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%。     

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%.     

陕西某金矿选矿试验研究

陕西某金矿石中金以微细粒浸染状分布在黄铁矿、毒砂及脉石矿物中,40.53%以单体和连生金形式存在,硫化物中金占33.04%,脉石中金占26.43%,直接氰化浸出效率极低,金的浸出率仅为43.83%.为实现该金矿资源的有效回收,根据该矿石性质,对比"原矿氰化浸出"进行了"原矿浮选—浮选精矿氰化浸出"以及"原矿浮选—浮选精矿焙烧—焙砂氰化工艺"3种工艺试验。试验结果表明,"原矿浮选—浮选精矿焙烧—焙砂氰化"的工艺可明显提高金的浸出率,金的浸出率可提高到69.24%,是处理该矿石的最佳方案。     

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥--氯化浸出和干馏的扩大试验

为提高银的回收率和解决环境污染问题,用AC法进行了处理高锑低银类铅阳极泥流程中氯化浸出、干馏和蒸馏等过程的扩大试验;并用氯气再生的A#CA为氧化剂,循环氯化浸出,以实现"贵、贱"金属彻底分离.实验结果表明贱金属锑、铜、铋、锡的浸出率大于98%,银入渣率大于97%;用聚四氟乙烯筒内衬干馏筒,用热风直接加热和用搪瓷冷凝管冷凝干馏气体,干馏装置运转正常;锑馏出率为84.09%,锑和银的回收率分别为98.55%及98.97%,并产出含Sb高达650 g/L的纯SbCl3,杂质元素Cu,Bi,Sn,Fe,Pb与Sb的质量比为3.5×10-6～3.4×10-4的纯SbCl3溶液,蒸馏脱砷后液As与Sb的质量比为1.3×10-4,适合于对锑进行深度加工.     

NH4Cl-NH3-H2O体系浸出氧化锌矿

介绍了氯化铵-氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺.该工艺采用氯化铵-氨水溶液作浸出剂,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去.实验结果表明时间、液固比对锌浸出率影响显著,而温度对锌浸出率影响不大;在综合浸出条件下,锌浸出率大于68%,氨溶锌浸出率大于93.88%(质量分数);胶体吸附除砷、锑效果明显,浸出液中砷、锑质量浓度可降至0.25mg·L     

湿法炼铜工艺研究

本文概要总结了我国湿法炼铜的历史进程,湿法炼铜的工艺,以及湿法炼铜给铜工业带来的影响,详细分析了各种湿法炼铜浸出方法,包括酸浸法、氨浸法、细菌浸出法、加压浸出法以及氯化物浸出和硫酸铁浸出等方法。     

氰化—萃取法从湿法处理铜阳极泥尾渣中回收有价金属

目前国内处理铜阳极泥的流程可归纳为四类。一类是传统的火法处理流程:将阳极泥经脱铜、脱硒、还原熔炼、氧化精炼,然后电解精炼得成品金银。第二类是选冶联合流程:先用氯化钠作氧化剂,浸出铜硒,后用选矿方法富集得银精矿,然后一次熔炼成金银合金阳极板,再电解精炼得成品金银。第三类是半湿法流程:阳极泥经硫酸化焙烧脱硒;稀硫酸浸铜;脱铜渣氨浸分银,水合肼还原沉淀银粉,铸阳极电解;分银渣硝酸分铅后再氯化分金,SO_2还原金粉,铸阳极板电解。第四类是全湿法流程:先将阳极泥水洗,过筛,过滤,然后用稀硫酸浸出脱铜,脱铜渣氯化浸出,氯化液有机萃取,草酸还原得海绵金,或氯化液用二氧化硫或草酸直接还原获粗     

