黑龙江某石墨矿石大鳞片石墨回收及提纯试验研究

黑龙江某大鳞片石墨矿石固定碳含量为6.99%,+0.15 mm粒级石墨分布率为27.49%。为给该石墨资源开发利用提供依据,进行了选矿—提纯工艺试验。结果表明,通过6段磨矿、中1~中3合并返回粗磨、中4~中6隔段顺序返回、精3产品筛分提取+0.15 mm粒级产品的工艺流程,得到的+0.15 mm粒级产品固定碳含量为90.64%、回收率为16.73%,-0.15 mm粒级产品固定碳含量为95.44%、回收率为77.42%;采用碱酸法对+0.15 mm粒级产品进行提纯,在NaOH用量(以NaOH与石墨的质量比表示)为1.0、焙烧温度为800℃、焙烧时间为30 min条件下焙烧后,焙烧产品经80℃水浸1 h,1 mol/L盐酸60℃酸浸20 min,可以制备出固定碳含量为99.920%,作业回收率为94.37%的高纯石墨。试验结果可以为该石墨资源的开发利用提供技术依据。     

机械活化对渣分离ZnFe2O4微波处理罗丹明B的研究

对锌焙砂硫酸浸出渣中铁酸锌进行分离提纯,得到铁酸锌含量达98%,晶体结构中含硅、铝、锑等微量杂质元素的产品1对其进行机械活化处理得相关系数为0.999943时的多点BET比表面积为2.8249 m2/g,单点平均孔半径为15.66 nm,0.448~1.002μm和1.002~10.024μm粒级范围内粒度分布分别为27.93%和53.48%的产品2对比纯铁酸锌、产品1及产品2同条件下对罗丹明B的处理效果,结果表明经机械活化铁酸锌粉体对罗丹明B吸附能力较强。微波功率低于500 W时,吸附-解吸过程受功率大小影响较大,微波功率大于500 W时,微波催化降解作用较明显。     

ZnFe_2O_4的制备及其酸溶特性

对分析纯的ZnO和Fe_2O_3粉末进行超声波分散及高能球磨预处理后恒温焙烧制备ZnFe_2O_4材料。通过粒级筛分、X射线衍射(XRD)分析、扫描电子显微镜(SEM)分析等手段对产品粒度、结晶状况和微观形貌进行表征。利用插值法和响应曲面法处理硫酸浸出试验数据,研究初始酸浓度和浸出温度对铁酸锌酸溶特性的单因素影响及交互作用影响。结果表明,700℃时即可制得纯ZnFe_2O_4,且温度升高有利于结晶、扩散,晶粒固溶范围扩大;温度的升高和酸度的增加都会促使铁酸锌溶解,酸度越高,铁酸锌随温度的升高其溶解速率越快。     

选矿法回收某废杂铜冶炼尘渣中的铜锌

采用选矿法对某废杂铜炼铜尘渣中的铜锌进行了回收研究。根据尘渣的物相分析结果和粒度分析结果,经简单破碎、自磨、筛分后丢弃含铜、锌低的粗粒部分,细粒部分并入其他处理流程。中粒级部分经磁选除铁后即得到铜作业回收率为96.46%、锌作业回收率为97.76%,铜锌综合品位为80.25%的合格精矿产品;细粒级部分经磁选、摇床重选后得到铜作业回收率为33.07%、锌作业回收率为2.15%,铜锌综合品位为79.81%的精矿产品。     

0~1 mm镜铁矿制粒-磁化焙烧-弱磁选试验

回转窑磁化焙烧是目前处理镜铁山镜铁矿石的有效方法,但是0~1 mm粒级镜铁矿不能直接进入回转窑磁化焙烧,磨矿造球工艺又过于复杂。为开发利用0~1 mm粒级镜铁矿资源,采用制粒-磁化焙烧-弱磁选工艺进行试验。结果表明：在外配兰炭用量为2.5%、膨润土用量为1%、水用量为8%时配制成粒度为3~5 mm的小球,小球经100 ℃烘干后,在焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min条件下磁化焙烧,焙烧产品磨细至-0.045 mm占80%,经磁场强度为80 kA/m弱磁选,获得了全铁品位为52.85%、回收率为86.33%的精矿指标,为0~1 mm粒级粉矿的利用提供了一种新思路。     

