两段焙烧强化含铼低品位钼精矿的氧化分离

针对氧化焙烧法处理低品位钼精矿中存在的钼氧化不完全、铼难挥发分离、有价元素(钼和铼)回收率较低等问题,采用焙烧试验、热重、物相和显微结构分析等研究两段焙烧强化氧化含铼低品位钼精矿中钼、铼的工艺及原理。研究结果表明:两段焙烧是实现钼、铼充分氧化的有效处理工艺。该工艺通过调节两段的温度和气流方向,改善气固对流条件,减小氧化焙烧过程的氧化差异,促进含钼和含铼矿物的深度氧化。在最佳工艺条件下(Ⅰ段焙烧温度675℃,焙烧时间1 h,气流由下至上;Ⅱ段焙烧温度625℃,焙烧时间2 h,气流由上至下),最终焙烧过程铼挥发率可达77.21%,焙烧产物中可溶钼质量分数提高到83.98%。相较于一段焙烧,两段焙烧各层产物的物相组成及微观结构一致,不存在未氧化的辉钼矿(MoS2)和氧化不完全的低价钼氧化物(MoO2),钼主要以MoO3形式存在。     

低品位钼精矿的钼提取研究

采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.     

利用硫酸铵焙烧工艺提取硼精矿中的硼

为了更加合理有效地利用硼精矿,以辽宁硼铁矿经磁选得到的硼精矿为原料,采用硫酸铵焙烧的方法处理得到熟料,将熟料加水溶出、固液分离得到含硼溶液和提硼渣,含硼溶液用于提取硼酸,提硼渣可用于提取SiO2和MgO.通过单因素实验考察了焙烧温度、焙烧时间、铵矿比对B2O3浸出率的影响.通过正交试验得到提取B2O3的适宜工艺条件为:焙烧温度400℃,焙烧时间90 min,铵矿比1.6,该条件下B2O3的浸出率可达85%以上.对原料及提硼渣进行化学成分和物相组成分析,结果表明本工艺可使大部分硼化物生成可溶物并被提取出来,可实现硼精矿的绿色综合利用.     

辉钼精矿熔盐氧化工艺研究——Na_2MoO_4-Na_2SO_4体系

对辉钼精矿在Na2 MoO4 Na2 SO4体系的熔盐氧化过程进行了研究 ,探索了不同的工艺参数对钼的转化率和脱硫率的影响 .研究结果表明 ,在熔盐组成Na2 MoO4与Na2 SO4质量比为 3∶1,配料比为 1∶10 (质量比 ) ,温度为 70 0℃ ,鼓风速度为 1.6 6m s,鼓风时间为 2 0min的条件下 ,脱硫率可达 99%以上 ;得到的熔盐经水浸和碱浸后 ,钼以Na2 MoO4形态进入溶液 ,钼的总浸出率可达 95 .5 %以上 ;硫以SO2 的形态进入气相 ,烟气中的SO2 体积分数可达5 .4%以上 ,可用于制酸 ;含钼渣和浸出液蒸发结晶得到的Na2 SO4晶体可返回再用 ;熔盐氧化过程采用连续操作分批加料方式 ,可提高生产能力 .     

高碳镍钼矿催化氧化镍钼分离工艺条件

研究了高碳镍钼矿催化氧化分离的工艺方法,并对工艺条件进行了探讨.通过单因素实验确定了高碳镍钼矿镍、钼分离的最佳条件：当硫酸浓度为15%,软锰矿的过量系数为20%,液固比3∶1,反应时间6 h,反应温度95 ℃,催化剂C与镍的质量比为4.4时,镍的浸出率可达到95.84%,钼的浸出率仅3.74%,钼主要以钼酸的形式富集于渣中,实现了镍、钼的初步分离.     

钒渣钙化焙烧的影响因素及焙烧氧化动力学

采用钙化焙烧方式处理转炉钒渣以提高钒的浸出率,考察了焙烧参数(渣样粒度,升温速率,焙烧保温温度及保温时间,配钙量)对钒浸出率的影响,根据钒渣氧化的TG-DSC曲线对钒渣氧化变温动力学进行了分析.结果表明:降低升温速率可提高钒氧化率,保温温度高于600℃时钒浸出率迅速增加.在钒渣粒径48~75μm,外配钙m(CaO)/m(V2O5)为042,升温速率2℃·min-1,保温温度850℃,保温时间150min的条件下,钒浸出率达9331%.钒尖晶石氧化过程受三级化学反应控制,升温速率为5和10℃·min-1的表观活化能分别为26765,25603kJ·mol-1.     

