硫酸浸出法从高钛型高炉渣富钛产物中提取钛

以攀西地区高钛型高炉渣经磁选、硫化焙烧-水浸、盐洗处理后所获的富钛产物为原料,采用稀硫酸浸出法提取其中的钛组分。考察了硫酸质量分数、温度、酸渣质量比和时间对钛浸取率的影响。采用XRF和XRD对富钛产物和酸浸渣的化学成分与物相组成进行了研究。结果表明,富钛产物中Ti O2含量超过35%,主要以无定型水合氧化钛和钙钛矿形式存在;提取钛的最佳条件为:硫酸质量分数60%,温度160℃,酸渣质量比(1.25~1.5):1,时间2.5 h,Ti O2浸取率可达90%以上,且纯度较高;酸解过程中,无定型水合氧化钛最先溶出,其次是钙钛矿,最后是部分透辉石。该工艺具有用酸浓度低、酸解时间短、Ti O2浸取率高等特点,对高钛型高炉渣资源化利用具有重要的意义。     

硫酸法由富钛高炉渣中撮钛

攀枝花含钛高米炉渣是一种重要的、待开发利用的钛资源。本文介绍采用以含钛高炉渣进行“选择性分离”后的富钛精矿为原料,研究酸法提取钛过程中渣酸比、温度、渣粒度以及硫酸浓度对钛元素酸解率的影响,钛元素最高酸解率可达９８％以上,为实现从高炉渣中回收钛提供了理论基础。     

含钛高炉渣钛提取中酸解率影响因素的研究

采用硫酸法对含钛高炉渣进行钛提取,对影响含钛高炉渣酸解率的因素进行了实验室研究,确定了最佳工艺参数。结果表明,影响酸解率最重要的因素为酸浓度、酸渣比和反应时间;在含钛高炉渣细度300目、酸渣比（1.8~2.2）∶1,硫酸浓度85%,反应时间40 min,熟化温度160 ℃,熟化时间4 h,浸取浓度50 g/L,浸取时间8 h,浸取温度50 ℃的条件下,酸解率在85%以上,并可得到总钛浓度50 g/L以上的合格钛液。对钛液进行水解、水解产物经煅烧后得到的TiO₂其品位超过了98%。     

硫酸法由富钛高炉渣中提取钛

攀枝花含钛高炉渣是一种重要的、待开发利用的钛资源。本文介绍采用以含钛高炉渣进行“选择性分离”后的富钛精矿为原料 ,研究硫酸法提取钛过程中渣酸比、温度、渣粒度以及硫酸浓度对钛元素酸解率的影响 ,钛元素最高酸解率可达 98%以上 ,为实现从高炉渣中回收钛提供了理论基础。     

含钛高炉渣湿法提钛时杂质酸解行为的研究

对含钛高炉渣中杂质的酸解行为进行了研究,并考察了搅拌强度、渣酸比、硫酸浓度、反应时间和反应温度等因素对杂质酸解率的影响规律,结果证实:A l2O3及MgO不同程度的酸解,溶解于硫酸氧钛溶液中;CaO与硫酸反应以CaSO4进入渣相;二氧化硅以无定型留于渣相。     

含钛尾渣中钛的回收工艺试验研究

采用硫酸法对炼铁含钛高炉尾渣进行提取试验,考察液固比、硫酸用量、温度等因素对钛渣酸解浸出的影响.试验优化钛尾渣酸解浸取条件为:液固比为4.5 ∶ 1、硫酸用量为95 ml、浸取温度45℃.Ti总浸出率(以TiO2计)达到89.82%.浸出液经低温加热水解,洗涤、煅烧后,得到的TiO2品位在93.35%～97.65%.经酸浸后的滤渣中TiO2含量低于10%,可以用作水泥添加材料.     

含钛高炉渣综合利用研究进展

从整体利用和局部利用两个方面对含钛高炉渣的综合利用现状进行了综述.指出把含钛高炉渣中的钛有效地富集到富钛相,然后分离并实现工业化生产,是高炉渣局部利用研究的重点和方向.从热力学角度分析了炉渣中钙钛矿相、攀钛透辉石、富钛透辉石、Ti(C、N)和黑钛石相作为富钛相的可行性,并对它们的结晶行为研究进展进行了总结,最后从重选和浮选两个角度分析了炉渣中钙钛矿分离的可行性.     

含钛高炉渣综合利用研究进展

从整体利用和局部利用两个方面对含钛高炉渣的综合利用现状进行了综述。指出把含钛高炉渣中的钛有效地富集到富钛相,然后分离并实现工业化生产,是高炉渣局部利用研究的重点和方向。从热力学角度分析了炉渣中钙钛矿相、攀钛透辉石、富钛透辉石、Ti(C、N)和黑钛石相作为富钛相的可行性,并对它们的结晶行为研究进展进行了总结,最后从重选和浮选两个角度分析了炉渣中钙钛矿分离的可行性。     

