氯化焙烧-水浸工艺提取锂云母矿中铷、铯、锂

以锂云母矿为研究对象,进行了硫酸熟化-水浸、氟化酸浸、碳酸钙焙烧-水浸、硫酸钙焙烧-水浸、氯化焙烧-水浸工艺探索试验,确定了氯化焙烧-常温水浸工艺更适用于锂云母矿综合提取铷、铯、锂,同时考察了该工艺下焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及用量、浸出液固比、浸出时间对铷、铯、锂浸出率的影响。结果表明：在添加剂氯化钙用量50%、碳酸钠用量20%、焙烧温度750℃、焙烧时间6 h、浸出液固比1∶1条件下,锂云母矿经氯化焙烧-常温水浸1 h可获得95%以上的铷浸出率、94%以上的铯浸出率、87%以上的锂浸出率,同时在焙烧过程中碳酸钠吸收氯化钙释放的含氯气体,使该工艺的环境污染小。     

采用硫酸化焙烧 — 水浸工艺从锂云母精矿中提取锂

研究了采用硫酸化焙烧—水浸工艺从Li_2O品位3.23%的锂云母浮选精矿中回收锂,考察了焙烧过程中硫酸质量浓度、酸矿体积质量比、焙烧温度、焙烧时间,浸出过程中液固体积质量比、浸出温度、浸出时间对Li_2O浸出率的影响。结果表明:在硫酸质量浓度1 127 g/L、酸矿体积质量比1.5/1、焙烧温度150℃条件下焙烧12 h后,对焙烧渣在液固体积质量比3/1、室温下浸出40 min,Li_2O浸出率达98.39%,浸出效果较好。     

硫化银精矿氯化焙烧提银工艺

南星银矿冶炼厂，是江南一个采用氯化焙烧联氨工艺从含多种金属硫化物的银精矿中提炼白银的乡镇企业。自１９９６年１０月建成投料试车，并经改造后已转入正常生产。处理南宁地区隆安县凤凰山银矿所产银精矿。现该厂月平均可产１５０多ｋｇ白银，产值近７万元。实践证明对...     

采用硫酸熟化—水浸工艺从锂云母中提取锂铷铯

采用硫酸熟化—水浸工艺进行综合提取锂云母中锂、铷、铯的研究,考察了硫酸浓度、酸矿比、熟化温度、熟化时间、浸出温度、液固比等对锂、铷、铯浸取率的影响。结果表明,提取锂、铷、铯的最优工艺条件为:酸矿比1∶1、硫酸浓度70%、120℃熟化8h、液固比4∶1、50℃浸出1h。在此条件下,锂、铷、铯的浸出率分别为91.42%、88.83%、90.09%。     

钒渣回转窑一次焙烧—水浸提钒试验研究

本文对钒渣结构及在氧化-钠化焙烧时的相变特点进行了分析,通过试验找出了影响钒转化的规律,提出了工业生产时钒渣在回转窑中焙烧的改进措施及条件,介绍了试验结果并指明一次焙烧-水浸提钒的重要意义。     

含铜金精矿焙烧—水浸—氰化提金工艺研究

对广东某金矿含铜金精矿焙烧－水浸－氰化提金工艺进行试验研究，试验结果证明工艺是成功的。Ｃｕ浸出率〉９５％，金浸出率〉９７％。     

采用氯化焙烧从含铷矿物中提铷试验研究

介绍了广西某地区铷矿采用氯化焙烧提铷的方法.通过对添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间和磨矿粒度等工艺参数进行研究表明:在物料颗粒小于0.05 mm占95％以上,加入30％ CaCl2和20％ NaCl混匀,制粒、烘干,焙烧温度900℃,焙烧时间1h,液固比2:1,常温水浸1h的条件下,铷浸出率可达93％以上.     

