风化壳型钒钛磁铁矿精矿直接酸浸提钒试验及机理研究

辽宁风化壳型钒钛磁铁矿原矿中钒主要赋存在钒磁铁矿中,V₂O₅品位为0.227%,经湿式粗粒预抛尾—磨矿—弱磁选后可以得到TFe品位40.33%、V₂O₅品位1.561%的预富集精矿,属于典型的低铁高钒的钒钛磁铁矿。采用直接酸浸方法对预富集精矿进行处理,在硫酸初始浓度2.5 mol/L、HF浓度2.5 mol/L、浸出温度90℃、液固比5mL/g、浸出时间2 h、搅拌速度控制在100 r/min的条件下,钒的浸出率为95.68%。对浸出前后的预富集精矿与浸渣做XRD、钒物相分析、扫描电镜(SEM)分析。结果表明:钒的浸出率在浸出前期主要受溶液中硫酸用量的影响,在浸出后期,主要受硫酸浓度的影响。在搅拌条件下能够大幅提高钒的浸出率,但搅拌速度对钒的浸出率影响不大。     

钒钛磁铁矿弱磁富集-酸浸提钒研究

针对陕西某地钒钛磁铁矿, 进行了弱磁富集-酸浸提钒研究。结果表明: 原矿经磁场强度为50 kA/m弱磁分选后, 磁铁矿得到富集, V₂O₅品位从0.24%提高至1.09%。磁选精矿在硫酸浓度5 mol/L、反应温度100 ℃、反应时间60 min和液固比5∶1的条件下浸出, 钒浸出率可达80.45%。     

广东岚霞钒钛资源综合回收铁、钛、钒新工艺研究

对广东岚霞钒钛磁铁矿进行了综合回收研究。采用磨矿-弱磁选-强磁选工艺得到钒钛磁铁矿精矿和粗钛精矿, 钒钛磁铁矿精矿和粗钛精矿经隧道窑还原磨选-钠法浸钒, 最终得到了TFe品位92.27%～96.28%的直接还原铁、TiO₂品位55.47%~59.56%的富钛料和98.80%的V₂O₅三种产品, 实现了该矿中铁、钛、钒的综合利用。整个工艺钛、钒的总回收率分别达到73.93%和53.49%, 铁钛钒的综合利用率较传统工艺大幅度提高。     

新疆某铀矿矿石浸出性能研究

为探索适合新疆某砂岩铀矿床的地浸采铀工艺,在室内开展了分别以不同质量浓度的硫酸和碳酸氢盐溶液作为浸出剂的搅拌浸出试验。结果表明:该矿铀矿石的浸出性能好,硫酸、碳酸氢盐搅拌浸出均取得了较好的溶浸效果;酸法搅拌浸出,硫酸浓度为2.79g/L时,铀浸出率达87.65%,铀浓度峰值199.5mg/L;硫酸浓度为7.04g/L时,铀浸出率达95.06%,浸出液峰值铀浓度达250.20mg/L;碳酸氢盐搅拌浸出,HCO₃^-浓度为5.07g/L时,铀浸出率达83.17%,浸出液峰值铀浓度达213.46mg/L,浸出液中的Ca²⁺、Mg²⁺含量仅30～40mg/L,浸出的Ca²⁺、Mg²⁺再次沉淀。综合考虑溶浸工艺对矿层孔隙堵塞的风险、生产成本等因素,建议该矿床在地浸采铀条件试验中采用低酸浸出工艺,硫酸酸度建议为2～3g/L。     

辽西风化壳型钒钛磁铁矿预富集试验研究

针对辽西风化壳型钒钛磁铁矿有用矿物难以回收利用的问题,进行了详细的工艺矿物学研究。矿石中金属矿物主要为磁铁矿、（钛）磁铁矿、钒磁铁矿、钛铁矿,非金属矿主要有长石、角闪石和石英。其中钛、钒主要以类质同象的形式赋存在磁铁矿中,且矿石中磁铁矿、钛铁矿及脉石矿物嵌布关系复杂,解离困难。分别采用直接磨矿-弱磁选预富集、粗粒干式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集、粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集工艺进行了预富集工艺对比试验。结果表明,粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选无论在功耗还是回收率指标方面均优于其余2种工艺。采用该工艺在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,获得了V₂O₅含量为1.561%、回收率为60.96%,TFe品位为40.43%、回收率为24.83%的预富集精矿,可以满足后续直接酸浸提钒的工艺要求。对粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选工艺获得的精矿、尾矿进行分析检测表明,钒、钛以类质同象的形式替换磁铁矿中的铁,使预富集精矿铁品位较低,预富集精矿中磁铁矿、钛磁铁矿、脉石矿物嵌布关系复杂紧密,无法通过机械磨矿使其解离。因此,即使继续增加磨矿细度,预富集精矿全铁品位也仅能保持在40%左右,不能再继续提高。     

