菱锌矿表面强化硫化技术及机理研究

本文以主要氧化锌矿物菱锌矿作为研究对象,研究了硫化温度、铜离子活化、低pH条件硫化等多种方式对菱锌矿硫化程度的影响,并揭示了水洗除去表面的过量的高浓度硫化钠对氧化锌矿硫化浮选效果的影响。在以上基础上,利用分析检测手段对氧化锌矿强化硫化反应机理进行了探究。论文得到的主要结论：（1）硫化时加入铜离子可以改善菱锌矿纯矿物的回收率;（2）以用量为1×10-3mol/L的硫化钠作为硫化剂时,在没有除去溶液中过量硫化钠时,菱锌矿几乎没有得到有效浮选,表明溶液中残存的高浓度硫化钠对浮选过程起抑制作用,水洗除去溶液中过量硫化钠后可以提高菱锌矿回收率;（3）酸性条件下进行氧化锌矿硫化有助于提高氧化锌矿浮选回收率,在弱酸性条件下强于强酸性条件;（4）提高硫化温度可以提高菱锌矿硫化效果。通过XRD分析表明,硫化反应生成物结晶度很低,XPS分析表明加入硫化钠硫化时有硫化锌生成,并且随着温度升高菱锌矿表面硫化锌含量增加。红外光谱分析表明,铜离子强化了丁基黄药与菱锌矿的吸附作用。     

从废旧锂离子电池中回收制备磷酸锂的工艺研究

为研究化学沉淀法对废旧锂离子电池中锂元素的回收并提高锂的回收率,以磷酸钠为沉淀剂,研究了磷酸钠加入量、反应温度、锂离子浓度、磷酸钠浓度、反应时间和溶液pH等因素对磷酸锂沉淀率的影响.实验结果表明,在磷酸钠加入量为理论量的110％、反应温度为95℃、锂离子浓度为11.649 g/L、磷酸钠浓度为100 g/L、反应时间为30 min、溶液pH保持不变的优化条件下,获得的磷酸锂沉淀率为98.7％,溶液中绝大部分的锂被回收.     

烧结时间对含铅玻璃制备微晶玻璃析晶及性能的影响

以铅玻璃与粉煤灰为原料,通过协同熔炼制备了微晶玻璃。通过XRD和SEM等手段研究了不同烧结时间下微晶玻璃的物相组成及显微结构,测定了微晶玻璃的密度、吸水率、维氏硬度和化学抗性。结果表明: 延长烧结时间对含铅玻璃加入量为40%(FG40)、50%(FG50)样品的晶相类型和晶化程度有影响,而对含铅玻璃加入量为60%(FG60)、70%(FG70)和80%(FG80)样品的影响较小。随着烧结时间延长,样品晶化程度提高,晶体长大,玻璃相减少。适宜的含铅玻璃加入量为50%~70%,对应的FG50、FG60、FG70样品最佳烧结时间分别为4 h、3 h、3 h。     

含钛高炉渣/绿矾协同焙烧富集金红石机理研究

含钛高炉渣和绿矾是以钒钛磁铁矿为原料经选矿后冶炼生铁和二氧化钛工艺中排出的两种主要固体废弃物, 上述两种固废的共同处置对钛铁工业的发展具有重要意义。采用含钛高炉渣和绿矾为原料, 提出了一种富集金红石的新工艺。含钛高炉渣和绿矾经过共焙烧, 其中绿矾热分解为二氧化硫和三氧化二铁, 进而二氧化硫和含钛高炉渣中的钙钛矿及含钛辉石发生硫酸化反应, 钙镁组分转化为硫酸盐, 而钛组分被富集为金红石。系统地研究了工艺参数对含钛高炉渣富集过程的影响。研究发现, 加入Na₂SO₄可以显著提高Ti的富集效率。在绿矾与含钛高炉渣质量比为2、硫酸钠添加量为10%、焙烧温度为650℃、保温时间4 h的最优条件下, 含钛高炉渣中钛的转化率达98%, 富集后金红石含量约为8.6%, 后续可通过浮选进一步富集。Na₂SO₄的加入促进了熔融Na₃Fe (SO₄)₃的形成, 熔融物能够渗透含钛高炉渣内部进行硫酸化反应, 气液固相反应加速了钛的富集过程。      

