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相似文献
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1.
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。  相似文献   

2.
锂云母焙烧矿的氯化铵压煮过程的研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
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。  相似文献   

3.
采用氯化焙烧—水浸的方法从某Li2O品位为3.23%的锂云母浮选精矿中回收锂,考察了焙烧过程中氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间,浸出过程中液固比、浸出温度、浸出时间对Li2O浸出率的影响。结果表明:在CaCl2用量为锂云母精矿质量的3/4,焙烧温度900℃,焙烧时间40min,焙烧渣在液固比3∶1,室温浸出40min的条件下,Li2O浸出率可达到95.36%,回收效果较好。  相似文献   

4.
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.  相似文献   

5.
内蒙古某锂云母矿中含有Li2O和Rb2O,采用浮选的方法对该矿石的有价组分进行了综合回收.试验表明,当原矿中Li2O和Rb2O品位分别为1.29%和0.42%时,在自然pH条件下,使用自主研发的高效捕收剂CA,最终获得了 Li2O品位3.57%、Rb2O品位1.06%、Li2O回收率80.88%、Rb2O回收率73.3...  相似文献   

6.
锂云母硫酸盐法提取锂铷铯的研究   总被引:7,自引:4,他引:7       下载免费PDF全文
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。  相似文献   

7.
从锂云母浸出液中分离铷铯试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
采用溶剂萃取法对某锂云母浸出液中的铷、铯进行分离试验。考察萃取剂浓度、料液碱度和萃取相比对铷、铯萃取分离效果的影响。萃取分离铯、铷的较优条件为:萃取剂t-BAMBP浓度0.7mol/L、环己烷+磺化煤油为稀释剂、相比O/A=1、料液碱度0.3mol/L、萃取时间10min,铷萃取率为90.0%,铯萃取率为32.0%。负载有机相洗涤条件为:洗涤液氯化钠浓度0.1mol/L、相比O/A=1、洗涤时间10min,铷洗脱率为80.0%,铯洗损率为9.36%,分离效果较好。  相似文献   

8.
采用氯化焙烧—浸出法从某低品位铷矿中提取铷。结果表明:在添加剂用量为矿石质量的40%、焙烧温度900℃、焙烧时间1.5h、水浸温度50℃、浸出液固比21的条件下,铷浸出率为87.12%。  相似文献   

9.
《工程科学学报》2019,(4):447-453
针对目前铷矿提取工艺污染严重、资源综合利用率低的现状,本文提出采用酸浸—溶剂萃取工艺提取铷云母矿中的铷.研究了浸出温度、硫酸浓度及浸出时间对铷浸出率的影响,并借助X射线衍射、扫描电镜、能谱分析等手段,研究了浸出过程中铷云母矿的物相转变.实验结果表明,铷云母矿酸浸的最佳条件为浸出温度250℃、H2SO4质量浓度200 g·L-1、浸出时间1. 5 h,在此条件下铷浸出率达85. 2%. X射线衍射图谱表明铷云母矿的主要矿物组成为石英、黑云母、白云母、正长石及钠长石.扫描电镜-能谱分析结果表明矿石中的铷主要以类质同象取代钾的位置分别存在于黑云母及白云母中.浸出过程中发生的主要反应为载铷云母的溶解.在萃取剂浓度1 mol·L-1、有机相与水相的体积比O/A=3∶1、萃取级数为3级条件下进行逆流萃取实验,萃余液中的铷质量浓度为0. 003 g·L-1,铷的萃取率达98%.在HCl浓度1 mol·L-1、相比O/A=4∶1、反萃级数为2级条件下反萃负载铷的有机相,铷反萃率达99%.以浸出渣为原料,采用碱熔—中和沉淀工艺制备出了白炭黑产品,实现了资源的综合利用.采用X射线衍射、红外光谱分析技术对白炭黑进行了表征,结果表明产品成分为水合二氧化硅,符合非晶态白炭黑的特征.化学定量分析结果表明白炭黑产品含Si O2质量分数91. 65%,所制备的白炭黑满足国家化工行业标准.  相似文献   

10.
《湿法冶金》2021,40(1)
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。  相似文献   

11.
采用氯化焙烧工艺,研究从云南某黄金矿山氰化尾渣中回收有价金属的过程,主要研究内容为氯化剂用量、还原剂用量、焙烧温度和焙烧时间对有价金属挥发效果的影响,得到的最佳工艺参数为:氯化钙用量3%、还原剂9%、焙烧温度1 000℃、焙烧时间40 min,在此条件下,氰化尾渣中Au、Ag、Pb、Zn和Cu有价金属挥发率分别为81.30%、84.49%、97.59%、72.44%、66.00%。  相似文献   

