用铌渣在电炉中冶炼含铌低合金钢

我国包头铁水提铌所得铌渣,以往是先在电炉中炼制成低级铌锰铁,然后用做冶炼含铌低合金钢的合金化添加剂。为了经济合理地回收利用包头铁水提铌铌渣,并降低含铌低合金钢添加铌元素的成本,本项工作用铌渣代替铌铁在电炉中冶炼含铌低合金钢。北京钢铁学院首先进行了铌渣直接合金化的热力学研究和实验室工艺试验。在此基础上,由包头东风钢铁厂提供含Nb_2O_5 4～7％的铌渣,在石家庄钢铁厂5吨电孤炉中(出钢量12吨)按16MnNb钢种冶炼9炉,总计114吨钢。工业试验结果表明,钢中铌的实际收得率稳定在70～82％。试验钢锭全部轧成φ14圆钢,经检验,机械性能符合GB1591—79     

包钢现流程铌资源综合利用工艺及产品开发与应用

本技术是在前期研究工作的基础上1986年以来由包钢,北科大,长沙院集中研究选冶联合工艺及多产品开发中形成的。其主要成果有: (1)选矿方面:根据包头矿难选特点进行了系统工艺矿物学研究,在此基础上,开发出综合选矿工艺。除得到优质铁精矿(TFe>60％,P0.12～0.14)及稀土精矿(RExOy>60％及40％左右两种产品)外,得到了含Nb_(2)O_(5)1.0％左右的富铌产品(富集比达8以上)。 此外,白云岩东部接触带2~#矿体选矿获得Nb_(2)O_(5)15％左右的铌精矿。     

铜阳极泥碱性加压氧化浸出渣的硫酸浸出过程

针对铜阳极泥碱性加压氧化浸出渣开展硫酸浸出过程研究,考察硫酸浓度、温度、时间、液固比、搅拌速度和氧化方式等因素对浸出渣渣率和金属浸出率的影响.研究结果表明:金属浸出率随硫酸浓度的增加而提高,银的溶解尤为明显;硫酸浸出渣中未溶解的铜主要以单质存在,采用空气氧化方式可以提高铜的浸出率;在最佳条件即硫酸浓度为2.7 mol/L,温度为85℃,液固比为5∶1,时间为2h,空气压力为0.1～0.2 MPa和搅拌速度为300 r/min下,硫酸浸出渣率为60.0％,Cu和Te的浸出率分别为97.65％和77.53％,Ag和Sb的浸出率分别为8.95％和2.0％.     

复杂钪精矿碱熔合焙烧-水解-盐酸浸出工艺分离钪

川西含钪精矿含钪为189.80g/t,主要含钪的载体矿物为绿泥石、蒙脱石、滑石和角闪石,且铁、钙、镁等元素的含量较高,钪的分离难度较大。采用碱熔合—水解—盐酸浸出工艺分离川西含钪精矿中的钪,结果表明:在焙烧温度650℃、焙烧时间15min、碳酸氢钠用量100%、盐酸用量15%、浸出时间75min、浸出温度45℃、液固比为1.5∶1的工艺条件下,获得了钪浸出率99.56%的钪分离指标。浸出渣的化学成分、形貌及能谱分析显示:浸出渣中主要的成分为硅、铝、镁、钪,且钪的含量较低为4.32g/t,浸出渣的扫描电镜分析图谱中没有明显的Sc谱线峰值,这也说明绝大部分钪被溶解进入液相,从理论上验证了钪精矿采用碱熔合焙烧-水解-盐酸浸出工艺分离钪的可行性。     

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%。     

高温冶金渣熔合物铌的浸出和离子浮选过程

本项目为冶金部科技司下达国家重点课题,研究的主要内容及所获得的主要成果是: (一)新工艺方面 首先提出的熔合——浸出——离子浮选新工艺,对炉渣中铌的富集十分有效。 碱式离子浮指标:β_(Nb_2O_5)41.1％;ε76.11％。酸式小试选矿指标:β_(Nb_2O_5)84.5％;ε75.11％。     

高硅碱浸渣提铟

碱浸渣是碱熔-浸出提绪后的铟渣,含铟量和含硅量较高,采用常规酸浸时会产生硅胶而难以过滤.分别用高温高酸浸出、硫酸化焙烧-浸出和预处理-浸出方法对高硅碱浸渣提铟进行研究.研究结果表明:这3种方法都能解决过滤难的问题,但采用预处理-浸出方法时铟的回收率最高.采用预处理-浸出提锢方法,即碱浸渣经过特殊处理后用硫酸浸出,在液固比为5 : 1,硫酸初始质量浓度为120～150 g/L,温度为80～90℃时搅拌浸出2.0 h,铟的浸出率高达95%.采用萃取-置换方法从浸出液中提取ω(In)＞98%的粗锢,经电解精练制得了ω(In)＞99.99%的精铟;从碱渣到粗铟,铟的直收率为90%.     

