298.2 K四元体系MgCl2+CaCl2+AlCl3+H2O 相平衡研究

为获取粉煤灰含铝溶浸液中铝与共存钙、镁之间的作用规律,采用等温溶解平衡法开展了298.2 K时四元体系MgCl₂+CaCl₂+AlCl₃+H₂O相平衡研究,测定了平衡液相组成及平衡液相密度,同时,绘制了该四元体系的干基相图、水图、密度-组成图。研究发现:298.2 K四元体系MgCl₂+CaCl₂+AlCl₃+H₂O 稳定相图由2个共饱点、4个结晶区以及5条单变量曲线组成,有复盐溢晶石（2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O）生成,为复杂四元体系。4个结晶区分别对应3个单盐结晶区MgCl₂·6H₂O、CaCl₂·6H₂O、AlCl₃·6H₂O和1个复盐结晶区2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O,结晶区按照AlCl₃·6H₂O、MgCl₂·6H₂O、CaCl₂·6H₂O、2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O顺序依次减小,对应AlCl₃·6H₂O溶解度最小,2MgCl₂·CaCl₂·12H₂O溶解度最大。      

三元体系KCl+CaCl2+H2O在278.2 K及308.2 K下的稳定相平衡研究

采用等温溶解平衡法研究了三元体系KCl+CaCl₂+H₂O在278.2 K及308.2 K温度条件下的稳定相平衡关系,实验测定了平衡时各组分的溶解度、密度、折光率,联合采用Schreinemaker湿渣法与X-ray粉晶衍射法确定了平衡固相组成。结果表明三元体系在278.2 K及308.2 K温度条件下为简单三元体系,无复盐或固溶体生成,对应的稳定相图包含1个共饱和点,2条单变量曲线和2个单盐结晶区。对比三元体系278.2 K、308.2 K、348.2 K温度条件下的相图发现:308.2 K时,氯化钾结晶区最大,表明此时氯化钾最易析出;随温度进一步升高,氯化钙结晶形式由CaCl₂·6H₂O转变为CaCl₂·2H₂O。      

(NH4)2S2O8氧化载金黄铁矿规律及E-pH研究

采用基于硫酸根自由基(SO4-·)的高级氧化技术,将(NH₄)₂S₂O₈作为氧化剂氧化预处理黄铁矿。考察了(NH₄)₂S₂O₈和FeSO₄浓度、浸出温度、浸出时间对氧化浸出黄铁矿效果的影响。结果表明,采用热活化(NH₄)₂S₂O₈产生SO₄-·预处理黄铁矿,在(NH₄)₂S₂O₈浓度0.395 mol/L、浸出温度70 ℃、浸出时间8 h条件下,黄铁矿浸出率可达73.71%。通过动力学方程拟合,确定该体系浸出黄铁矿可采用收缩核动力学模型描述,浸出黄铁矿过程中反应速率的决定步骤为内扩散速率,其表观活化能为50.57 kJ/mol。通过绘制FeS₂-(NH₄)₂S₂O₈-H₂O体系E-pH图分析可知,常温下过硫酸盐溶液具有较高的氧化还原电位,理论上采用过硫酸盐氧化分解产生SO₄-·浸出黄铁矿具有可行性。     

纳米Mn3O4的快速制备及其对亚甲基蓝的类芬顿催化氧化性能

采用氧化沉淀法,以Mn(NO₃)₂·H₂O为锰源、NH₃·H₂O为沉淀剂、H₂O₂为氧化剂,在温和条件下反应1 h制备了粒度均匀的纯相纳米Mn₃O₄。以亚甲基蓝溶液为模拟染料废水,考察了纳米Mn₃O对亚甲基蓝的类芬顿催化氧化效果。结果表明,当Mn₃O₄加入量为0.5 g/L时,对25 mg/L亚甲基蓝的降解率可达80.3%。     

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。      

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。     

四川可尔因选锂尾矿锂辉石再选实验研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。为综合评价四川可尔因选锂尾矿锂辉石再选可行性,开展了选锂尾矿矿石工艺矿物学研究及选矿全流程实验研究。通过MLA/AMICS矿物自动分析、LA-ICP-MS激光剥蚀原位分析等技术手段,查明了该尾矿样品中的矿物成分、样品中锂的赋存状态等;在一系列探索实验的基础上,确定了“磨矿-脱泥-浮锂-强磁除杂”的选锂工艺流程。针对Li₂O品位0.51%的选锂尾矿,采用自主研发的高效锂辉石捕收剂EM-PN10,经一粗一扫四精浮选闭路流程,获得了Li₂O品位4.32%,Li₂O回收率60.23%的浮选锂精矿,浮选锂精矿经强磁除铁后,最终获得了Li₂O品位5.07%,回收率(相对于原矿)59.21%的锂精矿产品。实验确定的锂辉石再选回收利用研究成果可为该类选锂尾矿资源利用提供一定技术支撑。     

重庆中梁山煤田凝灰岩中战略性金属的浸出试验

西南地区晚二叠世含煤岩系底部广泛分布一层由基性火山灰经热液流体蚀变的凝灰岩。凝灰岩中富集稀土元素（REY）,Nb和Ga等战略性金属，称之为一种新型的煤型战略性金属矿床。然而，凝灰岩中战略性金属的可提取性如何，尚不清楚，制约了这些金属的开发利用。为此，以重庆中梁山煤田晚二叠世凝灰岩为对象，采用（NH₄）₂SO₄,H₂SO₄,NaOH,HCl和HF等试剂对凝灰岩中REY,Nb, Ga, Al₂O₃和SiO₂进行分步连续浸出。结果表明，（NH₄）₂SO₄能浸出约30%的REY,表明凝灰岩中离子吸附型REY占比大于30%,其余的战略性金属均以矿物相形式存在。（NH₄）₂SO₄—H₂SO₄—NaOH—HCl—HF分步连续浸出可有效提取凝灰岩中的REY...     