羟肟酸钠浮选氧化铜矿的研究

对含铜、金的氧化物，采用常规的硫化浮选工艺，研究了硫化钠、丁黄药用量对铜、金回收率的影响，并在硫化钠，丁黄药最佳用量的条件下，研究了添加羟肟酸钠对铜，金回收率的影响，结果表明，过量的硫化钠对铜、金矿物有一定的抑制作用，而添加少量羟肟酸钠后，可以避免硫化钠对铜，金的不利影响，明显地提高了铜、金的回心率，小型试验获得的铜精矿，含Ｃｕ１７．６８％，含Ａｕ２５．０７ｇ／ｔ，铜回收率５４．３０％，金回收率６     

含铟锌渣氧粉加压氧化浸铟的工艺研究

研究了含铟锌渣氧粉在加压和加入氧化剂的条件下与工业硫酸反应时硫酸初浓度、浸出时间、反应温度、氧化剂用量等工艺条件对铟浸出效果的影响。研究结果表明,加压和加入氧化剂高锰酸钾对锌渣氧粉的浸出有较好的强化作用,能明显提高铟浸出率。其最佳工艺条件：硫酸初浓度为400 g/L,反应时间为120 min,反应温度为120 ℃,高锰酸钾用量为矿样量的4%,液固比为8,反应压强为0.5 MPa,搅拌器转速为400 r/min。在此条件下,锌渣氧粉的铟浸出率可达到90.6%。     

某难选低品位氧化铜矿石水热硫化浮选试验

某低品位氧化铜矿石氧化率和结合率都很高且风化严重,采用常规硫化钠硫化浮选工艺难以有效分选。为此采用水热硫化浮选工艺对其进行处理,即在高压釜内利用硫磺的歧化反应生成的二价硫将氧化铜矿物硫化成硫化铜矿物,然后对硫化产物按硫化铜矿石浮选工艺进行选别。试验结果表明：水热硫化过程的适宜工艺条件为反应温度200 ℃、反应时间180 min、物料粒度-0.074 mm占90%、硫磺用量为理论量的1.4倍、液固比1.4。在此条件下获得的的硫化产物经浮选,铜精矿品位和回收率分别达到15.73%和71.49%,比常规硫化钠硫化浮选时分别提高4.28和38.73个百分点。     

硫化钠诱导浮选的应用研究

研究了闪锌矿、方铝矿和黄铁矿的硫化钠诱导浮选行为．研究发现，硫化钠的加入．使得黄铁矿、方铝矿的可净性变好．通过在湖北某矿山的实践表明，硫化钠诱导浮选可以使得Ph－Zn分离效果好，回收率提高，同时回收了硫精矿．     

二氧化氯氧化法处理含氰废水试验研究

针对某含氰含铜废液,采用二氧化氯氧化法脱除废液中氰,再用硫化法沉淀回收溶液中铜。结果表明,二氧化氯氧化法除氰合理工艺条件为: 反应温度25 ℃、溶液初始pH=9.5、反应时间60 min、二氧化氯气体流速60 mL/min,此时除氰率达到96%以上; 硫化沉淀法回收除氰后液中的铜,合理工艺条件为: 反应温度25 ℃、反应时间60 min、溶液初始pH=3、搅拌速度300 r/min、硫化钠用量为理论量3倍,此时沉铜率达到93%以上。     