含钾、铷、锂云母矿综合回收试验研究

以江西某含钾、铷、锂云母矿为原料,研究了氯化焙烧工艺综合回收有价多金属工艺,考察了添加剂种类、焙烧温度、焙烧时间、添加剂用量、磨矿粒度等因素对试验结果的影响。研究结果表明,最佳工艺为锂精矿磨矿至-0.047 mm 75%,添加用量35%,在850℃下焙烧2 h。锂、铷、钾浸出率分别达到85%、85%和95%。该工艺具有成本低、浸出率高的特点。     

锂云母焙烧矿的氯化铵压煮过程的研究

本文考察了氯化铵压煮锂云母焙烧矿的浸出过程,着重研究了压煮温度、时间、液固比、氯化铵配比等因素对锂浸出率的影响,并建立了五因子二次回归数学模型,确定了最佳浸出条件。数模验证试验表明,锂的浸出率可达91％。数模对工艺方案选择及过程控制与预测有一定的实际意义。     

锂云母矿石提锂浸取液体系中除铝的研究

锂云母矿物提锂浸取液中含有较高浓度的铝,如何有效去除或者回收铝成为降低综合提锂成本的关键。在综合考察碱法、酸法及溶剂萃取法等传统回收铝的方法的优点和不足之处的基础上,提出了一种更为有效的除铝方法,即铝与浸取液中K等其他组分形成钾明矾等含附加值的矾,在去除铝的同时又能联产其他化工产品,从而降低矿物提锂的综合成本。本研究采用等温溶解平衡法对浸取液特征体系中两个三元子体系Li2SO4-Al2(SO4)3-H2O和K2SO4-Al2(SO4)3-H2O在低温下(5℃)的稳定相平衡关系进行了初步研究,可以为浸取液成矾除铝提供基础数据及理论指导。依据溶解度数据绘制出Li2SO4-Al2(SO4)3-H2O和K2SO4-Al2(SO4)3-H2O的稳定平衡相图,平衡液相所对应的固相由X射线粉末衍射仪(XRD)确定,并划分出相应的结晶区。由相图可以看出,Li2SO4和Al2(SO4)3并未形成复盐,而K2SO4则与Al2(SO4)3可在较大浓度范围内形成钾明矾KAl(SO4)2·12H2O。研究表明,Li+,Al3+不易成矾,而K+和Al3+易形成钾明矾。生产实践中,可以通过调节浸取液中Li+、K+和Al3+的组分浓度,使其浓度范围控制在钾明矾的成矾结晶区,最终使高浓度的铝通过成矾结晶的形式得到综合回收利用。同时又能使Li和K组分得到初步分离,进而降低综合提锂成本,提高矿物提锂工艺的生产效益。     

废旧磷酸铁锂正极材料氯化焙烧回收锂

针对目前废旧磷酸铁锂处理工艺存在耗能高、污染大等问题,探索了一种废旧磷酸铁锂电池正极材料氯化焙烧工艺。焙烧过程中,以NH₄Cl作为氯化剂,实现锂和部分金属物相转型,形成可溶性的氯化盐。探究NH₄Cl用量、焙烧温度、焙烧时间、气氛条件等对氯化过程的影响。试验结果表明,废旧磷酸铁锂正极材料经氯化焙烧转型,可实现Fe、Al在氧化性气氛中转化为Fe₂O₃、FeOCl和AlPO₄等难溶物,在水浸过程中原料中的不溶性杂质和难溶的Fe、Al化合物进入渣相,Li部分转化为可溶性物质,从而选择性浸出至溶液。本方案能够选择性从废旧磷酸铁锂电池中提取最有价值的金属锂,实现资源的回收、高效利用。     

Optimization of Lithium Extraction from Lepidolite by Roasting Using Sodium and Calcium Sulfates

The lithium extraction from a lepidolite concentrate using roasting, followed by water leaching, was studied. Several alternative additives were initially tested. The use of sodium and calcium sulfates as additives was evaluated in more detail. The influence of some process variables, namely the roasting time, roasting temperature and the additive/concentrate mass ratio, was studied applying a design of experiments. The lithium extraction was modelled and the fitted and validated model was used to optimize the process response. The increase in the additive/concentrate mass ratio, roasting time and temperature seems to result in solid state reactions and transformations that lead to phase, morphological and particle size distribution modifications, which were assessed by XRPD, SEM, and particle size analyses. In this process, lithium sodium sulfate formation constitutes a crucial step enabling the Li water leaching. High lithium extractions were estimated for several combinations of factors. At 850°C, lithium extractions over 90% are obtained when the roasting time is above 1.90 hour and the additive/concentrate mass ratios are over 0.77. An increase in the temperature to 875°C also leads to lithium extractions over 90% for a roasting time of 1 hour and an additive/concentrate mass ratio of 0.60.     

