预浓缩强化江汉盆地卤水吸附提锂的研究

为提高卤水吸附提锂效率,开发了预浓缩-吸附法提锂工艺。基于50℃、100℃下Na⁺、K⁺//Cl^--H₂O三元体系相图理论指导,研究了不同蒸发温度条件下卤水中锂的浓度及锂折损率随蒸发率的变化关系,对比了吸附剂对预浓缩前后卤水的吸附效果。结果表明,蒸发过程中溶液中锂浓度和锂折损率不受蒸发温度的影响;蒸发率超过40%后,卤水中锂折损率快速上升;以锰系吸附剂吸附蒸发率40%、锂浓度55 mg/L的预浓缩卤水中的锂,4 h后吸附容量达4.25 mg/g,高于吸附剂对原卤的吸附容量(3.39 mg/g),证实卤水预浓缩处理可以强化吸附提锂效果。     

黏土型锂矿硫酸铵焙烧—酸浸提锂

随着新能源的迅速发展,对锂的需求量日益增加。黏土型锂矿由于储量大、开发晚,未来将成为我国锂的主要来源之一。以贵州某黏土型锂矿为原料,采用硫酸铵焙烧—酸浸方法进行提锂研究。结果表明,在硫酸铵用量50%、焙烧温度400℃、焙烧时间120 min、4%硫酸作浸出剂、液固比4:1、浸出时间120 min的条件下,锂的浸出率达到90.90%。通过焙烧硫酸铵与锂绿泥石中的Al_³⁺发生反应生成硫酸铝铵,破坏了锂绿泥石的晶格结构进而将锂释放出来,生成可溶性的硫酸锂,利于后续浸出。研究结果可为黏土型锂矿的开发利用提供了一种新方法。     

生活垃圾焚烧飞灰中无机氯盐的分离研究

对某生活垃圾焚烧飞灰进行了球磨水洗回收无机氯盐、蒸发分离氯化钙和浮选分离钾钠混盐等无机氯盐分离工艺研究,结果表明,球磨水洗-蒸发-浮选综合工艺获得了氯化钾、氯化钠纯度分别为98.31%、96.62%,回收率均高于90%的氯化钾、氯化钠产品。     

锂云母复合盐焙烧-水浸提取锂铷铯

采用复合盐焙烧-水浸工艺从锂云母中提取锂、铷、铯,研究了焙烧工艺参数及浸出工艺参数对锂、铷、铯浸出率的影响。结果表明,锂云母精矿焙烧时,复合盐焙烧效果优于单一盐添加剂,CaCl₂+Na₂CO₃组合添加剂具有焙烧时氯气排放少、焙烧矿浸出效果好等优点。从锂云母中回收锂、铷、铯,较佳的焙烧-浸出工艺条件为: CaCl₂+Na₂CO₃组合为焙烧添加剂,锂云母精矿∶CaCl₂∶Na₂CO₃(质量比)=1∶0.5∶0.2,锂云母精矿焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h,对焙烧矿进行室温水浸,浸出时间1 h、液固比2∶1,此时锂、铷、铯浸出率分别为86.64%、92.58%、85.37%。含锂浸出液经2次调节pH值净化除钙,升温至95 ℃后加入饱和Na₂CO₃溶液,结晶得到碳酸锂,样品纯度为99.08％,产品纯度及杂质含量达到一级碳酸锂标准。沉锂母液采用溶剂萃取法分离铷、铯,铯萃取率达到99%以上,铷洗脱率达到96%左右。     

内蒙某钽铌尾矿回收锂云母工艺研究

内蒙某钽铌尾矿含有大量的锂云母矿物,尾矿中的脉石矿物主要为长石、石英类硅酸盐矿物,矿石中的细泥(含原生细泥和磨矿产生的次生细泥)矿物制约锂云母浮选精矿品质的提高。对含Li2O 1.02%的钽铌尾矿,采用尾矿脱泥-锂云母浮选(一次粗选、一次选扫)的工艺流程,锂云母浮选采用碳酸钠作调整剂,椰油胺+MC-2作组合捕收剂,获得锂精矿含Li2O 5.02%,达到优质锂盐级标准;锂精矿对钽铌尾矿回收率为74.82%,有效实现了尾矿中锂资源的综合回收利用。     