基于正交试验法的某低品位氧化镍矿酸浸试验研究

利用L_(16)(4_5)正交试验研究了低品位氧化镍矿酸浸过程中酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度和搅拌速率对镍浸出率的影响。通过极差分析和方差分析对试验结果进行了分析,结果表明,影响镍浸出率的因素显著性依次为液固比浸出温度硫酸浓度浸出时间搅拌速率。镍的浸出优化条件为液固比为4∶1,浸出温度为100℃,硫酸浓度为5.2 mol/L,浸出时间2.5 h,搅拌速率为250 r/min,在此条件下镍的浸出率可达98.23%。研究可为优化类似镍矿酸浸工艺提供参考。     

基于正交试验法的某低品位氧化镍矿酸浸试验研究北大核心CSCD

利用L_(16)(4_5)正交试验研究了低品位氧化镍矿酸浸过程中酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度和搅拌速率对镍浸出率的影响。通过极差分析和方差分析对试验结果进行了分析,结果表明,影响镍浸出率的因素显著性依次为液固比>浸出温度>硫酸浓度>浸出时间>搅拌速率。镍的浸出优化条件为液固比为4∶1,浸出温度为100℃,硫酸浓度为5.2 mol/L,浸出时间2.5 h,搅拌速率为250 r/min,在此条件下镍的浸出率可达98.23%。研究可为优化类似镍矿酸浸工艺提供参考。     

新疆滴水低品位氧化铜矿常温氧化氨浸工艺研究

以新疆滴水低品位氧化铜矿为研究对象, 在(NH₄)₂SO₄-NH₃浸出体系中分别考察了磨矿细度、浸出时间、总氨浓度、氧化剂用量、NH₄⁺∶NH₃比率等因素对铜浸出率的影响。最终确定最佳工艺条件为 磨矿细度-0.074 mm粒级占86%, 反应温度25 ℃, 搅拌转速200 r/min, 一段浸出液固比2∶1, 过硫酸铵0.15 mol/L, 氨水浓度3 mol/L, 硫酸铵浓度1.5 mol/L, 搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;二段过硫酸铵、氨水和硫酸铵添加用量减半, 继续搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;三段浸出药剂用量与二段浸出相同, 搅拌浸出2 h, 静置4 h完毕。该条件下, 可获得铜浸出率大于86%的优良指标。     

国外某铜钴尾矿综合回收铜钴试验研究

国外某陈年铜钴矿尾矿Cu品位为0.97%、Co品位为0.080%,铜主要以氧化铜的形式存在,占总铜的88.66%;-0.074 mm占77.31%、-0.038 mm占53.01%,Cu、Co在+0.15 mm粒级有明显的富集现象,但由于+0.15 mm粒级产率较低,导致该粒级Cu、Co分布率不高。为确定适宜的铜、钴回收工艺,进行了铜、钴浮选预富集,预富集粗精矿常温硫酸酸浸试验。结果表明,铜钴粗精矿Cu品位为5.37%、Co品位为0.325%、Cu回收率为63.99%、Co回收率为48.88%,酸浸酸耗为7.53 t/t、铜浸出率为80.16%、钴浸出率为69.87%。预富集效果良好,且预富集再酸浸比直接酸浸大大降低了酸耗,经济与环境效益显著。     

某低品位氧化镍矿酸浸正交试验研究

利用L16(45)正交试验对低品位氧化镍矿酸浸过程中酸的浓度,液固比,浸出时间,浸出温度和搅拌速率等影响镍浸出率的较大因子进行了研究。通过极差分析和方差分析对试验结果进行了分析,结果表明,影响镍浸出率的因素显著性依次为液固比>浸出温度>硫酸浓度>浸出时间>搅拌速率。镍的浸出优化条件为液固比为4:1,浸出温度为100℃,硫酸浓度为5.2mol/L,浸出时间2.5h,搅拌速率为250r/min,在此条件下镍的浸出率可达98.23%。研究可为优化类似镍矿酸浸工艺提供参考。     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。     

湘西石煤中钒的氧化浸出动力学

在石煤提钒酸浸过程中加入助浸剂硝酸钠,研究了石煤氧化浸出机理。单因素和正交试验结果表明,在浸出温度95 ℃、固液比1∶2、硫酸用量27%、浸出时间11 h、搅拌速度600 r/min、硝酸钠用量1%时,钒浸出率为93.04%。直接酸浸和氧化酸浸动力学研究表明,直接酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为70.41 kJ/mol;氧化酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为47.43 kJ/mol。氧化酸浸可以降低活化能,有利于石煤中钒的浸出。     

某金红石矿高效抛尾与生物提纯新工艺研究

先通过大直径偏心旋转螺旋溜槽、离子波摇床和立环高梯度强磁选机对RTiO₂品位为2.18%的金红石原矿进行抛尾富集, 得到RTiO₂品位为78.21%的金红石粗精矿。然后利用筛选、紫外诱变培育出的优势脱硅菌株YJ-6, 进行金红石粗精矿的生物浸出脱硅提纯试验。试验条件为: 起始细菌浓度7×10⁹个/mL, 4^#培养基, 矿浆浓度10%, 温度30 ℃, pH=7.0, 大叶片叶轮慢速(80 r/min)搅拌, 充气量保持在0.4～0.6 m³/h之间。体积为10 L的单槽浸矿试验结果表明, 浸矿7 d就可以达到理想的脱硅效果: 金红石精矿产率为78.90%, RTiO₂含量为91.80%, 回收率92.61%。     