水淬含钛高炉渣中硅酸解行为的研究

对水淬含钛高炉渣中硅的酸解行为进行了研究。主要考察了硫酸浓度、反应温度及渣酸比等因素对硅溶解和析出的影响,并对酸浸渣进行了表征。研究表明:采用20%硫酸分解高炉渣时,生成的水合二氧化硅在溶液中具有很高的过饱和稳定性;当酸浓度增至30%时,随着浸出的进行,溶解的硅逐渐析出;而当采用50%硫酸时,硅在整个浸出过程中均不进入溶液。硅的上述溶析行为可能与体系中离子强度的快速变化、生成硫酸钙的水合结晶以及溶液中氢离子的极强的水化能力、催化聚合作用等因素有关。     

由含钛高炉渣低温酸碱法制取富钛料

根据攀枝花高钛型高炉渣的组分性能和特点, 采用低温化学分离提取法, 将含钛高炉渣中的其它主要杂质组分除去, 使钛富集成可用于工业生产的富钛料。试验过程分2个步骤: 第一步是将5～6 mol/L盐酸溶液按酸渣比为0.9～1.0的比例, 在100 ℃下与空冷含钛高炉渣反应4 h, 将主要的酸溶性组分镁、铝、钙等分离; 第二步用NaOH与前面得到的主成分为钛和硅的过滤渣在碱渣比为0.5, 100 ℃下反应2 h, 将硅与钛组分分离, 即得到含TiO₂达73%左右的富钛料。     

有机锗废液中锗的回收

有机锗废液中的锗用氯化蒸馏工艺回收,锗的回收率低,仅为50％左右.采用氯化镁-氧化钙为沉淀剂,在pH=11～12的条件下沉淀锗,所得锗沉淀物经650 ～ 700℃灼烧得到锗精矿,然后再通过氯化蒸馏回收锗,锗的总回收率大于90％,有效回收了废液中的锗.     

Extraction of lithium from micaceous waste from china clay production

The granites of South-West England are a potential source of lithium which is generally found within the mica mineral, zinnwaldite. It is mainly found in the central and western end of the St. Austell granite. When kaolin extraction occurs in these areas a mica-rich waste product is produced which is currently disposed of in tailings storage facilities. In this study a tailings sample containing 0.84% Li₂O was upgraded by a combination of froth flotation, using dodecylamine as the collector, and wet high intensity magnetic separation (WHIMS) to 2.07% Li₂O. The concentrate was then roasted with various additives, including limestone, gypsum and sodium sulphate, over a range of temperatures. The resulting products were then pulverised before being leached with water at 85 °C. Analysis of these products by XRD revealed that the water-soluble sulphates, KLiSO₄ and Li₂KNa(SO₄)₂, were produced under specific conditions. A maximum lithium extraction of approximately 84% was obtained using gypsum at 1050 °C. Sodium sulphate produced a superior lithium extraction of up to 97% at 850 °C. In all cases iron extraction was very low.Preliminary tests on the leach solution obtained by using sodium sulphate as an additive have shown that a Li₂CO₃ product with a purity of >90% could be produced by precipitation with sodium carbonate although more work is required to reach the industrial target of >99%.     

湖南某含钨多金属矿选矿试验研究

针对湖南某含钨多金属矿原有加温选钨工艺流程长、能耗大、钨回收率低、回水循环利用困难等问题,以金属配位离子苯甲羟肟酸类Pb-BHA为捕收剂、Al-SBL聚合物为抑制剂,采用“一粗四精两扫”常温浮选新工艺,可使精矿WO₃品位达到40%以上、回收率65%以上,大大降低了生产成本,实现了钨资源的高效分离和回收利用。     

从蒸氨残液中回收铀的新工艺研究

采用铀纯化萃余水相酸化蒸氨残液直接沉淀铀的工艺,可最大限度利用萃余水相中的硝酸,并有效回收蒸氨残液中的铀,能很好解决传统工艺的不足,具有设备简单、工艺可行、成本低廉、社会效益和经济效益显著等特点。     

某选铜尾矿硫回收工艺研究

某选铜尾矿含硫较高,主要硫化物为磁黄铁矿、黄铁矿等,由于在选铜作业时可浮性受到抑制,因而重点对硫化矿物浮选的活化剂和捕收剂进行了条件试验,最终确定的1粗1精1扫、中矿顺序返回流程处理该含硫2.46％的选铜尾矿,可获得硫品位为35.04％、硫回收率为83.90％的硫精矿.     

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。     

用硫酸浸出河北某高炉瓦斯泥中锌

河北某瓦斯泥锌含量为8.74%、铁品位为27.4%,含锌矿物主要为红锌矿,含铁矿物主要为赤铁矿。为回收瓦斯泥中锌等有价元素,对其进行了硫酸浸出试验。结果表明,常温下,硫酸浓度为0.5 mol/L、液固比为6 mL/g、反应时间为15 min、搅拌速度为300 r/min条件下,可以获得锌浸出率为95.21%的指标,浸渣中锌品位降至0.5%。试验结果可以为该类瓦斯泥矿硫酸溶解浸出提供技术依据。     

由膨润土提铝残渣合成堇青石

研究了以膨润土提铝残渣为含硅原料 ,采用湿化学法合成堇青石的方法。该法由前驱体合成、干燥、煅烧等步骤组成。由实验确定了各步操作的最佳条件 ;用红外光谱和X -射线衍射分别对前驱体和煅烧产物的结构进行了表征。结果表明 ,合成的前驱体为一种有机硅化合物 ,其干燥、煅烧后的产物为堇青石