含铷、铯锂云母矿的复合盐焙烧-浸出性能及机理

锂被称为21世纪的战略金属,而锂云母矿是目前提锂的主要锂矿物之一。本文章对含铷、铯的锂云母矿进行了多种焙烧方式探索,研究表明,硫酸盐焙烧法对锂浸出效果明显,硫酸钠+硫酸钙组合对锂的浸出率为92.53%,氯盐焙烧法对铷、铯的浸出效果优异,氯化钠+氯化钙组合其铷、铯浸出率分别为96.13%,94.86%。进一步试验表明,焙烧添加剂中Na~+对锂的浸出有积极效果,Ca~(2+)对铷、铯的浸出有提升作用。综合试验结果,以SC21(碱金属盐混合物)为焙烧添加剂,锂云母矿:SC21(质量比)=1:0.7,焙烧温度为880℃,焙烧时间为45 min,此时锂、铷、铯的浸出率分别为:94.52%,92.03%及93.56%。     

大红柳滩某低品位锂铍矿石表面清洗浮选工艺研究

以大红柳滩某锂铍多金属矿为研究对象,研究了N甲基9十七烯酰胺基乙磺酸钠和N-甲基脂肪酰胺基乙酸盐作清洗剂时,矿物表面清洗浮选对锂铍矿物可浮性及锂铍分离效果的影响,并对矿物表面清洗浮选的试验条件进行了优化。闭路试验的结果表明,在磨矿细度-0.074 mm含量占72%的条件下,清洗浮选可以获得锂精矿Li₂O品位为6.01%、Li₂O回收率为87.60%;铍精矿BeO品位6.57%、BeO回收率62.90%的良好指标。其中,锂精矿中BeO品位为0.049%、BeO回收率为31.20%,较好地实现了锂铍分离。     

混盐型高锂卤水萃取分离锂

以阿根廷某高锂混盐型盐湖卤水萃硼后得到的萃余液为研究对象,采用磷酸三丁酯(TBP)- FeCl3体系萃取分离锂,考察了铁锂比、TBP浓度、稀释剂种类、萃取相比O/A、有机添加剂种类及浓度等因素的影响,优化了萃取工艺参数,分析了锂在萃取两相体系中的分配行为以及锂与镁、钠和钾的分离情况。在有机相组成为65% TBP - 5%MIBK - 30% 260#溶剂油、铁锂比1.5:1、相比O/A=2:1、萃取混合时间5 min、室温的条件下,锂的单级萃取率大于79%,镁、钠、钾的萃取率分别仅有5.24%、8.57%和0.88%,Li与Mg、Na、K的分离系数分别达到62、37和388,TBP显示出对锂的良好选择性,且MIBK的加入改善了分相和锂萃取性能。夹带与共萃进入有机相中的镁、钠和钾可用氯化锂的稀盐酸溶液洗涤去除。负载锂的有机相可用7 mol/L盐酸进行反萃,得到富锂溶液。     

高镁锂比盐湖卤水镁锂分离工艺

以酸化提硼后卤水为原料, 采用饱和氯化钾溶液作为沉镁剂, 使用三步结晶法进行了沉淀镁并富集锂的研究。结果表明, 通过3段蒸发结晶析出光卤石, 可以有效地实现镁锂分离:添加95%理论用量的氯化钾可以把原卤水中的镁锂质量比由10.1∶1降低到0.39∶1, 锂在滤液中总回收率为77.90%, 并使锂浓度从10 g/L富集到49.30 g/L。     

广丰膨润土的锂化改性研究

作者以Li2CO3为改性剂对广丰钙基膨润土进行锂化改性。考察了矿浆浓度、锂盐用量、反应时间、反应温度等因素对改性效果的影响。结果表明,当矿浆浓度为10%,锂盐用量0.04mol/25g土,反应时间0.5h,反应温度30±2℃,改性效果最好,样品的膨胀容和膨润值分别达到90mL/2g,100mL/3g。     

