PVC废塑料与石煤混合焙烧—酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明:(1)在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10℃/min,焙烧温度为800℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧—酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。(2)石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

某伊利石型含钒石煤矿石复合添加剂焙烧-联合浸出提钒工艺研究

陕西某伊利石型石煤钒矿石中钒主要以类质同象形式存在于伊利石和榍石中,其分布率分别为90.32%和5.37%。为给该石煤矿中钒利用提供依据,进行了复合添加剂焙烧-水浸-酸浸联合工艺提钒试验。结果显示：在复合添加剂NaCl+K₂SO₄用量为4%+16%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为60 min条件下进行焙烧,焙烧产品在水浸温度为90 ℃、液固比为4 mL/g、浸出时间为120 min条件下水浸,水浸渣在H₂SO₄浓度为4%、液固比为4 mL/g、浸出温度为80 ℃、浸出时间为60 min条件下进行酸浸,获得了水浸率为85.06%、酸浸率为7.94%,总浸出率为93.00%的指标。试验结果可以为该含钒石煤矿石的开发利用提供参考。     

含钒石煤硫酸化焙烧—超声浸出试验

为了解决传统石煤提钒工艺存在的污染大、酸耗高、钒浸出率低等问题,以湖南某地石煤为研究对象,对硫酸化焙烧—超声浸出提钒工艺条件进行了研究。结果表明:在硫酸用量(与石煤的质量比)为18%、液固比为1.2∶1 mL/g、焙烧温度为240℃、焙烧时间为2.5 h,焙砂超声浸出时的磷酸用量(与石煤的质量比)为8%、液固比为2∶1mL/g、超声功率为100 W、浸出温度为80℃、浸出时间为60 min情况下,钒浸出率可达88.21%;该工艺浸钒效果优于硫酸化焙烧—机械搅拌浸出工艺和钙化焙烧—超声浸出工艺,其原因在于超声波的搅拌作用、空化作用、热效应和化学效应有助于改变钒的聚集状态,加快钒的浸出,使钒浸出过程较为充分。     

添加剂DN对石煤提钒焙烧效果的影响

以江西某地石煤为试验原料进行焙烧添加剂试验研究, 分别考察用NaCl、Na₂CO₃、CaO及DN作焙烧添加剂对钒浸出率的影响, 结果表明, 以DN为添加剂时焙烧效果明显优于其他3种添加剂; 对加入DN后的最佳焙烧工艺参数进行了试验, 在DN配比为4%, 750 ℃下焙烧90 min时效果最佳, 用体积浓度为10%硫酸在95 ℃浸出2 h, 钒浸出率达82.17%。结合XRD和SEM检测, 对DN在焙烧过程中相关作用机理进行了探讨。     

伊利石型含钒石煤无添加剂焙烧-酸浸提钒工艺研究

以陕西商洛某伊利石型石煤钒矿为原料,采用无添加剂焙烧-酸浸法从石煤中提取钒,分析了焙烧温度、焙烧时间及浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比对钒浸出率的影响。结果表明,焙烧温度对钒的浸出率有显著影响,焙烧温度过低和过高,钒都难以被浸出,只有在适当焙烧温度范围内,钒的浸出效果较好。以850℃条件下焙烧2h后的石煤焙烧料,在硫酸浓度5%、浸出温度90℃、浸出时间1h、液固比4∶1mL/g的条件下,钒浸出率达72.53%,表明伊利石型含钒石煤采取无添加剂焙烧提钒是可行的。浸渣样品的SEM分析结果表明,石煤焙烧过程中生成的钒包裹体和部分未从伊利石中释放的钒是造成钒损失的主要原因。     

循环氧化法石煤提钒新工艺试验研究

提出一种采用自主开发的低钠复合添加剂进行氧化焙烧,在两段水浸后增加稀酸浸出工艺,然后将酸浸液亚铁沉钒后作为中间产品返回再氧化焙烧,最后从水浸出产品的循环氧化法石煤提钒新工艺.并在氧化焙烧之前,增加预焙烧,除去石煤中的有机质和黄铁矿等还原性矿物对钒的氧化抑制,同时能充分利用石煤的低热值能源,还可使钒得到一定程度的富集.并应用新工艺以江西某地石煤为对象进行了实验研究.研究结果表明,实验过程最佳条件和指标分别为：预焙烧中焙烧温度750 ℃,焙烧时间30 min,残碳量小于2％;氧化焙烧中焙烧温度为780~820 ℃,焙烧时间90 min,复合添加剂用量9%,酸浸中间产品3%~5%.在此条件下,钒的浸出率可达85.5%,总回收率可达76.3%.     