12.
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。  相似文献   

13.
氰化尾渣高温氯化焙烧制备陶粒   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
以氰化尾渣为主要原料,配以膨润土、钠长石、CaCl2、煤粉等辅料,利用高温氯化焙烧方法制备了陶粒。采用XRD、SEM、XRF、TG/DTA、ICP-OES等研究了氰化尾渣的物相成分、微观结构等理化性能,测定了陶粒成品的吸水率、堆积密度、重金属挥发率等,并对烧成效果最好的陶粒成品进行了微观结构分析。结果表明,氰化尾渣利用率最高能达到75%,得到的焙烧陶粒1h吸水率为9.45%、堆积密度为642.93kg/m3,Au、Ag、Cu、Pb、Zn等金属挥发率分别达到83.02%、65.31%、75.89%、90.65%、85.34%。  相似文献   

14.
焙烧氰化渣氯化挥发提金的研究   总被引:3,自引:0,他引:3       下载免费PDF全文
对山东某焙烧氰化渣进行了氯化挥发提金的研究,将原料配入CaCl2造球、烘干,将球团在不同条件下焙烧,分析焙烧前后的元素含量变化。结果表明:氰化渣中配入4%的CaCl2造球烘干,在1 050 ℃下焙烧,金挥发率能达到85.93%,且在该温度下未发生熔融,证明使用氯化挥发法提取焙烧氰化渣中的金是可行的。实验中还发现,CaCl2的分解温度远低于适宜的挥发温度,因此升温时间、中温停留时间过长会导致CaCl2提前分解,影响金的挥发。  相似文献   

15.
研究了焙烧工艺条件对钼精矿浸出及回收率的影响,并采用XRD、SEM等手段对焙砂和浸出渣进行了表征。结果表明,在温度较低时,由于钼精矿氧化不完全,致使钼精矿的氨浸和回收率都比较低;温度过高时,虽然氨浸率维持较高的水平,但回收率有所降低。随着焙烧时间的增加,氨浸率和回收率先逐渐增大后趋于稳定。在600℃焙烧2h及适宜的浸出条件下,钼浸出率达到93.54%,在浸出液中加入适量碳酸钠,可使钼精矿浸出率增加至97.5%。浸出渣中主要含有CaMoO_4和SiO_2。  相似文献   

16.
利用14m~2沸腾炉及配套设施开展锌精矿富氧焙烧工业试验,控制焙烧温度≤980℃、入炉风量约6 000m~3/h(标态)、炉床压力15~20kPa,研究不同富氧浓度(20.8%~24%)下沸腾炉处理锌精矿的床能力变化、焙砂及焙尘的质量改善情况,并对富氧焙烧进行经济效益测算。结果表明,采用富氧焙烧技术有利于拓宽锌冶炼企业的原料结构。与普通空气焙烧相比,沸腾炉床能力最高提升37.83%,混合焙砂总硫从2.6%降至1.84%、不溶硫从1.1%降至0.56%,降幅分别为29.23%和49.09%,产品质量改善明显,测算经济效益达157万元/a。  相似文献   

17.
汪勤武 《江西冶金》1999,19(5):22-25
叙述了用硫精矿焙烧,焙砂氰化提金工艺处理的过程,对回收烧渣中金银的研究有一定的参考价值。  相似文献   

18.
于低温450℃和高温550℃焙烧钼精矿各9 h,>95%的铼进入烟灰中;过氧化氢∶水∶烟灰=0.4 L∶4 L∶1 kg、60℃和2 h时,铼浸出率73.15%~74.00%;沉淀液含铼浓度20 g/L、氯化钾∶铼酸钾=2∶1、≤80℃、恒温搅拌1 h、重结晶2次和80℃烘干,粗铼酸钾中铼含量,铼的浸出率、回收率和总回收率分别为45.92%~56.30%、73.15%~74.00%、57.68%~58.25%和69.00%~69.10%。工艺简便、经济,已应用于生产实践中。  相似文献   

19.
钼精矿焙烧烟尘中回收铼和钼的研究   总被引:1,自引:2,他引:1       下载免费PDF全文
研究了用水浸法回收钼精矿烟尘中铼和钼的工艺条件,考察烟尘焙烧时间与温度、浸出温度与时间、液固比等对铼和钼浸出率的影响。结果表明,在200℃焙烧4h后,在液固比2∶1、常温浸出2h的条件下,铼浸出率达到94%以上,钼浸出率降低到10%以下,初步实现铼的选择性浸出。  相似文献   

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