闪锌矿氧压氨浸过程动力学研究

在NH₃-(NH₄)₂SO₄体系中, 采用氧压氨浸工艺, 研究了闪锌矿的浸出行为。研究表明, 在浸出温度110 ℃、总氨浓度4 mol/L、NH₃与NH₄⁺浓度比为5∶3、总压0.5 MPa、搅拌速度500 r/min、液固比25、矿物粒度-0.063 mm条件下浸出5 h, 锌浸出率可达97%。采用液固反应的收缩核模型进行模拟, 得到了闪锌矿氧压氨浸的浸出动力学方程式, 其表观活化能为47.26 kJ/mol。     

三元体系Li+, NH4+//SO42——H2O 298 K相平衡研究

四川甲基卡、李家沟等地锂辉石储量丰富,为下游锂电池储能材料等领域提供了重要的原料来源。传统锂辉石制碳酸锂工艺中,采用氢氧化钠中和法除去铁、铝等杂质,但是副产硫酸钠附加值低,导致生产成本较高,本论文研究了以氨气替代强氧化钠中和法除杂制碳酸锂工艺,发现在精制锂溶液沉淀结晶过程中存在LiNH₄SO₄复盐产生,影响了锂的收率和碳酸锂产品品质。为解决此问题,本论文采用等温溶解平衡法研究了三元体系Li+,NH₄+ //SO₄2--H₂O在298 K下的稳定相平衡关系,测定了平衡液相中各组分溶解度、密度和折光率数据,并绘制了该体系的相图、密度-组成图和折光率-组成图。结果表明该三元体系为复杂三元体系,有复盐LiNH₄SO₄形成;其稳定相图由3个固相结晶区,3条单变量曲线和2个共饱点组成,3个结晶区分别为（NH₄）₂SO₄,Li₂SO₄·H₂O和LiNH₄SO₄,且LiNH₄SO₄复盐的结晶区较大。研究结果表明,为了避免LiNH₄SO₄复盐的产生,需在锂辉石制工业级碳酸锂工艺前端通过钙离子沉淀法将锂溶液中锂硫比[Li₂SO₄·H₂O/（NH₄）₂SO₄]降到1.6以下,研究结果为四川锂辉石湿法冶金工艺中采用氨中和除杂提供了理论指导。      

陕北子长煤三种无机抑制剂浮选脱硫降灰研究

脱硫降灰是实现中高硫煤清洁利用的关键, 而浮选法在细粒煤脱硫中占据了重要的地位。为了提高中高硫煤的浮选脱硫降灰效果, 以陕北子长煤为研究对象, 利用筛分及浮沉试验考察了原煤的颗粒特性, 并对比了三种无毒无机抑制剂氧化钙(CaO)、硫酸铵[(NH₄)₂SO₄]、十水合焦磷酸钠(Na₄P₂O₇·10H₂O)以及其组合抑制剂对原煤脱硫降灰效果的影响, 并通过煤岩光片考察了浮选前后煤中黄铁矿的分布变化。结果表明, 浮选后煤岩光片中的黄铁矿分布密度有效下降, CaO的脱硫降灰效果最好, (NH₄)₂SO₄和其相近, Na₄P₂O₇·10H₂O脱灰效果次之, 但几乎没有脱硫效果, CaO和(NH₄)₂SO₄在用量分别为4 000 g/t和1 000 g/t时, 精煤硫分最低均为1.83%, 其脱硫效率最高分别为18.28%和12.35%, CaO和(NH₄)₂SO₄组合药剂未展现较好的协同作用, 脱硫脱灰效果均不及三种单种抑制剂, 但对细粒煤的脱硫脱灰有一定的提升作用。CaO和(NH₄)₂SO₄可作黄铁矿的抑制剂提高浮选的脱硫脱灰效率。      

过硫酸盐氧化-氯盐浸银研究

介绍了采用过硫酸铵（(NH₄)₂S₂O₈）作氧化剂、氯化钠（NaCl）作络合剂的无氰浸银新方法。对浸银过程中(NH₄)₂S₂O₈及NaCl的浓度、浸出温度和时间、浸出环境的pH值、浸出过程中的搅拌强度等进行了条件试验。试验研究结果表明,在(NH₄)₂S₂O₈浓度0.225%,NaCl浓度25%,浸出温度45 ℃,浸出时间6 h,搅拌速度675 r/min条件下,对银粉中银的浸出率可达95%以上。     