湘西含钒石煤提钒工艺研究

根据湘西含钒石煤矿的特点, 采用添加剂X焙烧-酸浸工艺, 从石煤中提钒, 考察了添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、酸用量和浸出时间对钒浸出率的影响。结果表明, 在添加剂用量为9%、焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为2 h、浸出温度为50 ℃、酸用量为2%、浸出时间为4 h的条件下, 钒的浸出率可达95%以上。钒浸出液经过树脂吸附-沉钒-煅烧得V₂O₅产品, 主要技术指标均达到了化工用粉钒标准(GB3283-87)。     

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。     

石煤空焙-低酸浸出提钒的试验研究

采用5种不同的工艺对湖北某地区石煤进行的提钒试验表明,该石煤采用空焙-低酸浸出工艺提钒可以取得较好的效果。通过对焙烧温度、焙烧时间、硫酸用量和酸浸时间等工艺参数进行研究表明,在物料粒度-0.147 mm,焙烧温度900～950 ℃,焙烧时间1～1.5 h,酸浸温度常温,硫酸用量2.5%和酸浸时间1 h的条件下,钒转浸率可达77.51%～80.33%。     

伊利石型含钒石煤空白焙烧—酸浸提钒试验研究

为研究伊利石型含钒石煤空白焙烧-酸浸提钒工艺的可行性,以陕西商洛地区某伊利石型石煤钒矿为研究对象,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧粒度及浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比对钒浸出率的影响。试验结果表明：焙烧温度对钒的浸出率有显著影响,主要因为在一定的焙烧温度下,焙烧能有效破坏伊利石矿物晶体结构,使释放出来的低价钒氧化成高价态含钒化合物。对于850℃条件下空白焙烧后的石煤原料,在低酸(浓度为5%)、浸出温度90℃、浸出时间2小时、液固比4：1的条件下,钒浸出率可达72.43%,这表明对伊利石型含钒石煤进行空白焙烧提钒是可行的。浸渣样品的SEM分析结果表明,石煤焙烧过程中对钒发生的“铁束缚-硅包裹”和部分未从伊利石中释放的钒是造成钒损失的主要原因。     

国外某含铜金矿石选矿工艺优化与生产实践

国外某含铜硫化金矿石采用硫（金）浮选-金精矿氰浸-活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出（氰化物对金的选择性不及对铜的选择性）,而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮-精矿再磨-铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。     

含铜铅复杂金精矿矿浆电解处理新工艺

研究“矿浆电解-氰化提金-选矿回收铜”含铜铅复杂金精矿处理新工艺。结果表明,矿浆电解铅、铜和银的浸出率分别为95．05％,14．28％和75．66％,金全部留在渣中。矿浆电解渣氰化浸出,金浸出率95．30％,氰化钠用量按金精矿计由常规的14kg／t降至5．1kg／t。氰化渣浮选,铜、金和银的回收率分别为81．86％,40．1％和83．79％。浮选尾矿可以作为硫铁矿出售。新流程结构合理、综合回收用好,为我国复杂金矿的处理提供了一条环保、经济、高效的途径。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时,在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出,并进行铜硫分离回收铜、金;然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿,硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比,优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点,铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点,硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

福建某铜矿石浮选工艺优化试验研究

针对福建某铜矿铜精矿中铜品位低问题,通过选用选择性好的捕收剂Z-200、加大磨矿细度、延长铜精选时间等一系列优化措施,选别指标明显改善。闭路流程为一次粗选、三次精选、三次扫选优先选铜,选铜尾矿一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得铜精矿含铜32.04%、含金6.28 g/t、含银187.00 g/t、铜回收率为86.86%、金回收率为46.08%、银回收率为47.47%,硫精矿含硫46.35%、含银32.40 g/t、硫回收率为50.44%,银回收率为34.23%。相比现场生产指标,铜回收率基本不变,铜精矿铜品位提高了近10%,其中的金品位和回收率分别提高了2.48 g/t、7.21%,硫品位下降了3.95%,硫精矿中硫回收率提高了20.74%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

青海某铜多金属矿选矿试验研究

对青海某铜品位1.00%、钼品位0.067%、金含量3.04 g/t的铜多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜钼等可浮-铜钼分离-铜钼等可浮尾矿选硫的工艺流程,闭路试验获得了钼精矿钼品位48.52%、钼回收率86.49%,铜精矿铜品位19.44%、铜回收率94.72%、铜精矿中含金57.10 g/t、金回收率90.44%,硫精矿硫品位36.56%、硫回收率32.84%。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。