用纯碱焙烧—浸出法从白钨矿精矿中提取钨

研究了用纯碱焙烧-浸出法处理白钨矿精矿。把碳酸钠掺入浸出剂,从而成功地消除了浸出时白钨矿从钨酸钠溶液中返沉。把浸出残渣经简单粒度分离,使粗粒级(+37μm)返回使用,可进一步提高钨的回收率。     

白钨矿焙烧转料的氢氧化钠浸出动力学研究

中国的钨矿种类以白钨矿为主,黑白混合钨矿与黑钨矿为辅,白钨矿虽储量丰富,但传统的白钨冶炼工艺冶炼难度大、成本高且环境污染严重。为此,提出了一种“氯化镁焙烧—氢氧化钠浸出”绿色环保新工艺。为进一步明确焙烧矿碱浸工序的反应机制,以白钨精矿与MgCl₂焙烧的转型物,即MgWO₄转料为研究对象,以氢氧化钠为浸出剂,详细考察了氢氧化钠浓度、反应温度、转料粒度、搅拌速度以及时间对MgWO₄转料碱浸过程的影响。在此基础上,开展动力学研究,结果表明：氢氧化钠浓度和反应温度为浸出反应过程中的主要影响因素,矿物粒度为次要影响因素。对MgWO₄转料的氢氧化钠浸出动力学实验数据进行拟合,可知该浸出过程符合整体反应模型(volume reaction model),计算可得反应活化能为89.9 kJ·mol^-1,氢氧化钠浓度反应级数为1.718,矿物粒度影响指数为-0.391。反应过程受化学反应控制,其反应动力学方程为：■     

降低白钨矿浸出渣钨损失率的试验研究

采用苏打压煮浸出工艺处理河南某白钨矿,为了使浸出渣中钨含量从原有的4%降至0.5%以下,探究了焙烧时间、碳酸钠浓度、压浸时间和搅拌速度对白钨矿浸出渣中钨损失率的影响。结果表明：在焙烧时间40 min、碳酸钠浓度160 g/L、压浸时间120 min、搅拌速度300 r/min、压浸温度205℃、液固比5∶1条件下,浸出渣中钨含量低于0.15%,基本实现了浸出渣中钨损失率的最小化,可为企业生产提供一定的参考价值。     

用草酸从白钨矿中配合浸出钨试验研究

研究了用草酸从白钨矿精矿中浸出钨,考察了草酸浓度、液固体积质量比、浸出温度、浸出时间对钨浸出率的影响。结果表明：在草酸浓度2.5 mol/L、液固体积质量比60 mL/1 g、浸出温度95℃、浸出时间4 h条件下,钨浸出率达98.93%;浸出过程符合收缩核模型,表观活化能为55.27 kJ/mol,浸出反应受化学反应控制。     

银钨合金W分离回收工艺的研究

以银钨合金为研究对象,提出了从钨基合金废料中回收W的工艺流程,考察了焙烧、硝酸浸取以及煅烧等过程中工艺条件对分离效果和回收率的影响.试验证明在适当的条件下,银的浸出率可达到99%以上,从而保证了钨的分离和回收效率.     

白钨矿浸出工艺的现状及发展方向

本文从热力学和动力学角度对我国白钨矿浸出的几种主要工艺进行了分析介绍,并指出了白钨矿分解方法的发展趋势及方向。     

采用高温焙烧 — 硫酸浸出工艺从废电池材料中提取钴

研究了电池粉在不同气氛中焙烧预处理后用硫酸浸出钴,考察了焙烧气氛及硫酸浓度、浸出温度、浸出时间、液固体积质量比对钴浸出率的影响,采用XRD、SEM对焙烧前后的电池材料进行表征。电池材料在氮气氛中焙烧处理后,表面变得蓬松、多孔,其中的钴酸锂转化成Li_2CO_3、CoO、Co;电池材料在氮气氛中于600℃下焙烧2 h,然后用浓度为4 mol/L硫酸溶液在85℃、液固体积质量比10 mL/g条件下浸出2.5 h,钴浸出率为88%,浸出效果较好。     