ZnFe2O4的制备及其酸溶特性研究*

本文对分析纯的ZnO和Fe₂O₃超声波分散25min后烘干,高能球磨预处理5h,采用恒温焙烧法制备非纳米ZnFe₂O₄,对铁酸锌产品进行粒度分析、XRD分析及SEM分析,研究焙烧温度对产品的粒度特征、结晶状况、微观形貌的影响。所制铁酸锌产品经机械活化后进行微波焙烧处理,并对其进行孔径和比表面积分析。利用插值法和响应曲面法对微波处理后产品的硫酸浸出实验数据进行分析,研究始酸浓度、浸出温度对铁酸锌酸溶特性的单因素影响及交互作用影响。     

加压碱浸——常压酸浸提纯隐晶质石墨工艺

针对现有石墨提纯技术的不足,提出加压碱浸—常压酸浸工艺,考察了加压碱浸和常压酸浸各因素对提纯效果的影响。结果表明,在加压碱浸温度200℃、碱浓度250g/L、液固比3、反应时间1h、矿石粒度P90=-45μm,常压酸浸温度80℃、酸浓度2.16%条件下,提纯后石墨产品固定碳含量可达96%以上。     

给料粒度对悬浮焙烧过程铁矿物反应行为的影响

綦江铁矿石主要有用元素铁含量为35.47%,铁主要以赤铁矿和菱铁矿的形式存在,铁在赤铁矿和菱铁矿中分布率分别为45.45%和51.11%。对磨至不同粒度矿石进行悬浮焙烧-弱磁选试验结果表明,磨矿细度为 -0.074 mm占50%时,精矿指标最佳。对磨至-0.074 mm占50%的产品筛析为+0.1、0.074~0.1、0.045~0.074、-0.045 mm 4个粒级,分别进行悬浮焙烧-弱磁选试验。结果表明：给料粒度为0.074~0.1 mm和0.045~0.074 mm时,获得的精矿指标相对较佳。对不同给料粒度焙烧产品的XRD和磁性分析结果表明：+0.1 mm粒级因颗粒粒度较大,反应不完全,仍有部分赤铁矿和菱铁矿因未被还原而存在于还原物料中;0.074~0.1 mm和0.045~0.074 mm粒级焙烧产品中铁矿物主要为磁性较强的磁铁矿;-0.045 mm粒级焙烧产品产生过还原现象,生成了弱磁性的浮氏体。试验结果可以为綦江铁矿石悬浮焙烧工艺优化提供依据。     

加压碱浸-常压酸浸提纯隐晶质石墨工艺研究

针对现有石墨提纯技术的不足,提出加压碱浸—常压酸浸工艺,考察了加压碱浸和常压酸浸各因素对提纯效果的影响。结果表明,在加压碱浸温度200℃、碱浓度250g/L、液固比3、反应时间1h、矿石粒度P90=-45μm,常压酸浸温度80℃、酸浓度2.16%条件下,提纯后石墨产品固定碳含量可达96%以上。     

复杂难选胶硫钼矿氧化焙烧-酸浸试验研究

针对胶硫钼矿难以采用物理选矿方法处理的问题, 提出了氧化焙烧-酸浸处理工艺。试验得到的最佳工艺条件为: 矿样粒度-0.074 mm粒级占65%, 不添加焙烧添加剂, 焙烧温度400 ℃, 焙烧时间45 min, 硫酸用量20%, 浸出温度80 ℃, 浸出液固比1∶1, 浸出时间5 h, 在此条件下, 钼浸出率可达91.55%。     

锌冶金副产铁酸锌提纯试验研究

基于锌冶金中锌铁金属资源高效绿色利用和全利用周期角度,在尽可能不破坏铁酸锌晶体结构条件下,探究将锌冶金副反应产物铁酸锌作为产品独立分离出来的可能性。以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,在合适的硫酸浸出工艺条件下,制备出铁酸锌含量较高的浸出渣,再对其进行浮选分离提纯。结果表明,采用碳酸钠调节p H值并对矿浆进行分散,硫化钠抑制含铅矿物,并辅助丁基黄药、油酸钠捕收铁酸锌,获得的精矿产品中铁酸锌含量达到92%,实现了铁酸锌的有效提纯。     

