Nb2O5和Ta2O5在KOH高浓介质体系中的溶解行为

在KOH高浓介质体系中研究Nb2 O5和Ta2 O5的溶解行为 ,探讨KOH浓度、反应温度和浸出时间对Nb2 O5,Ta2 O5及其混合物提取率的影响。结果表明 ,Nb2 O5在KOH高浓介质体系中可生成可溶性的铌酸钾及不溶性的偏铌酸钾。在试验条件下 ,温度一定 ,KOH浓度增加 ,有利于生成可溶性铌酸钾。而KOH浓度一定 ,温度升高 ,有利于生成偏铌酸钾。浸出时间过长也将促使不溶性偏铌酸钾的形成。试验条件下 ,Ta2 O5在KOH高浓介质体系中只得到不溶性的偏钽酸钾。Nb2 O5和Ta2 O5混合物的浸出规律与纯Nb2 O5类似 ,铌、钽不能被选择性地浸出。     

低品位铌精矿二步电炉熔炼Nb-Fe合金

采用含碳冷固结球团--- 二步电炉熔炼工艺对包头中贫氧化矿浮选铌精矿进行了熔炼试验研究。第一步可实现脱铁、磷、硫, 得到富铌渣;第二步再经电炉还原, 得到合格的铌铁合金。温度、碱度和还原剂是影响铌熔炼的主要因素。对于含Nb₂O₅ 1.16%, Fe 45.68 %及P 0.32%的原料, 经所制定的工艺熔炼, 可得到含Nb ≥10%, Nb/P ≥10的铌铁合金, 全流程铌的收率达到75 %。     

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb₂O₅、Fe和P₂O₅品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb₂O₅品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P₂O₅品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。     

内蒙古某钽铌稀有多金属矿综合利用试验研究

针对内蒙古某钽铌稀有多金属矿,采用光薄片鉴定、X-衍射分析、扫描电镜及能谱分析、电子探针分析等方法对其进行了详尽的工艺矿物学研究,查明了金属矿物主要为钽铌铁矿、锡石、细晶石等,非金属矿物主要为钠长石、石英和天河石。通过详细试验研究,确定采用“一段磨矿—强磁分选—分级摇床—摇精回收钽铌—酸洗除铁—摇尾回收锂铷云母—强磁尾矿综合回收长石云母”的选冶联合工艺,最终可获得(Ta, Nb)₂O₅品位为60.15%、回收率为21.70%的钽铌精矿1,(Ta, Nb)₂O₅品位为30.35%、回收率为3.17%的钽铌精矿2,Li₂O品位0.89%、回收率为58.98%的锂铷云母精矿1(Rb₂O品位0.34%、回收率为11.70%,云母含量为92%),Li₂O品位0.60%、回收率为5.59%的锂铷云母精矿2(Rb₂O品位0.28%、回收率为1.35%,云母含量为93%),Na₂O品位6.88%、回收率为7...     

硅藻土基高可溶性硅矿物材料制备及性能研究

以硅藻土为原料,引入 NH₄OH、KOH、Ca O 等碱性组分,通过水热法制备能有效提供可溶性硅酸根离子的 K₂Ca₄Si₇O₁₇(OH)₄/ 硅藻土矿物材料。研究了反应时间、温度、反应物种类及用量对产物可溶性硅溶出率的影响规律。利用 X 射线衍射(XRD)仪、扫描电镜(SEM)、 X 射线光电子能谱 (XPS)等技术对样品进行表征。结果表明,K₂Ca₄Si₇O₁₇(OH)₄产物呈球状结构分散于硅藻土表面,可溶性硅溶出率随该产物组分增加而提高,最佳条件下可溶性硅释放量可达 1 534 mg/L。     

贵州福泉牛场向斜勘查区铌钽矿床地质特征及勘探前景分析

针对福泉牛场向斜勘查区二叠系吴家坪组底部凝灰岩层段,运用野外地质调查、样品采集及元素分析等工作方法,对勘查区地质背景、铌钽矿床的含矿层位、矿体特征、矿体成因及勘探前景等开展研究分析。通过分析可知：(1)勘查区内含矿层系位于海相沉积的吴家坪组底部凝灰岩层段,为风化壳型沉积铌钽矿床,通过与上覆地层及下伏地层对比,勘查区内铌钽矿含矿层系测井曲线表现为放射性异常,幅值显著高于邻近岩石,赋存稳定,厚度变化为0.60～8.51 m,平均为2.80 m,实验初步显示区内铌钽矿主要以(Ta, Nb)₂O₅形式存在,12个钻孔样品的测试(Ta, Nb)₂O₅平均含量为0.024 0%,高于最低工业品位的0.016%;(2)勘查区内铌钽矿赋存层位潜力较大,开展进一步勘探工作十分必要。同时,勘查区内铌钽矿体的发现也表明区域上海相沉积区特定的地质、地球化学环境中可能同样富集该矿床,因此在贵州东部海相含煤沉积区可以扩大勘查范围,以期发现更大规模的铌钽矿体。     

