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%。     

中亚某难处理金矿选冶工艺研究

对中亚某金品位4.35 g/t金矿石进行了选冶联合工艺试验研究。采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺,在焙烧给料细度-0.074 mm粒级占75%、氧化气氛下焙烧120 min,焙砂磨至-0.074 mm粒级占90%,在氰离子浓度0.10%条件下浸出48 h,金浸出率达到86.39%,浸渣金品位0.59 g/t。     

低品位含金硫酸渣氯化焙烧-浸出工艺研究

采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。      

石煤提钒配煤焙烧试验研究

以江西某地石煤为试验原料, 采用氧化焙烧-水浸-酸浸工艺提取其中的钒, 研究了原矿直接氧化焙烧及原矿经脱碳后氧化焙烧对浸出率的影响、原矿及脱碳样配煤氧化焙烧对浸出率和焙烧能耗的影响。结果表明, 原矿经脱碳后氧化焙烧浸出率为80.12%, 较原矿直接氧化焙烧提高11.71%; 脱碳样配入5%的无烟煤, 浸出率可达81.96%, 氧化焙烧温度可降低30 ℃、焙烧时间缩短0.5 h, 降低了生产成本。     

焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出某难处理金精矿

对贵州某复杂难处理金精矿进行了焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出研究。通过试验确定了最佳氧化焙烧工艺参数和浸出条件。650 ℃下焙烧1 h, 焙砂再磨至-0.038 mm粒级占88.92%, 在硫酸铜用量0.01 mol/L、硫酸铵用量0.1 mol/L、硫代硫酸钠用量0.2 mol/L条件下常温常压浸出6 h, 金浸出率可达92.10%;同时对硫代硫酸盐浸出过程中的消耗规律进行了考察。     

高价态难溶锰资源回转窑还原焙烧技术研究

由于高价锰（MnO₂）资源具有难以酸浸，而低价锰（MnO）资源容易酸浸的特点，研究了回转窑还原焙烧技术应用于各类高价态难溶锰矿资源的可行性。试验结果表明，回转窑的动态焙烧试验工艺条件与静态焙烧试验的工艺条件基本一致，回转窑动态焙烧试验在焙烧温度为800 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，国产低品位锰矿石、电解锰阳极泥锰浸出率分别为94.13%和99.59%；在焙烧温度为950 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，进口高品位锰矿石锰浸出率为96.59%。表明回转窑还原焙烧工艺适于处理不同种类的高价态锰资源。     

高价态难溶锰资源回转窑还原焙烧技术研究

由于高价锰（MnO₂）资源具有难以酸浸，而低价锰（MnO）资源容易酸浸的特点，研究了回转窑还原焙烧技术应用于各类高价态难溶锰矿资源的可行性。试验结果表明，回转窑的动态焙烧试验工艺条件与静态焙烧试验的工艺条件基本一致，回转窑动态焙烧试验在焙烧温度为800 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，国产低品位锰矿石、电解锰阳极泥锰浸出率分别为94.13%和99.59%；在焙烧温度为950 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，进口高品位锰矿石锰浸出率为96.59%。表明回转窑还原焙烧工艺适于处理不同种类的高价态锰资源。     

钠化法提钒工艺条件的研究

研究了陕西某石煤矿提钒工艺。在原矿中加入少量添加剂氯化钠进行氧化焙烧, 研究了最适宜的氯化钠用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对氧化焙烧的影响。焙砂进行碱浸, 研究了浸出时间、浸出温度、浸出碳酸钠用量、浸出液固比等因素对碱浸的影响。制定了合理的提钒工艺流程。结果表明, 采用钙法低钠焙烧-碱浸工艺, 在氧化钙用量为2%, 食盐用量为8%, 焙烧温度为850 ℃, 焙烧时间为2 h, 水浴温度70 ℃, 水浴时间2 h, 碳酸钠用量是8%, 液固比3∶1的条件下, 钒的浸出率达到了67.6%, 试验结果比较理想。     