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.     

用8-羟基喹啉分离钛与铌钽及测定钛的研究

在pH7.5～8.0的2％(NH_4)_2C_2O_4—0.1%H_2O_2介貭中,至少在混合氧化物总量为100mg,R_2O_5:TiO_2≤2:1的条件下,用8-狸基喹啉沉淀钛,一次就能使其和铌、钽定量分离。所得沉淀经灼烧成TiO_2后,可定量测定钛。留在溶液中的铌、钽,经酸化并加热破坏H_2O_2后,可用单宁法回收,并测定铌钽合量。     

AC法处理高锑低银类铅阳极泥--铜和铋的回收

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋,综合回收了铜、铋、锑,并使其得到了较大程度的分离,Cu,Bi和Sb的置换率分别为99.75%,96.74%和99.45%;置换渣含铜53.73%,含铋20.79%.用硫酸浸铜法,实现了铜 锑、铜 铋的有效分离,最终铜以硫酸铜产出,品位为93.74%～96.21%,Fe含量为1.13%～1.47%,回收率为93.33%;用稀盐酸浸出铋 锑渣,铋以含Bi69.70%的铋精矿产出,直收率及总回收率分别为90.87%和94.73%,此外还产出Sb含量为36.21%的锑渣,返回氯化浸出过程,总回收率为94.06%.     

深度还原分离回收含铌铁尾矿中铌和铁的试验研究

以某稀土综合尾矿经磨矿-磁选-浮选处理后的含铌铁尾矿为对象,采用深度还原焙烧的方法分离回收铌和铁,研究还原焙烧条件对铌、铁分离效果的影响。结果表明,还原剂种类对铁回收率的影响较为显著,对铌的分离回收影响相对较小,还原剂为褐煤时铁回收率最高;还原时间的延长、焙烧温度的升高以及助熔剂用量的增加均有利于铌、铁的分离回收;在还原剂褐煤用量为10%、助熔剂用量为15%、还原时间为60min、还原温度为1300℃的条件下可实现含铌铁尾矿中铌、铁的高效分离回收,得到w(TFe)为94.82%的铁精矿,铁回收率为99.53%,同时还得到w(Nb2O5)为0.3519%的铌粗精矿,铌回收率为99.62%。     

钨渣中有价金属综合回收工艺

对从钨渣中回收钽、铌的工艺进行了研究;采用苏打焙烧水浸与酸浸结合的湿法处理,经实验确定了最佳工艺条件:苏打用量为理论量的6.0倍,焙烧温度为850～950℃,焙烧时间为50 min.水浸液固比为6:1,时间为90 min;酸煮时HCl浓度为20％,浸出液固比为6:1,时间为60min.按照以上条件处理钨渣,可获得含Ta2O5+Nb2O5达15.89％(其中w(Ta2O5)为4.06%)的钽铌富集渣,钽铌回收率达79.46%.该工艺既可完善我国现行的钨冶金流程,充分利用自然资源,获得可直接应用的钽铌生产原料.又可减少大量钨渣堆存引起的环境污染问题.     

锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究

对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件.试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5 mol/L、液固比6∶1、时间10 min的浸出条件下,硫浸出率达98.66％,汞在渣中的富集率为93.8％,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90 min的条件下,硫磺回收率在98％左右,硫磺纯度符合GB/T 2449-2006工业硫磺一等品标准；硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76％.     