内蒙古某低品位铷多金属矿选矿试验研究

内蒙古某铷多金属矿主要有价元素是铷和钽铌,Rb₂O品位为0.11%、(Ta, Nb)O₅含量为222.9 g/t,铷主要以类质同像形式存在于云母和钾长石中,少量赋存于钠长石中,钽铌矿物主要是烧绿石。为回收铷和钽铌资源,在原矿工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验研究,采用“强磁选+重选回收钽铌-中性浮选含铷云母-无氟有酸浮选含铷长石”的工艺流程,硫酸调节矿浆pH值,CK-Y1+DDA组合捕收浮选云母,SDS+DDA组合捕收浮选长石,全流程闭路试验获得产率为0.17%、(Ta, Nb)O₅品位为4.33%、(Ta, Nb)O₅回收率为33.22%的钽铌精矿和产率为70.26%、Rb₂O品位为0.134%、Rb₂O回收率为87.49%的综合铷精矿产品,尾矿中Rb₂O品位为0.045%,实现了矿石中铷资源的充分回收和伴生钽铌资源的有效回收。     

某钽铌尾矿综合回收试验研究

某钽铌原矿经“阶段磨矿—阶段重选”工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。经化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位较低,但有价组分锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。为提高矿产资源利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行了综合回收试验研究。试验考虑优先回收锂云母和长石,钽铌可作为副产品富集。但由于该尾矿中Fe₂O₃含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收需要采用强磁选工艺除铁回收长石,同时采用浮选法回收锂云母、重选法富集钽铌。在优化条件试验的基础上进行了全流程综合回收试验,最终可获得长石产品(产率71.48%、Fe₂O₃≤0.006%)、锂云母精矿(Li₂O品位3.51%、回收率77.66%)和钽铌精矿(Ta₂O₅品位4.06%、回收率30.17%,Nb₂O₅品位4.07%、回收率36.39%),较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。     

铌掺杂对LiNi0.8Co0.1Mn0.1O2正极材料结构和电化学性能的影响

通过高温固相法合成铌掺杂Li(Ni_0.8Co_0.1Mn_0.1)_1-xNb_xO₂(x=0,0.01,0.02,0.03)正极材料,利用X射线衍射、扫描电子显微镜以及电化学测试手段分析铌掺杂的影响。结果显示,铌掺杂没有改变材料的α-NaFeO₂层状结构;充放电循环结果显示Li(Ni_0.8Co_0.1Mn_0.1)_0.98Nb0.02O2在1C充放电倍率、电压为3.0~4.3 V条件下,经过50周循环后的容量保持率为95.9%,而没有经过掺杂处理材料的容量保持率为85.3%;交流阻抗测试结果证明了铌掺杂可以降低材料的电化学阻抗,从而提高材料电化学性能。     

钙化焙烧-酸浸工艺提取钼精矿中铼的研究

利用热力学计算软件Factsage7.0对Ca-Mo-Re-S-O体系进行了热力学分析, 结果表明, 钙化焙烧的适宜温度区间为600~625 ℃, 此时有利于减缓Re₂O₇的挥发, 生成易溶于稀硫酸的钼酸钙, 从而提高钼和铼的综合回收率。针对钼品位39.27%、铼品位340 g/t的含铼低品位钼精矿, 采用钙化焙烧-酸浸法, 研究了CaO、Ca(OH)₂、CaCO₃等钙添加剂对铼综合回收率和固硫率的影响, 结果表明, 钙添加剂Ca(OH)₂的硫保留率和铼综合回收率在三者中最优; 焙烧温度625 ℃, Ca(OH)₂与钼精矿质量比为1∶1时指标较优, 铼综合回收率可达79.51%, 固硫率达91.49%。     

重庆高燕含锰岩系地质地球化学特征及意义

以重庆市城口县高燕锰矿为研究对象,对ZK127-7#钻孔进行岩心编录,揭露的地层由上到下依次为第四系堆积物、震旦系上统灯影组(5-1段),震旦系下统陡山沱组2段,锰矿主要赋存于陡山沱组顶部,严格受地层产出控制。对含锰岩系进行系统采样,测试了包括Mn、Fe、P、Si O2、Ca O、Mg O、Al2O3、LOI共8个指标。结果表明,各组分含量差异较大,Si O2与Al2O3、Fe的含量分布形态一致,Ca O、Mg O、LOI含量分布形态则与其相反;相关性分析结果印证了各主分含量的一致性和差异性;Mn/Fe、Si O2/Al2O3、Al/(Al+Fe+Mn)值表明,含锰岩系中的Mn在富集成矿过程中存在与Fe分离的现象,锰矿层形成于相对潮湿的气候环境中,且形成过程中有热水注入。     

