理低品位的磷矿,生物浸出技术由于其经济、环保的特点在湿法冶金领域越来越广泛地采用,但在浸磷方面的应用国内外都较少。本研究采用从安徽省某煤矿酸性水分离出的嗜酸氧化亚铁硫杆菌和嗜酸氧化硫硫杆菌,采用紫外线和微波诱导方法,培养出的硫杆菌种能够产生更多的硫酸。使用经过诱变的微生物浸出中国湖北钟祥的低品位磷矿,可以达到比原菌更好的浸出效果。在生物浸出的过程中加入吐温类表面活性剂可以进一步提高磷的浸出率。     

萃取法从废催化剂中提取V_2O_5的研究

以废催化剂为原料 ,先经焙烧活化处理 ,再用还原酸浸—萃取法提取五氧化二钒。研究了萃取液组成、萃取液用量及萃取 p H值等条件对钒回收率的影响。实验结果表明 :以三烷基胺为萃取剂 ,煤油为稀释剂 ,二者比例 30∶ 70～ 6 0∶ 4 0 ,当萃取液与浸取液体积比超过 0 .4∶ 1时 ,萃取钒回收率可达 95 %以上     

萃取法从废催化剂中提取V2O5的研究

以废催化剂为原料，先经焙烧活化处理，再用还原酸浸--萃取法提取五氧化二钒。研究了萃取液组成、萃取液用量及萃取pH值等条件对钒回收率的影响。实验结果表明，以三烷基胺为萃取剂，煤油为稀释剂，二进行比例30:70～60:40，当萃取液与浸取液体积比超过0.4:1时，萃取钒回收率可达95%以上。     

嗜酸氧化亚铁硫杆菌对低品位磷矿的生物浸出研究

从安徽省某煤矿酸性水中分离培养出嗜酸氧化亚铁硫杆菌(At f), 研究了不同能源物质对其产酸能力的影响。采用微波物理诱变的手段对氧化亚铁硫杆菌进行育种, 并与原菌进行了浸矿对比试验。结果表明, 使用经过诱变的微生物浸出低品位磷矿可以达到比原菌更好的浸出效果。采用Zeta电位测定的方法分析了At f菌对产酸和浸矿的影响。     

广西某低品位铜镍矿选矿试验研究

广西某低品位铜镍矿含铜0.11%,含镍0.18%,铜矿物主要为硫化铜,镍矿物为镍黄铁矿。试验采用浮选—磁选联合工艺流程,在进行了详细的条件试验下,获得了较好的选矿指标。铜镍精矿产率1.83%,品位:铜4.81%、镍7.34%、钴0.31%、银230.60 g/t;回收率:铜88.69%、镍80.12%、钴55.76%、银78.75%。     

超低品位钒钛磁铁矿石选矿工艺优化实践

滦平新远通矿业公司选矿厂处理超低品位钒钛磁铁矿石原工艺流程,在生产中存在精矿品位及回收率均比较低的问题.通过优化改造工艺,采用细碎部分抛尾-阶段磨矿-强磁选富集-再磨磁选-细筛分级-强磁扫选流程,收到了良好效果.生产实践表明,改造后新工艺流程具有技术先进,生产稳定,选矿效率高,对矿石性质适用性强等优点.介绍了选矿厂改造前后的工艺流程,分析了改造后工艺流程的特点,提出了选矿厂进一步完善工艺流程的建议.     

江西某低品位铁锂云母矿综合回收工艺研究

为了实现江西某低品位铁锂云母矿的资源综合利用,在工艺矿物学及试验研究的基础上,提出了采用"重—磁—浮"联合选矿工艺流程,并针对该矿泥化程度高的问题,进行了磨矿细度、脱泥、捕收剂种类及用量条件试验,确定了回收锂、钽铌、锡、长石及铁等有价组分的全开路流程。在原矿仅含Ta2O50.0041%、Nb2O50.0047%、Li2O 0.63%的基础上,获得了含Ta2O515.28%、回收率37.35%的钽铌精矿,含Sn 42.76%、回收率38.48%的锡精矿,含Li2O 3.1%、回收率75.48%的锂云母精矿,并使得长石精矿达到了特级品质量标准。