加压氧化对锌渣氧粉中铟和锌浸出的影响

研究了含铟锌渣氧粉在加压和加入氧化剂的条件下与工业硫酸反应时,硫酸初浓度、浸出时间、反应温度、氧化剂用量等工艺条件对铟和锌浸出效果的影响。结果表明,加压和加入氧化剂高锰酸钾对锌渣氧粉中铟的浸出有较好的强化作用,能明显提高铟浸出率。其最佳工艺条件为:硫酸初浓度400g/L,反应时间120min,反应温度120℃,高锰酸钾用量为矿样量的4%。在此条件下,铟浸出率可达到90.6%。同时,加压氧化浸出工艺对锌渣物料中锌的浸出也有一定的强化作用。     

小秦岭地区某低品位氧化钼铅矿选冶新技术研究

小秦岭地区某低品位氧化钼铅矿含Mo 0.078%、Pb 0.34%,钼氧化率64.20%,铅氧化率58.06%,有用矿物粒度较细且嵌布紧密。对该矿石按钼铅混合浮选-硫化钠法浸出氧化钼-浸渣浮选回收硫化钼及硫化铅的选冶联合工艺流程进行了试验研究。结果表明,在试验确定的工艺技术条件下,可获得Mo品位为64.03%的氧化钼,Mo品位为12.56%的硫化钼粗精矿,钼总回收率为75.06%,并可获得Pb品位为43.07%、铅回收率为66.17%的铅精矿。     

从分铜后液中回收硒、碲

采用铜粉置换、SO₂还原和亚硫酸钠还原三种方法从分铜后液中回收了其中的硒、碲。研究了铜粉用量及反应温度对铜粉置换回收硒、碲的影响,结果表明在铜粉过量系数为2.0、反应温度为90℃的条件下可回收溶液中99%以上的硒和75%以上的碲;考察了SO₂流量、反应温度及反应时间对SO₂还原回收硒、碲的影响,结果表明在SO₂流量为0.3L/min、反应温度为60℃的条件下,反应2h可回收99%以上的硒和83%以上的碲;分析了亚硫酸钠加入量、反应温度和反应时间对亚硫酸钠还原回收硒、碲的影响,结果表明在亚硫酸钠的加入量为10g/L、反应温度为75℃、反应时间为2h的条件下,可回收99%以上的硒和98%以上的碲。     

氧化钪制备过程中磷酸和磷酸钠组合除锆工艺研究

基于高纯氧化钪制备过程中钪和锆难以分离的问题, 采用磷酸+磷酸钠组合除锆, 研究了钪料液酸度、磷酸加入比例、反应温度、反应时间、陈化时间和磷酸钠添加量对钪、锆沉淀率的影响。结果表明, 最优组合条件为：反应酸度6 mol/L, 磷酸加入量为理论量的1.6倍, 反应温度90 ℃, 反应时间30 min, 陈化时间30 min, 磷酸钠添加量为磷酸的10%。在此条件下, 锆沉淀率达99.85%, 氧化钪损失仅为3.02%。得到的高纯氧化钪产品绝对纯度达99.91%, 相对稀土纯度99.995%。     

高浓度含氰废水处理的工程试验研究

采用降氰预处理与改进因科法联合处理工艺,对某公司含氰废水的工程试验研究。考察了改进因科法处理中的pH值、焦亚硫酸钠加入量、反应时间、硫酸铜投加量对除氰效果的影响;降氰预处理中的药剂投加量和反应时间对降氰效果的影响,并得到了最佳反应条件。在最佳反应条件下,利用联合处理工艺对含氰废水进行小型序批试验,结果表明,处理出水中总氰浓度、COD及pH值均达到排放标准的要求。     