配加钠盐添加剂的高铁锰矿煤基直接还原的试验研究

采用煤基直接还原-磁选工艺对某高铁锰矿进行铁-锰分离的试验研究。不配加添加剂时磁性产物铁品位为59.42%, 锰品位为20.73%; 非磁性产物锰品位为48.88%, 铁品位为5.91%。为强化铁-锰分离, 选择Na₂CO₃、Na₂SO₄和Na₂S₂O₃作为添加剂进行还原试验, 结果表明3种添加剂在还原过程中都能促进铁-锰分离, 且Na₂S₂O₃效果最优。在Na₂S₂O₃用量为5%时, 磁性产物的铁品位提高至85.38%, 锰品位降低至9.08%; 非磁性产物的锰品位提高至54.72%, 铁品位降低至2.59%。研究了加入添加剂前后焙烧矿的微观结构和物相转变, 结果表明Na₂S₂O₃有利于MnS和Mn₂SiO₄的形成并促进了铁晶粒的聚集长大。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta₂O₅、Nb₂O₅、Li₂O品位分别为42.15g/t、184.00g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta₂O₅、50 400g/t Nb₂O₅的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li_2<...     

含铌铁矿粉氢气选择性还原过程中硫行为的研究

为了实现铌与硫、铁等分离,使铌富集在渣中,针对包头白云鄂博含铌铁矿粉进行了气基选择性还原-渣金熔分工艺研究。结果表明,在通氢量90 L/h、950 ℃下保温3 h对含铌铁矿粉进行还原,矿粉中的FeS₂能被氢气还原从而达到脱硫的效果,约有9.9%的硫以H₂S气体的形式排出、89.5%的硫以FeS的形式进入Fe相中;还原后的矿粉在1 550 ℃下熔分25 min,得到富铌渣,铌收得率大于98%,富铌渣中铌品位提高约2.1倍,脱硫率约为99.5%,脱铁率约为97%。     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。     

复杂铌矿高温还原熔炼-炉渣冷却结晶富集铌试验

针对白云鄂博铁铌稀土复杂多金属矿中铌矿相种类多、性质差异大、难以利用的难题,提出了复杂铌矿高温还原熔炼-炉渣控温冷却定向结晶富集铌新工艺,考察了碱度(CaO/SiO₂比值)、铁还原率、冷却速度对渣中富铌矿相粒度、形貌与组成的影响。结果表明,铌主要富集于铈铌钙钛矿相,碱度是影响结晶矿相组成的关键因素,而铁还原程度不影响结晶矿相组成。降低冷却速度可以有效提高富铌矿相粒度。     

废镍合金的电化学溶解研究

采用电化学溶解法对含Co、Cu、Fe 等杂质的废镍合金在硫酸中的溶解过程进行了研究。采用EDTA 络合滴定法分析和原子吸收分光光度法测定了溶液中镍及杂质金属离子的含量。研究了电流密度、硫酸浓度、电解液温度、电解时间及电解方式等对电化学溶解的影响。得到废镍合金电化学溶解的优化工艺条件为:阳极电流密度200 A/m²、硫酸浓度1.25 mol/L、温度40 ℃, 采用方波脉冲电流电解。稳定电化学溶解时的主要技术指标为:槽电压0.8～1.0 V, 电流效率90.8%, 每吨镍直流单耗为800～1015 kW·h 。     

某石煤钒矿石焙烧-酸浸试验研究

以V₂O₅含量0.51%的某石煤钒矿石为试验原料,采用焙烧-酸浸工艺对其进行了系统的试验研究。分别考察了焙烧和浸出工艺参数对矿石中V₂O₅浸出率的影响。试验结果显示,在入料粒度-0.074 mm粒级含量占63.80%、焙烧温度800℃、焙烧时间2 h的焙烧条件及浸出温度70℃、H₂SO₄用量（H₂SO₄与浸出试样的质量比）12%、液固比2:1、浸出时间2 h的浸出条件下,V₂O₅的浸出率可达到70.81%。研究结果为该类V₂O₅含量未达到工业品位的石煤钒矿石的开发利用提供了参考。      

含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO2-Fe2O3-ZnO五元渣系相平衡研究

在1 000~1 250 ℃范围内,采用高温平衡-淬冷-EDS方法研究了含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO五元渣系在空气气氛下的相平衡规律。研究结果表明,渣中存在的主要物相有尖晶石(Zn_xFe_3-yO_4+z)、红锌矿(ZnO)、黄长石(Pb_vCa_2-vZn_wSi₂O₇)、赤铁矿(Fe₂O₃)、磁铁铅矿(PbFe₁₀O₁₆)和硅钙石(Ca_2-tPb_tSiO₄)。在1 250 ℃、1 200 ℃、1 170 ℃、1 130 ℃和1 100 ℃下,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系的液相点分布测试结果与MTDATA6.0软件模拟液相线基本吻合。在1 000~1 250 ℃范围内,随着结晶过程的进行,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系液相成分中Fe₂O₃含量从16.83%减少到7.67%,ZnO含量从7.62%减少到2.98%,(PbO+CaO+SiO₂)含量从75.55%增加到89.36%。