富硼渣硫酸浸出试验研究

以富硼渣为原料，在１．５ｍ＾３浸出罐中进行硫酸浸出试验，硼的浸出率主要与富硼渣的结构，粒度，加酸量及浸出时间和温度等因素有关，试验结果表明，富硼渣中硼只要以遂安石晶体存在，粒度在０．１８～０．１６ｍｍ加酸量为８０％，浸出时间９０ｍｉｎ温度９５～１００℃硫酸浸出率可大于９０％。     

常压下硫酸体系中钴冰铜的浸出

对云南某镍矿镍转炉渣经碳还原、黄铁矿硫化所得的钴冰铜进行工艺矿物学及其在常压条件下硫酸浸出的研究。考察温度、硫酸起始浓度、浸出时间及液固比等因素对钴、镍浸出率的影响，以及在两段逆流浸出流程中镍、钴的浸出率。实验结果表明：硫酸浓度以及浸出温度对钴、镍浸出率影响较大，当硫酸初始浓度为6mol／L，浸出温度为100℃，浸出时间为6h，液固比为5时，钴冰铜中钴、镍的浸出率分别达到95．37％和96．73％；在两段逆流浸出实验中，钴、镍的浸出率分别达到99．62％和99．58％，渣中铜的品位达到34．42％，回收率达到96．42％。     

从废催化剂中湿法回收Mo和Co的工艺研究

研究从含Mo和Co的废催化剂中回收Mo以及从提Mo后的Co渣中提取Co的工艺方法.探索焙烧、除杂、沉Mo和沉Co等工序的技术条件,分析影响Mo和Co浸出率的各个因素,确定合理的回收工艺及工艺条件.结果表明,废催化剂粒度0.154mm,焙烧温度750℃,焙烧时间2h,液固比3∶1,浸取时间4h,浸取温度90℃为碱浸取回收Mo较佳条件,浸取率达95%以上;二步酸解法能有效浸出Co,浸取率达85%以上.     

某高磷铁矿提铁降磷研究

以湖南某地高磷铁矿为原料,采用还原焙烧一磁选一硫酸浸出工艺进行提铁降磷试验研究.对还原焙烧一磁选粗精矿进行硫酸浸出工艺参数优化,对浸出时间、液固比、硫酸用量和搅拌速度等因素对提铁降磷效果的影响进行研究.研究结果表明:对原矿品位为47.28%Fe(质量分数)和磷含量为1.59%的高磷铁矿石经过还原焙烧一磁选得到的粗精矿,在浸出时间为2h、液固比为2.5、硫酸用量为50 kg/t和搅拌速度为500 r/min的条件下进行酸性浸出提铁降磷,最终得到铁精矿品位达62.35%Fe,磷含量为0.20%,铁总回收率为90.54%和脱磷率为87.42%.     

锌冶炼中酸浸渣的锌铅分离

研究了含亮铅锌矿经沸腾炉焙烧的挥发氧化物酸浸处理的浸渣的锌、铅分离，使用添加剂ＬＨＹ后，常压下用硫酸浸取，在实验条件下，锌的浸取率达９８％以上，而铅仍以硫酸铅的形式留在浸渣中，从而有效地将锌、铅分离，而其中稀有元素铟的浸出率也较高。     

砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响

通过焙烧脱砷和硫,并采用硫酸浸出金焙砂脱铁,研究不同条件下砷、硫和铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响。研究结果表明:金精矿中,砷、硫和铁的质量分数分别为3.20%,27.35%和23.50%;在焙烧温度为500℃,焙烧时间为4 h和空气流量为0.2 m~3/h条件下,砷和硫脱除率分别达到51.53%和79.16%;所得金焙砂经过质量分数为30%硫酸浸出,铁浸出率高达98.12%,酸浸渣中砷、硫和铁质量分数分别为0.10%,0.55%和0.44%;采用质量分数为6‰的氰化钠溶液浸出酸浸渣,金浸出率达98.05%;经过对砷、硫和铁进行脱除,金品位从32.98 g/t增加到68.22 g/t;金焙砂通过酸浸,单体金和裸露金总质量分数从93.87%增加到96.66%;低温焙烧和酸浸适合高砷金精矿氰化浸金。     

酸浸对钙化焙烧提钒工艺钒浸出率的影响

采用稀硫酸浸出法提取钙化焙烧后钒渣中的钒,考察了浸出参数:物料粒度、体系pH值、浸出温度和时间、液固比(L/S)、搅拌速度对钒及杂质元素浸出率的影响.结果表明:物料粒度小于75μm时对提高钒浸出率影响较小;液固比从2∶1增加到7∶1,搅拌速度由100增加到500r/min时,钒浸出率增长幅度均低于3%;钒浸出率在浸出前15min内迅速升高,之后增长变缓;浸出体系pH值对钒及杂质浸出率影响显著,pH值为2~3时钒浸出率达90%,杂质元素Ca,Mn,Mg,Al,Si,P浸出率为10%~30%;在较佳浸出条件下:粒度96～75μm,pH值为25,温度55℃,时间30min,L/S为3,搅拌速度500r/min,钒浸出率超过91%.