复杂烟尘高效浸出铟的工艺研究

以某公司复杂含铟烟尘为原料, 分别研究了氧化酸浸和硫酸化焙烧-水浸两种浸出铟工艺。氧化酸浸工艺主要考察了初始硫酸酸度、液固比、浸出温度、反应时间、氧化剂添加量等因素对铟浸出效果的影响; 硫酸化焙烧-水浸工艺主要考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对铟浸出效果的影响。实验结果表明, 在初始硫酸浓度6.0 mol/L, 液固比6∶1, 浸出温度90 ℃, 浸出时间3 h, 氧化剂H₂O₂添加量为12%条件下进行氧化酸浸, 铟浸出率由常规酸浸的46.5%提高到70%; 在硫酸用量1.0 mL/g, 焙烧温度300 ℃, 焙烧时间2 h条件下进行硫酸化焙烧-水浸, 铟浸出率达到92%, 实现了铟的高效浸出。     

硫化氢还原焙烧氧化锰矿工艺

以硫化氢为还原剂,对氧化锰矿进行还原焙烧,研究了还原焙烧温度、还原焙烧时间、氧化锰矿粒度和硫化氢浓度对锰浸出率的影响。结果表明,最佳还原焙烧条件为: 焙烧温度500 ℃、焙烧时间75 min、氧化锰矿粒度0.150~0.250 mm、硫化氢浓度5%,此时锰浸出率达到99.06%。该工艺可为工业副产品硫化氢高附加值利用提供理论和技术指导。     

湖南某高钙贫菱锰矿浸出实验研究

对湖南某高钙贫菱锰矿进行了浸出实验研究, 考察了酸矿质量比、温度、时间和矿物粒度对矿石浸出的影响。结果表明, 在酸矿比0.68、浸出温度50 ℃、浸出时间5 h、矿物粒度-150 μm时, 矿石中锰浸出率达到93%左右; 控制浸出液pH值为6.4, 通空气氧化除铁2 h, SDD和硫化铵用量分别为矿石中金属锰质量的1.5%和0.5%时, 溶液中铁和重金属杂质含量均可降至1 mg/L以下, 符合电解锰合格液要求。     

云南某难选氧化锰矿石选矿试验研究

我国锰矿资源丰富,但存在原矿锰品位低、有用矿物嵌布粒度极细及脉石组分易泥化等问题,因此提高锰矿选矿技术水平有重要的实际意义。 以云南个旧某氧化锰矿石为研究对象,结合矿石性质,采用洗矿—脱泥—磁 选工艺流程开展选矿试验。 结果表明:①原矿锰品位为 6. 40%,锰主要以硬锰矿、软锰矿等氧化锰矿物的形式存在, 其中嵌布粒度为-0. 01 mm 的极微细粒氧化锰矿物产率较高。 ②采用洗矿—脱泥工艺,在搅拌强度为 2 000 r / min 的 条件下,通过实验室用水力旋流器可以脱除产率约为 69%的矿泥,为后续沉砂获得高品位的锰精矿创造了有利条件。 ③针对沉砂中的氧化锰矿物,采用 1 粗 1 扫的强磁选流程,分别获得了锰品位 29. 13%和 7. 86%的磁性物,实现了粗粒级锰矿物的高效回收;针对矿泥中的氧化锰矿物,采用 1 次粗选的强磁选流程,获得了锰品位 18. 07%的磁性物,实现了微细粒级锰矿物的综合利用。全流程试验可获得累计产率 16. 08%、平均锰品位 23. 78%、累计回收率 60. 21%的锰精矿,实现了该难选极低品位高含泥锰矿的高效综合利用。     

云南某锰银矿特征及湿法分离实验研究

对云南某锰银矿的主要化学组成及矿石结构特征进行了研究, 选用硫酸亚铁作还原剂对银锰湿法分离进行了实验研究。结果表明: 当磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%~80%, 硫酸初始浓度为250 g/L, 硫酸亚铁加入量为理论值的1.1倍, 液固比为5∶1, 90 ℃恒温水浴中反应2 h时, 锰浸出率达89%, 银损失率小于1%, 可较好分离银与锰。     