离子型稀土浸矿过程矿样力学特性演化规律

通过对重塑稀土试样核磁共振成像和三轴强度测试试验,分析了3%(NH_4)_2SO_4溶液浸矿对重塑稀土试样的黏聚力和内摩擦角的影响。试验结果表明:用3%(NH_4)_2SO_4溶液做浸矿液时,其有效浸矿时间为3 h,而纯水浸矿不存在有效浸矿时间。在3%(NH_4)_2SO_4溶液的有效浸矿时间内,试样的黏聚力出现下降的趋势,下降幅度为79.5%。在3~6 h间继续浸矿,黏聚力又出现小幅度的增加,而试样的内摩擦角一直减小,减小幅度为54.5%。从核磁共振图像可以看出,在有效浸矿时间内,试样的核磁共振图像会出现一条"黑影",随着浸矿时间的继续,"黑影"会从试样的上部移动到底部。由此推断"黑影"为化学置换反应发生的区域。     

氧化铜矿物抗抑制作用的表面形貌研究

在Hallimond管中进行孔雀石纯矿物的硫化浮选试验,试验中添加(NH₄)₂SO₄以测试其在过量Na₂S存在时的抗抑制作用,通过扫描电子显微镜（SEM）研究了孔雀石纯矿物在不同试验条件下的表面形貌。结果表明,在过量Na₂S存在的孔雀石浮选体系中,添加(NH₄)₂SO₄后,可以起到抗抑制的作用。它可以使孔雀石表面生成的硫化膜更加坚实、致密和稳定,有利于黄药的吸附。     

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。     

以废旧NCM523型电池正极材料浸出液制备NiCo2O4和Li2CO3研究

采用湿法冶金方法回收废旧NCM523型锂离子电池正极材料中的镍、钴和锂, 正极材料的硫酸浸出液经净化除杂后, 采用“水热沉淀-煅烧法”制备NiCo₂O₄, 再采用化学沉淀法回收锂。研究了添加剂种类、水热温度及时间、煅烧温度对产物形貌的影响。结果表明, 以电极材料硫酸浸出液为原料, 以草酸作沉淀剂、六次甲基四胺作表面活性剂, 在140 ℃下水热反应4 h, 得到NiCo₂O₄前驱体; 前驱体在300 ℃下煅烧2 h, 得到形貌均匀的棒条状NiCo₂O₄材料; 采用饱和Na₂CO₃溶液沉淀水热反应母液中的锂, 得到Li₂CO₃。该工艺初步实现了废旧电池正极材料中有价金属镍、钴和锂的回收利用。     

高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣焙烧提钒工艺研究

针对氯化法生产钛白粉工艺中除钒固体废弃物难以有效再利用的问题,研究了除钒尾渣钠化焙烧?水浸脱氯提钒工艺中Na2 CO3添加量、焙烧时间及温度对钒浸出率的影响,实现高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣资源的二次利用.结果表明,采用液固比10 mL/g的水洗工艺,可大幅降低尾渣中NaCl对沉钒率的影响;水洗后的除钒尾渣在Na2 CO...     

钒页岩氧压酸浸过程中V与Fe的分离工艺研究

为了确定湖北某钒页岩氧压酸浸条件,以K_2SO_4为添加剂,对在氧压酸浸提V过程中K_2SO_4用量、硫酸的体积浓度、氧分压、浸出温度、浸出时间对V、Fe浸出率的影响进行了研究。结果表明,在K_2SO_4用量为7%、硫酸浓度为15%、浸出时间为5 h、氧分压为2.0 MPa、浸出温度为190℃条件下,V的浸出率为89.90%、Fe的浸出率仅为5.73%,较无K_2SO_4条件下V的浸出率提高,Fe的浸出率大幅降低。XRD、FTIR分析表明,K_2SO_4的介入能强化云母晶体结构的破坏,促进V的释放,提高了V浸出率;K+、SO2-4和Fe3+反应生成斜钾铁矾((KFe(SO4)2)沉淀,降低了Fe的浸出率,这是V与Fe有效分离的主要原因。因此,钒页岩氧压酸浸过程中适量添加K_2SO_4,不仅能提高V浸出率,而且能有效分离V与Fe,减少Fe对后续萃取工艺的不利影响。