高硫铝土矿氧化焙烧脱硫研究

针对一水硬铝石高硫型铝土矿,以河南2种地方矿石为原料进行焙烧除硫的研究,并通过对焙烧矿的物相分析进行理论上的探讨。在此基础上,对焙烧矿和原矿的高压溶出进行比较试验,研究溶出液中S2-含量的变化以及焙烧过程对溶出性能的影响。结果表明:硫的物相不同,其硫的脱除率不同;矿石经焙烧后,铝土矿中的黄铁矿FeS2的特征衍射峰消失,而出现了Fe2O3的衍射峰;同时,原矿的一水硬铝石β-AlOOH的衍射峰也消失,而产生了α-Al2O3的衍射峰;原矿经焙烧后溶出液中S2-的质量浓度显著降低,溶出性能更好;对于以黄铁矿为硫的主要物相的河南A矿,在600℃、焙烧60min后,与原矿同时在240℃、焙烧60min进行溶出试验,焙烧矿溶出液中S2-的质量浓度由原矿的1.78g/L下降到0.15g/L,同时,矿石的溶出率由85.27%提高到91.26%。     

活化焙烧强化盐酸浸出红土矿的镍

通过X线衍射、红外光谱、差热、扫描电镜和液氮吸附等方法考察活化焙烧对红土矿矿相结构变化和有价金属浸出的影响。研究结果表明:该矿在277℃左右发生了针铁矿脱水转变为赤铁矿,在610℃发生蛇纹石去羟基化作用,该结果与通过XRD表征的在不同温度下进行焙烧的矿石中主要矿相的晶型转变结果一致;矿物在300℃焙烧时,比表面积为21.04 m2/g,在610℃焙烧时,比表面积为26.45 m2/g,比原矿的比表面积16.03 m2/g有较大提高,有助于后续的浸出过程;在300℃焙烧后,矿样浸出可以获得最大的镍浸出率,达93%,而铁的浸出减少,进一步升高焙烧温度不利于有价金属镍的浸出。     

NH_4Cl-NH_3-H_2O体系浸出氧化锌矿

介绍了氯化铵 氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺 .该工艺采用氯化铵 氨水溶液作浸出剂 ,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子 ,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去 .实验结果表明 :时间、液固比对锌浸出率影响显著 ,而温度对锌浸出率影响不大 ;在综合浸出条件下 ,锌浸出率大于 6 8% ,氨溶锌浸出率大于 93.88% (质量分数 ) ;胶体吸附除砷、锑效果明显 ,浸出液中砷、锑质量浓度可降至 0 .2 5mg·L- 1 ,铁质量浓度可降至 0 .15mg·L- 1 以下 ,氯化钙、氯化钡可将碳酸根和硫酸根几乎除尽 ,其他杂质元素含量也极低 .该浸出液净化容易 ,特别适合制电锌或锌粉 .本法具有工艺简单、能耗低、污染小、原料适应性广等优点 .     

焙烧-浸出法分离回收白合金中的有价金属

白合金是铜钴矿冶炼过程的中间产物,存在大量钴、铜、铁金属元素,其中酸性溶液中的铁、钴分离是白合金湿法回收的难点之一。采用焙烧-浸出法分离回收白合金酸浸生成的硫酸铁-硫酸钴混合溶液。通过设计单因素实验探索最佳工艺条件,采用X射线衍射(XRD)以及扫描电子显微镜(SEM)研究白合金有价金属分离过程中的物相变化。研究结果表明：在硫酸浓度为1.9 mol/L、浸出温度为90℃、浸出时间为60 min和液固比为5:1 (L/g)的最佳条件下,白合金中钴和铁的浸出率达到91.78%和98.67%,而铜在硫酸溶液中保持稳定的斜方蓝辉铜矿结构残留在滤渣(含铜渣)中;随后将滤液浓缩结晶得到水合硫酸铁-硫酸钴混合晶体,并在600℃下焙烧,使硫酸铁热分解成难溶于水的氧化铁,而硫酸钴保持稳定,经水溶浸出后测得钴、铁浸出率为98.5%和0.1%,达到理想分离效果;最后将含铜渣在450℃下焙烧,形成硫酸铜-氧化铜化合物,经过酸浸可完全回收有价金属铜。     

氯化铵-氯化焙烧红土镍矿工艺及其热力学计算

通过对使用氯化铵焙烧法处理云南元江地区红土镍矿的相关化学反应进行热力学计算,并在此基础上研究氯化铵与红土镍矿质量比、焙烧温度、焙烧时间等工艺条件对红土镍矿氯化焙烧效果的影响.研究结果表明:随着焙烧温度的提高,镍、钴、锰的铁酸盐的氯化程度降低;而镍、钴、锰的硅酸盐和蛇纹石的氯化程度受焙烧温度的影响很小;镍、钴、锰、铁的氧化物除二氧化锰外,氯化程度均随焙烧温度提高而降低;当焙烧温度为673 K、焙烧时间为15 min、氯化铵与矿料质量比为0.8-1.0时,镍、钴、锰、铁、镁在常温下用水浸出5 min的浸出率分别为80%,60%,99%,58%和19%.     