采用钙化焙烧—铵盐浸出工艺从钒渣中浸出钒

研究了采用钙化焙烧—铵盐浸出工艺从钒渣中提取钒。分别以氧化钙和碳酸钙为钙化剂对钒渣进行焙烧,考察了不同焙烧条件和浸出条件对钒渣中钒、硅、磷浸出的影响。结果表明:以碳酸钙为钙化剂,对钒渣在n(CaO)/n(V_2O_5)=1.2/1、钒渣粒度45～75μm、焙烧温度920℃条件下焙烧45 min,然后在60℃下用1 mol/L碳酸氢铵溶液浸出60 min,钒浸出率可达82%,硅浸出率低于9%,磷不被浸出,钒渣杂质脱除效果较好。     

WO3–CaSO4在HCl–Na2SO4溶液中的平衡溶解

目前钨冶炼的碱分解工艺,存在用水量大、废水量大、加工成本高等问题,使钨冶炼企业面临着经济与环保的双重压力,不能继续满足行业发展需求。对此,在大量白钨焙烧分解工艺研究的基础上,提出了酸法焙烧思路,开发出了硫酸盐焙烧分解白钨工艺,一步转型生成WO₃。由于白钨矿焙烧产物的主要杂质为Na₂SO₄与难溶CaSO₄,可采用盐酸浸出方式进行钨钙分离,本文采用等温平衡法,考察对比了WO₃、CaSO₄与WO₃–CaSO₄在HCl–Na₂SO₄溶液中的溶解行为,结果表明:WO₃与CaSO₄在盐酸中的溶解度相差较大,CaSO₄在盐酸中溶解度随温度、盐酸浓度的升高而增大,在温度80 ℃、盐酸浓度3 mol·L–1的条件下,硫酸钙在盐酸中的溶解度达到峰值55 g·L–1,而Na₂SO₄可显著降低CaSO₄在盐酸中的溶解度,缩小CaSO₄与WO₃在盐酸中的溶解差,WO₃溶解度则维持在0.3～3 g·L–1范围内,结合目前成熟的低钨回收工艺,能将该部分溶解钨有效地回收,即控制一定的溶解条件有利于钨钙高效分离。      

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%。     

钨精矿预焙烧分离钨锡工艺研究

在分析SnO2和Cu2FeSnS4碱浸出热力学行为差异的基础上,研究了钨精矿焙烧预处理对锡浸出率的影响。研究表明,苛性钠浸出钨精矿时,SnO2极难浸出,浸出率接近为零,而Cu2FeSnS4的浸出率则高得多,在一般浸出条件下可高达40%~50%。钨精矿经过氧化焙烧后,可明显降低锡的浸出率,在焙烧温度为700~800℃、焙烧时间为2 h工艺条件下,Cu2FeSnS4所含硫化状态的锡就可完全转化为SnO2。锡的浸出率由5.96%下降至1.05%。     

钨离子交换工艺中钨锡分离新工艺(Ⅲ)——钨精矿的焙烧预处理研究

在分析SnO2和Cu2FeSnS4碱浸出热力学行为差异的基础上,研究了钨精矿焙烧预处理对锡浸出率的影响。研究表明,苛性钠浸出钨精矿时,SnO2极难浸出,浸出率接近为零,而Cu2FeSnS4的浸出率则高得多,在一般浸出条件下,可高达40%～50%。钨精矿经过氧化焙烧后,可明显降低锡的浸出率,在焙烧温度为700～800℃、焙烧时间为2 h工艺条件下,Cu2FeSnS4所含硫化状态的锡就可完全转化为SnO2。锡的浸出率由5.96%下降至1.05%。     

盐酸磷酸络合浸出白钨矿的试验研究

采用盐酸和磷酸络合浸出白钨矿,用原子吸收分光光度法(AAS)测定溶液中钨的含量,研究了盐酸初始浓度、W/PO2-4重量比、反应温度对浸出动力学的影响,并通过二次回归的方法处理这些结果,建立了宏观的动力学方程。另外,考察了粒度、盐酸初始浓度、温度、W/PO2-4重量比、液固比和浸出时间对白钨矿浸出率的影响,分析了实验结果并利用单因素法对影响反应体系的各个影响因子进行优化。结果表明,白钨矿络合浸出反应属液-固相非催化收缩核模型,整个反应过程属于界面化学反应控制,计算得出该络合反应的表观活化能为59.8kJ·mol-1,其反应动力学方程为:K=4.85×108C0.585HClC0.504PO3-4exp(-59910/RT);最佳工艺参数为:温度90℃、搅拌速度900 r·min-1、粒度48~58μm、盐酸初始浓度2 mol·L-1、W/PO3-4质量比mw/mPO3-4=3∶1、液固比8∶1和浸出时间2.5 h。在此工艺参数下,白钨矿的浸出率为99.6%。     