合成富铟铁酸锌中铟的硫酸浸出行为研究

为了给富铟铁酸锌中铟的高效回收提供参考,以铟浸出率为评价指标,研究了人工合成富铟铁酸锌硫酸浸出的工艺条件及其动力学模型。结果表明：合成富铟铁酸锌的粒度在0150~0045 mm范围内变化对铟浸出率影响较小,浸出反应温度、浸出时间、搅拌速度对铟浸出率影响较大,较理想的浸出反应温度为85 ℃、浸出时间为60 min、搅拌速度为300 r/min;该浸出反应符合未反应缩核模型,其表观活化能E_a为53555 kJ/mol。     

高硅氧化锌矿制备活性氧化锌的研究

研究了以高硅氧化锌矿为原料, 经条件温和的两段循环酸浸、净化、碳铵沉锌、前驱体煅烧等工序制备活性氧化锌的工艺。重点考查了锌的两段循环浸出、碳铵沉锌中各因素的影响及煅烧过程中温度、时间对活性氧化锌粒径的影响。     

超细轻质碳酸钙的制备及其测试表征

通过间歇鼓泡碳化法控制碳化时的波美度、通入CO2的量和浓度,并以六偏磷酸钠、草酸和硫酸锌作为添加剂,制备了一种超细轻质碳酸钙材料.将所得产品通过扫描电子显微镜(SEM)、白度测定仪和激光粒度分析仪进行测试分析.实验结果表明,当波美度为10～12、二氧化碳的体积分数为30％～40％,在反应进行到50％～70％时分别加入1.5％～3％的六偏磷酸钠、草酸和硫酸锌,能够得到粒度为130～200 nm、白度达到90％且分布均匀的片状超细轻质碳酸钙.     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

湿法炼锌净化渣碱浸提锌试验研究

采用碱浸法处理湿法炼锌净化渣, 研究了碱浓度、浸出时间、浸出温度、碱渣比等工艺参数对净化渣中锌浸出率的影响。结果表明, 适宜的碱浸条件为: 碱浓度300 g/L、浸出时间40 min、浸出温度110 ℃、碱渣比12 L/kg, 此条件下锌浸出率达95.8%, 实现了净化渣中锌的高效提取。     

富锗渣矿协同浸出回收有价金属工艺研究

以锌浸出渣-富锗锌精矿为主要原料, 协同浸出物料中锌、锗。实验结果表明, 在还原浸出初始酸度70~75 g/L、高酸浸出初始酸度115 g/L、反应温度85~90 ℃、反应时间2 h条件下, 锌和锗浸出率分别可达93%和87%。该工艺简单、流程短, 不用增加复杂设备, 可为富锗锌精矿和锌浸出渣的清洁高效全湿法处理及产业化生产提供借鉴。     

某难处理高硅氧化锌矿加压酸浸工艺

以某高硅氧化锌矿为研究对象, 在加压酸性体系下, 分析了起始酸度、浸出温度、釜内压力、浸出时间及液固比等因素对锌浸出率、二氧化硅浸出率和产液速率的影响。结果表明: 在矿样粒度-0.105 mm粒级占85%以上、起始酸度90.16 g/L、浸出温度120 ℃、釜内压力1.2 MPa、浸出时间90 min、液固比5∶1、搅拌速度550 r/min的条件下, 可使锌的浸出率达到98.54%以上, 二氧化硅的浸出率低于1.02%, 产液速率不低于941 L/(m²·h)。对浸出产物进行XRD和SEM分析表明, 经历浸出过程, 浸出残渣表面相对浸出前变化很大。     

高硅低品位氧化锌矿的酸浸动力学

针对高硅天然氧化锌矿常规处理时存在的矿浆难压滤、液固比过小、Zn 浸出回收率低等问题, 试验探讨了酸度、加酸方式、固液比、粒度及温度因素对锌浸出率的影响。结果表明: 固液比1∶6时, 0.15～0.212 mm粒级在常温下与浓度为8%的H₂SO₄反应120 min, 锌的浸出率可达96.07%。升高温度, Zn的浸出率可提高至99.02%。浸出过程可用收缩未反应核模型来解释, 即浸出率与动力学方程1-(1-α)^1/3～ k·t 相吻合。浸出动力学显示反应过程中可通过控制矿物表层的扩散来控制反应过程的速率。活化能是控制扩散过程的特征, 其值约为6.385 kJ/mol。