岚皋县横沟石煤型钒矿选矿工艺试验及开发利用设想

选择钙法氧化焙烧一酸浸工艺流程从石煤型钒矿石中酸浸提钒,克服了钠化焙烧过程中H2S、Cl2等有毒有害气体的产生。试验表明,焙烧温度、酸的浓度、浸出温度、浸出时间、液固比是影响钒浸出率的重要因素。通过矿石物料粒度、氧化钙添加量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、酸的浓度、浸出液固比等条件实验,获得了钒79％的浸出率。在此基础上提出了安康市石煤型钒矿综合开发利用的框架思路。     

氯化铵焙烧提取稀土的研究

研究了用氯化铵作为固体氯化剂来氯化稀土氧化物制取稀土氯化物的工艺。考察了焙烧温度、焙烧时间、氯化铵用量三个因素对稀土氯化物浸出率的影响。并通过正交试验确定了较合适的反应条件：焙烧温度350℃，焙烧时间100min。NH4Cl：稀土样品为12(摩尔比)，稀土的浸出率达到了90％以上。     

铜陵硫酸渣综合利用

对铜陵地区硫酸渣的理化性能作了深入的讨论。在此基础上进行了硫酸渣烧结半工业试验。对铜陵硫酸渣氯化还原焙烧、磁化焙烧和直接选矿三种工艺进行了一系列小型试验研究，并根据研究结果对铜陵硫酸渣的综合利用提出了几点具体建议。     

铜陵硫酸渣综合利用

对铜陵地区硫酸渣的理化性能作了深入的讨论.在此基础上进行了硫酸渣烧结半工业试验.对铜陵硫酸渣氯化还原焙烧、磁化焙烧和直接选矿三种工艺进行了一系列小型试验研究,并根据研究结果对铜陵硫酸渣的综合利用提出了几点具体建议.     

推荐性国家标准的编号可以写为“GB××××—××”吗?

<正>问引用编号为"GB××××—××"的推荐性国家标准要改为"GB/T××××—××××"吗?答1991年以前发布的所有国家标准,其编号     

粗粒径高硫铝土矿焙烧前后脱硫及溶出性能研究

对贵州省某一水硬铝石型的高硫铝土矿进行焙烧脱硫实验研究。探究焙烧时间、焙烧温度等条件对脱硫的影响,并借助XRD对焙烧机理进行分析;在这个基础上,对比矿物焙烧前后的高压溶出实验,观察两种溶出液中的硫的变化规律以及溶出性能的改变。结果表明:在焙烧温度700℃、时间为30 min及粒径为830μm时,矿石中硫含量从2.33%降至0.68%;矿石经过高温焙烧后,矿石成分发生改变,溶出性能得以提高;对于硫存在形式以黄铁矿为主的高硫铝土矿,焙烧后溶出液的硫浓度相比原矿溶出液大幅降低,且硫的溶出率由原矿的28.8%降至14.8%,氧化铝相对溶出率增加到95%以上。     

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%.     

××火箭密集度计算分析

××火箭的研制经历了二十余年的漫长历程,射击密集度曾长期不过关。我们通过电子数字计算机模拟发射,重现了1981年6～7月发射试验,且确定了各种情况下的特征系数,为分析计算××火箭的方向密集度提供了方便。 本文认定影响××火箭密集度的决定性因素是起始扰动,而影响起始扰动的主要因素是燃气流特别是旋转发动机的燃气流作用力。为了提高××火箭的密集度,重申了在定向器上铺钢板以减小燃气流作用力的意见;提出了降低现有炮口转速(例如折半)和推迟旋转发动机点火的建议,对此作了定量论证。 本文还在一般意义上探讨了弹体自转对推力偏心临界段的影响问题,指出当自转速度较高时,推力偏心临界段长度趋近于半个弹道波长,即趋于与起始扰动临界段长度相等。