河南某地低品位含锂粘土矿提锂新工艺研究

对河南某地低品位含锂粘土矿进行了试验研究。根据该矿石的工艺矿物学特性, 采用原矿(-2 mm)焙烧-常温浸出流程, 最优试验条件为: 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间2 h, 硫酸钙/原矿比0.7, 氟化钙/原矿比0.2, 硫酸钠/原矿比0.2, 浸出时间1 h, 浸出温度20 ℃, 液固比3∶1, 硫酸浓度50%, 在此条件下锂浸出率为95.32%。在参考槽浸最佳条件的基础上进行了柱浸, 可以获得锂浸出率为91.78%的结果。     

红土铜矿硫酸化浸出工艺研究

开发了红土铜矿先硫酸化预处理后浸出的两步工艺, 考察了浓硫酸加入量、加水量和硫酸化时间对红土铜矿硫酸化的影响, 以及液固比和浸出时间对浸出的影响。结果表明: -0.15 mm粒级红土铜矿, 在加水量50%(v/w)、浓硫酸用量276 kg/t、硫酸化时间1.5 h下预处理, 然后以水为溶剂, 在液固比6∶1、反应温度60 ℃下浸出3 h, 铜浸出率达到87%。与常温硫酸搅拌浸出相比, 硫酸化浸出法铜浸出率约提高了14个百分点。     

刚果(金)某氧化铜钴矿浸出试验研究

刚果(金)某地“铜高钴低”氧化铜钴矿含铜2.52%、含钴0.12%, 铜氧化率为94.60%, 采用酸性浸出工艺回收该矿中的铜、钴。结果表明, 在矿物-0.074 mm粒级含量占80%、液固比2∶1、一次性添加硫酸量为150 kg/t的条件下常温浸出2 h, 铜、钴浸出率分别达到93.80%和94.97%, 吨矿耗酸量为62.19 kg(折合吨铜耗酸量为2.82 t)。利用常温酸浸工艺处理该氧化铜钴矿, 可有效回收铜、钴, 可为经济开发类似矿山提供参考。     

高钙型低品位铜矿酸性浸出动力学研究

通过单因素实验及动力学分析研究了低品位氧化铜矿的浸出过程,考察了矿物粒度、浸出温度、硫酸浓度和液固比对浸出过程的影响。结果表明,适宜的浸出条件为: 矿物粒度-0.074 mm粒级占比85%、浸出温度60 ℃、浸出时间120 min、硫酸浓度2.5 mol/L、液固比4∶1,此时铜浸出率为96.23%; CaCO₃的存在导致浸出过程硫酸消耗增加; 浸出过程可用未反应核收缩模型来描述,反应速率受固膜界面传质和扩散混合控制,浸出过程活化能为8.78 J/mol。     

电解锰阳极液浸出菱锰矿的热力学和动力学研究

为更好地利用贵州典型菱锰矿资源,对菱锰矿中锰、镁化合物浸出热力学和动力学进行了分析,并研究了不同浸出条件对锰、镁元素浸出的影响.结果表明,锰、镁化合物浸出过程均为放热反应,同等浸出条件下,镁化合物反应趋势更大,浸出过程均符合内扩散控制模型.在酸矿比0.42、矿石粒径-0.147 mm粒级占93.50％、浸出温度80℃、...     

软锰矿悬浮还原焙烧试验研究

对广西新振锰业集团软锰矿的工艺矿物学特性进行了研究, 利用粉状锰矿具有粒度细、比表面积大、化学反应快的特点, 对粉状锰矿进行了悬浮闪速还原焙烧半工业实验研究, 找出了二氧化锰还原转化率最优时的最佳操作参数。结果表明:悬浮闪速还原焙烧反应工艺具有较宽温度、气氛、固气比的操作范围, 系统运行稳定可控。悬浮闪速还原反应炉温度1 050～950 ℃, 反应炉入口气体CO浓度4.5％～7.5％, 反应炉中固气比0.5～0.8 kg/m³的条件下, 1 min内二氧化锰转化率达到了90%以上, 焙烧产品经过磁分离提纯, 可以除去30%以上的铁矿物, 产品锰铁比由3.04提高到4.04。用稀硫酸对还原产品进行浸出试验, 锰浸出率高达85%以上, 远远高出原矿在同样条件下的10%左右的浸出率。