镍钼矿提钼渣中镍的浸出工艺

在硫酸溶液中,使用常压氧化浸出法处理镍钼矿提钼渣以回收有价金属镍。考察搅拌速度、液固比、硫酸用量、氧化剂用量以及浸出时间对镍浸出过程的影响。试验结果表明:搅拌速度与液固比对浸出过程影响不明显;在未加入氧化剂时,主要发生镍氢氧化物简单的酸溶反应,而添加氧化剂后硫化物也被氧化浸出;此外,镍浸出率随浸出时间、温度及硫酸用量的增加而增大。最佳工艺条件如下:搅拌速度为500 r/min,液固比为4:1,氧化剂加入量为矿量的0.2倍,浸出温度为90℃,硫酸浓度为0.4 mol/L,浸出时间为8 h,镍浸出率可达95%左右。     

利用二元钠盐体系处理钒渣的清洁焙烧工艺

试验研究了利用二元钠盐(NaOH-Na₂CO₃)对钒渣进行焙烧,并分析了相关动力学参数对焙烧效果的影响.结果表明:在二元钠盐焙烧过程中,焙烧温度、焙烧时间及NaOH与Na₂CO₃质量比对渣中钒、铬的浸出率影响重大;焙烧过程中,Fe₃O₄被氧化为Fe₂O₃,V₂O₅和Cr₂O₃分别被氧化为β钒酸钠型结构的Na₃VO₄与正交晶系结构的Na₂CrO₄;最佳焙烧条件下,NaOH与 Na₂CO₃质量比为1.5∶1,焙烧温度为600℃,焙烧时间为60min,此时钒与铬的浸出率分别为98.66%与83.57%;浸出尾渣的主要金属元素为Fe.     

某难处理多金属矿石综合浸出铀、铜、银试验研究

针对某难浸铀矿石,采用“氯化焙烧-硫酸浸出”工艺进行处理提取铀、铜、银。研究结果表明,最佳氯化焙烧实验条件为氯化钠用量6%,氯化焙烧温度 460 ℃,氯化焙烧时间2 h,焙烧液固比0.2∶1。对氯化焙烧后的矿样进行硫酸浸出,浸出条件为:硫酸浓度30 g/L、浸出时间30 min、浸出温度70 ℃、液固比2∶1,此时金属离子铀、铜、银的浸出率分别为铀85.08%、铜95.82%、银91.80%。     

熔剂对低品位钼精矿焙烧时的影响

实验研究了低品位钼精矿在氧化焙烧过程中温度、时间、通氧气次数、不同熔剂对钼的氧化转化率的影响．当氧化焙烧过程温度为625℃、焙烧2h、间隙通氧气2次、物料比（物质的量比）为：n（Na2CO3）：n（NaNO3）：n（Mo）=2：0．5：1时,钼的得率大于98％．     

辉钼精矿熔盐氧化工艺——Na2CO3-Na2MoO4-Na2SO4体系

研究了辉钼精矿在Na2 CO3 Na2 MoO4 Na2 SO4 体系的熔盐氧化过程 ,探索了不同工艺参数对钼的转化率和脱硫率的影响 .结果表明 ,在熔盐组成为 1∶1,配料比为 1∶10 ,740℃ ,鼓风速度为 5 .95L/min ,鼓风时间为 10min的条件下 ,钼的转化率和脱硫率均可达 99%以上 .熔炼产物经水浸后 ,钼精矿中的钼和硫分别以Na2 MoO4 和Na2 SO4 形态进入溶液 ,以SO2 形态进入熔炼尾气中的硫不超过总硫量的 0 .8% .     

钼精矿焙烧处理过程中典型杂质元素的热力学行为及分析

通过模拟实验结合X射线荧光光谱仪(X-ray fluorescence spectrometer,XRF)、电感耦合等离子光谱发生仪(inductively coupled plasma spectrometer,ICP)及矿物解离分析仪(mineral liberation analyser,MLA)等研究了钼精矿焙烧处理流程中多种杂质元素间的相互作用,在MLA对物相定量分析的基础上,采用Factsage7.0软件分析了钼精矿焙烧过程中不同杂质元素反应进行的热力学条件。结果表明：杂质元素在钼精矿及后续处理流程中的分布存在明显的粒度偏析,主要表现为K、Si等杂质更多以大分子量的矿物形式赋存在较粗粒度的钼精矿中,而Fe、Ca、Cu等杂质则更多以FeS₂、CaSO₄、CuFeS₂等小分子量的化合物形式赋存在较细粒度的钼精矿中。FeS₂、CaSO₄和SiO₂等杂质会在高温焙烧过程中与MoO₃形成致密度较高的混合物,降低Mo的浸出率。云母在钼...     

高铝硅氰化渣中铁回收工艺

研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。     

优化配矿强化西澳超细粒磁铁精矿球团焙烧研究

进行了西澳超细粒磁铁精矿分别配加国产磁铁精矿和巴西赤铁精矿制备氧化球团矿的实验研究.结果表明,以100%西澳超细磁铁精矿为原料制备氧化球团矿时,球团预热及焙烧性能较差,在预热温度为1050℃、预热时间20 min及焙烧温度1300℃、焙烧时间40 min的条件下,预热球团和焙烧球团矿抗压强度分别为每个502和2313 N.西澳超细粒磁铁精矿配加40%国产磁铁精矿或20%巴西赤铁精矿时,球团适宜预热温度由1050℃分别降低到950和975℃,适宜的焙烧温度由1300℃分别降低到1250和1280℃;而且焙烧球团矿的抗压强度分别提高到每个2746 N和每个2630 N.焙烧球团矿的微观结构研究表明:配加国产磁铁精矿后,焙烧球团矿中Fe2 O3晶粒发育优良,晶粒间互联程度提高,晶粒粗大,孔隙率低,固结更加紧密.配加20%巴西赤铁精矿时,焙烧球团矿中Fe2 O3晶粒基本连接成片,Fe2 O3晶体发育良好.优化配矿是改善西澳超细粒磁铁精矿球团矿预热及焙烧性能的有效途径.     