微波氯化焙烧对低品位铀矿浸出的影响

针对低品位铀矿采用传统酸浸工艺浸出率低的问题,开展了微波氯化焙烧浸出研究,考察了氯化剂种类与添加量、微波焙烧温度、微波焙烧时间等对铀浸出率的影响。结果表明,矿石铀含量为0.0842%,在氯化铁添加量25%、焙烧温度310℃、焙烧时间60 min优化条件下,铀浸出率达到85.15%,与酸浸工艺相比,铀浸出率提高了17.64个百分点。微波氯化焙烧破坏了矿石结构,产生了微裂纹和孔隙,有利于溶浸剂与铀矿物接触反应,从而提高了铀浸出率。     

锂云母硫酸盐法提取锂铷铯的研究

采用硫酸盐法综合回收锂云母中的锂、铷、铯。结果表明,以硫酸钾、硫酸钙、硫酸钡作为混合盐,锂云母与混合硫酸盐质量比为1∶0.45,在900℃焙烧1h后稀酸浸出,锂、铷、铯浸出率分别为92.2%、61.5%、63.8%。浸出液经净化除杂后,浓缩沉锂,可获得零级碳酸锂,沉锂母液可用于铷、铯回收。     

碳还原焙烧—水浸法处理废旧三元锂离子正极材料

采用碳还原焙烧—水浸法从废旧三元锂离子正极材料中优先选择性提Li,通过热力学分析,结合XRD、ICP等检测手段,研究了焙烧温度、焙烧时间、配碳量对Li浸出率的影响。结果表明,可以通过碳还原焙烧—水浸法优先提取三元锂离子正极材料中的Li,焙砂中Li以Li2CO3形式存在,在焙烧温度750 ℃、焙烧时间1 h,配碳量20%的条件下,Li浸出率达到97.85%,实现了优先选择性提Li。     

低温焦硫酸钾焙烧选择性回收退役三元锂电池中的锂

通过低温焦硫酸钾焙烧与盐溶液浸出复合,实现了退役三元锂电池正极材料中锂的选择性回收。系统研究了焙烧温度、焦硫酸钾与正极材料质量比、焙烧时间对锂、钴、镍、锰回收效果的影响和作用机制。结果表明,在焙烧温度350 ℃、正极材料与焦硫酸钾质量比1︰2、焙烧时间60 min的条件下,再经草酸钾水溶液浸出后,锂的回收率达到97.21%,镍的浸出率为2.61%,钴的浸出率为3.1%,锰的浸出率为10.8%。同时,采用XRD、SEM和EDS表征焙烧前后材料的晶体结构、表面形貌以及元素组成变化,阐明了焦硫酸钾焙烧过程中锂、钴、镍、锰的相转化机制。与传统湿法、火法和生物冶金法相比,该回收技术低能耗、应用前景广阔。     

氯化挥发法从含有价金属硫铁矿精矿中回收金银

对某硫铁矿精矿进行有价金属回收的实验室小型试验及扩大连续试验。在氧化焙烧—润磨造球—氯化挥发的原则流程下,确定了实验室最佳试验条件:氧化脱硫焙烧温度700℃、焙烧时间1.0h、无水氯化钙添加比例7.0%、焙砂再磨细度-0.038mm占70%、氯化焙烧温度1 100℃、焙烧时间1.0h,在该条件下,氧化焙砂的砷脱除率为82.39%,硫脱除率为99.99%,金、银、铜的挥发率分别为96.37%、85.97%和70.61%,球团中铁的品位为61.03%。连续扩大试验结果表明,物料中金、银、铜的挥发率分别达到96.72%、90.91%和52.48%。     

废旧三元正极材料葡萄糖还原焙烧优先提锂工艺

以废弃三元锂离子电池正极材料(spent-NCM)为研究对象,葡萄糖(C₆H₁₂O₆)为焙烧剂,采用焙烧—水浸工艺实现锂的选择性优先浸出。结果表明,在600℃焙烧90 min、C₆H₁₂O₆与spent-NCM质量比25%、浸出液固比20 mL/g的条件下,spent-NCM中的有价金属元素转变为水溶性的Li₂CO₃和不溶性的Ni、Co和MnO,焙烧产物经水浸可选择性优先分离Li, Li的浸出率为95.62%。     

用水氯化法从废水沉渣中提取金、银小型试验研究

某金银冶炼厂环保工序产出的废水沉渣是一种复杂的含金物料,金质量分数约1 000 g/t,银质量分数约500 g/t,还含有其它杂质如铜、硫、炭等。本研究采用焙烧-硫酸预处理-氯化湿法工艺从其中回收金,金浸出率为97.95%,银浸出率为79.86%,效果令人满意。