刚果(金)某铜钴矿酸浸实验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了酸浸实验研究,考察了磨矿细度、反应温度、硫酸用量、亚硫酸钠用量、矿浆浓度、反应时间对矿石中铜钴浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm粒级占80%、矿浆浓度33%、硫酸用量110 kg/t_矿、亚硫酸钠用量20 kg/t_矿、常温搅拌浸出5 h时,浸出尾渣铜钴品位分别为0.26%和0.025%,铜钴浸出率分别为94.85%和93.15%。     

石煤硫酸浸出过程中含钒矿物的浸出行为

以陕西省商南县石煤钒矿为研究对象,研究了直接酸浸、氧化酸浸及活化酸浸的提钒效果,分析了酸浸过程中含钒矿物钒的浸出规律和活化浸出机理。结果表明：在硫酸浓度250 g/L、液固比5 mL/g、温度90℃条件下,浸出12 h,钒浸出率仅为48.55%;在相同条件下,加入3%氯酸钠,氧化酸浸9 h,钒浸出率增加到61.42%;再添加9%氟化钙,仅活化浸出6 h,钒浸出率可达到92.90%。工艺矿物学研究表明：在活化酸浸过程中,氟化钙与硫酸反应生成的氢氟酸,促进了硫酸对含钒矿物结构的破坏,同时参与了含钒云母的反应,促进了含钒矿物中钒的浸出;矿物中含钒云母、钒钛矿、褐铁矿、钒硫化物中钒的浸出率分别为98.47%、42.22%、98.09%、89.70%,与氧化酸浸相比,分别增加了31.77、26.90、18.01、89.70个百分点。     

钛白废酸直接浸出含钒钢渣基础实验研究与机理分析

利用钒钛磁铁矿制备钛白粉过程中产生的钛白废酸直接浸出含钒钢渣,最优浸出条件为: 浸出时间40 min、浸出温度353 K、酸度300 g/L、液固比9∶1,此时含钒钢渣中钒、铁、磷、镁浸出率分别为91.80%、84.70%、96.87%和94.66%。钒在浸出液中以VO²⁺和VO²⁺存在,可经螯合萃取实现钒的高效提取,萃余液中的其他金属可进一步回收利用。浸出渣主要成分为二水硫酸钙,可制备工业副产品石膏。     

低品位铌矿硫酸焙烧——草酸浸出回收铌的研究

开展了对低品位铌精矿进行硫酸焙烧及草酸浸出研究，考察了不同因素对铌富集效果的影响。结果表明，在硫酸焙烧阶段，在矿物粒径为-150 200目、焙烧温度为200℃和硫酸浓度为80%的条件下，焙烧40min，可使铌精矿中97%以上的铌和90%以上的钙留在渣相，93%以上的铁、锰及钠进入液相；在草酸浸出阶段，在草酸浓度为85%及浸出温度为80℃的条件下，含铌滤渣浸出60min，可使铌浸出率达到98%以上，钙浸出率低于0.6%。     

含镍废料浸出条件及循环逆流浸出工艺研究

研究了含镍废料的酸浸工艺。考察了硫酸浓度、浸出温度、浸出时间及液固比等因素对镍浸出率的影响。设计正交实验L₉(3⁴)得到了镍浸出的最佳工艺条件, 即硫酸浓度2.4 mol/L, 液固比4∶1, 浸出温度50 ℃下浸出1.5 h。采用闭路循环浸出, 提高了硫酸的利用率和镍的浸出率。     

攀西钒钛磁铁矿中硫钴粗精矿综合利用研究

攀西钒钛磁铁矿硫钴粗精矿中硫、钴品位低,达不到综合利用要求。通过工艺矿物学和选矿试验研究得出:钒钛磁铁矿中主要硫化矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,钴在黄铁矿和钴镍黄铁矿中富集。以硫酸为调整剂,丁黄药为捕收剂,硫酸铜为活化剂,石灰为分离抑制剂,经过"精选—分离"流程可以同时得到Co品位0.74%,S品位41.07%的钴硫精矿和S品位35.58%的硫精矿,钴、硫的综合回收率分别达到84.45%和91.14%,实现钒钛磁铁矿中钴、硫资源的综合利用。     

闪锌矿氧压氨浸过程动力学研究

在NH₃-(NH₄)₂SO₄体系中, 采用氧压氨浸工艺, 研究了闪锌矿的浸出行为。研究表明, 在浸出温度110 ℃、总氨浓度4 mol/L、NH₃与NH₄⁺浓度比为5∶3、总压0.5 MPa、搅拌速度500 r/min、液固比25、矿物粒度-0.063 mm条件下浸出5 h, 锌浸出率可达97%。采用液固反应的收缩核模型进行模拟, 得到了闪锌矿氧压氨浸的浸出动力学方程式, 其表观活化能为47.26 kJ/mol。