硅质岩钒矿中提取钒的无污染焙烧工艺研究

采用氧化焙烧法研究了无污染的焙烧添加剂碳酸钠、氧化钙、红泥和苛化泥从硅质岩钒矿中提取钒的焙烧工艺。考察了焙烧温度、焙烧时间、添加剂用量、入炉温度、焙烧气氛对钒浸出率的影响。实验表明，硅质岩钒矿适宜的添加剂为苛化泥，当苛化泥添加量为6％、入炉温度低于200℃、焙烧温度为850℃、通空气焙烧3h时，钒的浸出率达70．53％。与传统的钠化焙烧相比，采用苛化泥焙烧添加剂既解决了废气污染问题，又能综合利用资源，具有成本低、污染少等优点。     

碳酸钠焙烧盐酸浸出分解氟碳铈矿精矿工艺的研究

系统地研究了焙烧温度、焙烧时间和碳酸钠的加入量对氟碳铈矿精矿焙烧分解的影响及浸出时间、浸出温度、盐酸浓度和盐酸用量对三价稀土和铈的浸出率的影响。针对氟碳铈矿精矿的分解,提出了碳酸钠焙烧、水洗除杂、稀盐酸浸出处理氟碳铈矿精矿的简单工艺。在实验室内扩大实验的条件下,首次由焙烧、浸出两步制得了高质量的高铈抛光粉,同时也得到了制取少铈富镧氯化稀土的原料。     

从钨渣中浸出氧化钪的试验研究

研究了采用硫酸化焙烧—水浸工艺从钨渣中回收钪,考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间、水浸温度、水浸时间、水浸液固体积质量比对钪、钨、锰、铁、硅浸出的影响。试验结果表明:最佳条件(硫酸浓度3.5mol/L,焙烧温度200℃,焙烧时间2h,水浸温度90℃,水浸时间1h,水浸液固体积质量比5∶1)下,氧化钪浸出率达93%以上;工艺简单适用。     

江西某白钨矿钨的选矿试验研究

针对江西某石英脉型白钨矿原先采用重选回收白钨回收率低的问题,对该白钨矿石进行了浮选工艺流程试验。通过小型闭路试验,对含钨0.43%的原矿,取得了钨精矿产率为0.56%、含WO362.41%、WO3回收率81.28%的选矿试验指标。以试验确定的工艺对原重选工艺进行了改造,改造后获得了白钨精矿含WO361.08%、WO3回收率达80.93%的选矿生产指标。     

还原焙烧分步浸出工艺从废旧锂离子电池中回收有价金属

以废旧三元正极材料作为原料,提出了还原焙烧与氨基磺酸浸出相结合的工艺,提高锂的回收效率,同时实现组分的分步分离回收。在焙烧温度650℃、碳用量10%、还原焙烧时间90 min条件下,三元正极材料被还原为Li₂CO₃、NiO、MnO、Ni、Co的混合物,还原焙烧产物分步浸出,水浸回收锂,酸浸回收镍、钴、锰。采用氨基磺酸浸出水浸渣,最佳酸浸条件：氨基磺酸浓度0.75 mol/L、浸出温度60℃、固液比28 g/L、浸出时间40 min,此条件下镍、钴、锰的浸出率分别可以达到98.77%、98.71%、98.45%。     

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿,然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中,实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响,并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标,得出最佳焙烧条件为:焙烧温度750℃,焙烧时间60 min,CO浓度8%,CO/(CO+CO2)气氛比例20%,此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%;以铁锌浸出率为考察指标,得出最佳浸出条件为∶常温浸出,浸出时间30 min,浸出酸度90 g/L,液固比10∶1,此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%.     

提取V_2O_5的焙烧、浸出工艺试验

采用传统的钠化法和新型钙化法,对重庆秀山某石煤钒矿进行焙烧、浸出试验,并对两种方法的浸出率进行对比分析。结果表明,采用钙化法工艺无污染,而且成本较低。