助熔剂对皖北刘桥二矿煤灰熔融特性的影响

研究了钙基、镁基和铁基等3种助熔剂对皖北刘桥二矿煤（AQ）灰熔融特性的影响,在添加助熔剂前后在氢气和氮气的混合气氛下对AQ煤灰进行不同温度的热处理,对矿物组成进行了XRD分析。结果表明：导致AQ煤灰熔融温度高的主要原因是1 000 ℃以上形成的莫来石引起的;加入钙基、镁基和铁基等助熔剂均可以降低AQ煤灰的熔融温度,当钙基助熔剂的添加量达到6.2%时(以煤基计),或镁基助熔剂的添加量达到2.8%时,或铁基助熔剂的添加量达到5.6%时,均可使AQ的煤灰流动温度降到1 350 ℃以下,满足Shell气化炉的液态排渣要求;在高温下助熔剂与煤灰中其他铝硅酸盐矿物发生反应,生成低温共熔化合物,从而使煤灰熔融温度明显下降。     

氯氧铋湿法还原制备海绵铋的研究

研究了氯氧铋湿法还原制备海绵铋的方法。将氯氧铋置于盐酸溶液中搅拌溶解,溶解过程中加入铁粉还原铋离子,最后得到铋含量80%左右的海绵铋。研究了盐酸浓度、液固比、铁粉加入前反应时间、铁粉用量、铁粉加入后反应时间、反应温度对铋还原效果的影响,得出反应最佳条件为:盐酸浓度2.5 mol/L、液固比5∶1、铁粉加入前反应时间0.5 h、铁粉用量为理论量1.25倍、铁粉加入后反应时间3 h、反应温度常温,此时海绵铋中铋含量为84.93%。     

高钙高铁煤渣处置含砷污酸的除砷行为及机理

针对重有色冶炼过程中的污酸处置长期存在危废产量大、环境成本高等难题,本文提出一种绿色工艺,结合高铁高钙煤渣特征,提出了高铁高钙煤渣无害化处置含砷污酸的新思路,达到去除污酸中砷离子且生成稳定含砷化合物的目的.研究了污酸与高铁高钙煤渣的在不同条件(加入量、反应时间、初始pH)的反应行为,并借助材料分析手段揭示了除砷机理.结...     

粉煤灰在熔融NaOH体系中的脱硅过程研究

根据粉煤灰的化学组成,通过正交试验优化粉煤灰在熔融NaOH体系中的脱硅过程,考察反应温度、反应时间和碱矿比对粉煤灰中SiO2脱硅率的影响,利用XRD和SEM分析浸出渣的物相组成和结构。结果表明:粉煤灰在熔融NaOH体系中脱硅过程优化试验条件为:反应温度为450℃,反应时间为90 min,碱矿比为5∶1。在优化试验条件下进行多次重复试验,脱硅率可达96.5%。浸出渣的XRD分析结果表明:随着反应时间的延长,SiO2与NaOH反应趋于完全。     

锌湿法冶金三段净化渣置换中上清液回收铜

采用锌湿法冶金三段深度净化渣中残留的金属锌粉置换沉淀中上清液中的铜回收铜。研究净化渣加入方式、沉铜工艺参数条件对沉铜效果的影响。结果表明,将三段净化渣酸化浆化预处理,并分次加入中上清液中,在每升上清液中加入湿净化渣12.45 g、浆化液硫酸浓度15 g/L、反应温度75℃、反应时间2.0 h的条件下,沉铜率可达到90.53%,沉铜后液含Cu 161.50 mg/L,沉铜后液含铜满足锌冶炼生产深度净化工段的控制要求,铜渣经酸洗后含铜54.87%,铜回收率为89.37%,满足铜渣的外售要求。     

酸浸提取锑鼓风炉渣中铁的研究

采用硫酸与盐酸混合浸出的方法提取锑鼓风炉渣中的铁,考察了浸出时间、反应温度、盐酸加入量、硫酸浓度等对铁提取效果的影响,并在此基础上研究了超声辅助浸出的效果。结果表明,铁的最佳浸出条件为:炉渣量3 g、浸出时间2 h、反应温度80 ℃、1∶1硫酸10 mL、浓盐酸6 mL,此时铁浸出率为87.89%。相同浸出条件下超声辅助浸出可以缩短反应时间至0.5 h。