NaOH-Ca(OH)2分解独居石精矿的研究

为降低独居石分解工艺的加碱量,并提高独居石分解率,本研究在NaOH-Ca(OH)₂体系中对独居石精矿进行焙烧分解,采用XRD对焙烧产物进行物相分析,并结合焙烧矿中稀土元素在盐酸中的浸出率判断独居石分解效果.实验分别研究了NaOH添加量、Ca(OH)₂添加量、焙烧温度以及焙烧时间对独居石精矿分解的影响.结果表明,在NaOH-Ca(OH)₂体系中,独居石精矿分解的最佳工艺条件:NaOH添加量为25%,Ca(OH)₂添加量为20%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为1.5h.该焙烧条件下独居石全部分解为稀土氧化物,浓盐酸对稀土浸出率可达到98%左右.与现有工业生产工艺相比,本研究工艺中碱添加量降低55%左右,独居石分解率提高2%左右.     

Roasting and leaching behaviors of vanadium and chromium in calcification roasting–acid leaching of high-chromium vanadium slag

Calcification roasting–acid leaching of high-chromium vanadium slag (HCVS) was conducted to elucidate the roasting and leaching behaviors of vanadium and chromium. The effects of the purity of CaO, molar ratio between CaO and V₂O₅ (n(CaO)/n(V₂O₅)), roasting temperature, holding time, and the heating rate used in the oxidation–calcification processes were investigated. The roasting process and mechanism were analyzed by X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy (SEM), and thermogravimetry–differential scanning calorimetry (TG–DSC). The results show that most of vanadium reacted with CaO to generate calcium vanadates and transferred into the leaching liquid, whereas almost all of the chromium remained in the leaching residue in the form of (Fe_0.6Cr_0.4)₂O₃. Variation trends of the vanadium and chromium leaching ratios were always opposite because of the competitive reactions of oxidation and calcification between vanadium and chromium with CaO. Moreover, CaO was more likely to combine with vanadium, as further confirmed by thermodynamic analysis. When the HCVS with CaO added in an n(CaO)/n(V₂O₅) ratio of 0.5 was roasted in an air atmosphere at a heating rate of 10℃/min from room temperature to 950℃ and maintained at this temperature for 60 min, the leaching ratios of vanadium and chromium reached 91.14% and 0.49%, respectively; thus, efficient extraction of vanadium from HCVS was achieved and the leaching residue could be used as a new raw material for the extraction of chromium. Furthermore, the oxidation and calcification reactions of the spinel phases occurred at 592 and 630℃ for n(CaO)/n(V₂O₅) ratios of 0.5 and 5, respectively.     

铜渣中铁铜分离新工艺研究

本文综述了铁铜分离的一般方法,并根据国内外氯化焙烧现状,结合铜渣特点,提出氯化焙烧法分离铜渣中铁铜的优势：可以在中温条件下进行选择性氯化,完成铁铜的分离过程;氯化焙烧过程是在氧化性气氛下进行的,铜渣中硫元素可以SO2的形式溢出;铜渣中的铜以CuCl2形式挥发,可以在反应器冷端凝结,铁留在渣中,实现了铜渣中铁铜的共同回收。     

漂浮阳极泥中铋的提取与三氧化二铋的制备

漂浮阳极泥经过盐酸浸出、稀释水解、氢氧化钠中和得到氯氧铋,氯氧铋经过氢氧化钠转化制备得到三氧化二铋.当盐酸浓度为6mol/L,固液比为1∶5,反应温度为80℃,反应时间为1h时,漂浮阳极泥中锑和铋浸出率分别达到99.17％和99.08％.当稀释比为8∶1时,盐酸浸出液中锑水解率为98.13％,铋水解率仅为8.8％.稀释后液中加入氢氧化钠溶液,当pH为1.5时,铋水解率达到99.5％,水解产物氯氧铋(BiOCl)中铋、氧、氯的质量分数分别为54.23％,19.30％和14.61％.氯氧铋再次经过盐酸浸出,稀释水解,氢氧化钠沉淀得到氯氧铋.除杂后氯氧铋经过硫酸洗涤、氢氧化钠转化,当氢氧化钠浓度为6mol/L,液固比为3∶1,反应温度为80℃时,反应2h后过滤,用0.5mol/L盐酸洗涤得到形貌为纤维状、晶型为单斜的α-Bi2O3,氧化铋纯度达到99.81％.     

载金硫化物焙烧--自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.