碳酸钠和氢氧化钠对锂辉石矿浮选的影响

以四川呷基卡锂矿为研究对象,采用浮选工艺分选锂辉石,主要研究了调整剂碳酸钠和氢氧化钠添加次序、作用时间与用量对浮选指标的影响。发现先添加碳酸钠后添加氢氧化钠,可大幅提高锂精矿的Li₂O品位;适当延长氢氧化钠的作用时间,可有效提升锂精矿Li₂O的回收率;高用量的碳酸钠会抑制锂辉石的上浮,高用量的氢氧化钠则会降低捕收剂对锂辉石的选择性。矿石经2粗3精1扫闭路试验,可获得Li₂O品位和回收率分别为4.48%和87.76%的锂精矿。     

江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收

为实现江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽及长石的综合回收, 开展了选矿综合回收试验研究。研究结果表明, 该锂辉石矿石英、长石含量高, 采用高选择性药剂ZH与氧化石蜡皂组合作为锂辉石捕收剂, 可降低细泥在锂辉石表面的罩盖影响, 优化矿浆流体环境; 在原矿含Li₂O为1.51%、Ta₂O₅为0.022%的条件下, 以氧化石蜡皂+ZH组合捕收剂浮选回收锂辉石, 采用细泥摇床重选工艺回收浮选尾矿中的钽矿物, 重选尾矿采用"弱磁选—强磁选"工艺除铁后作为长石精矿, 获得了含Li₂O 5.62%、回收率为74.65%的锂辉石精矿和Ta₂O₅品位为18.78%、回收率为40.21%的钽精矿, 以及产率为49.16%、含Na₂O 2.45%、K₂O 4.60%、TFe 0.15%、白度为62.9%的长石精矿。该工艺流程选矿试验指标良好, 实现了硬岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收。      

综合利用锂云母分解副产物硫酸钠制备碳酸氢钠的工艺探究

以硫酸(盐)法处理锂云母生产锂盐过程中的副产品硫酸钠为原料,利用结晶法制备高价值的碳酸氢钠,纯度高达90.77%;采用蒸发-冷却-再蒸发的方法回收副产物硫酸铵,每500 mL卤水可回收118.7 g固体,其中硫酸铵占39.6%。实现了变废为宝以及资源综合利用的目标。     

重色浮联合选矿工艺回收某花岗岩型锂辉石中的锂

我国锂资源消耗量逐年攀升,而国内矿石型锂资源品位较低,卤水型锂资源开发难度较大,锂精矿产品难以满足国内生产需要。国外某锂辉石跳汰分选中矿作为进口锂精矿的附加产品购进,为探究其选矿 工艺,以矿石性质研究结果为基础,采用重色浮联合选矿工艺进行了选矿试验研究。结果表明：①试样中Li2O含量为3.60%,主要有价矿物为锂辉石,主要脉石矿物为长石、石英和云母。锂辉石粒度大部分在1 mm以上 ,主要脉石和连生体粒度为2 mm以上;②+0.5 mm粗粒原料在重液密度为2.85 g/cm3时,可以获得Li2O含量大于5.5%的锂辉石精矿,精矿作业回收率较高,经计算机模拟所得两段连续重介质旋流器分选预测结果与之契 合度高,工业推广可行性高;③+0.5 mm粗粒原料采用筛分分级—重悬浮液分选流程,在介质密度为2.70 g/cm3的条件下,可以抛掉产率为21.76%,Li2O品位为0.18%的重液尾矿,Li2O在重液尾矿中的金属量损失仅为 1.09%;④重液精矿经色选机分选,精矿Li2O品位由5.73%提高至6.18%,精矿质量提高一个等级,Li2O作业回收率高达89.23%;⑤色选尾矿、重液中矿和-0.5 mm矿石作为混合中矿,其Li2O品位高达2%~3.57%,以自主 研发的EL为锂辉石浮选捕收剂,经“1粗2精2扫”,最终获得Li2O品位6.53%、Li2O作业回收率91.51%的浮选精矿。全流程试验分选指标优异,有效降低了磨矿成本,具有一定工程推广应用价值。     

四川党坝锂辉石矿床Ⅷ号脉锂辉石矿物学特征

采用显微镜下观察、电子探针(EPMA)、激光剥蚀等离子质谱(LA-ICP-MS)和X射线衍射分析(XRD)等测试手段对四川党坝锂辉石矿床Ⅷ号脉锂辉石的矿物学特征开展了详细研究。结果显示，锂辉石是主要的矿石矿物，锂辉石晶体粒度较粗大，锂主要赋存于锂辉石中，伴生有铌、钽等有益组分。XRD和LA-ICP-MS分析显示，锂辉石的纯度很高(Li₂O平均含量7.84%)，晶胞参数略小于标准卡片的晶胞参数。电子探针分析结果显示，锂辉石中SiO₂含量较高(65.62%～65.82%)，含有少量的Fe和Mn等杂质。矿石中Li₂O含量达到1.33%。综合分析该锂矿具有重要的开发利用价值。     

伟晶岩型锂辉石矿碱溶蚀-浮选试验研究

以伟晶岩型锂辉石矿为研究对象,通过碳酸钠+氢氧化钠碱溶蚀预处理强化锂辉石和长石可浮性差异,筛选出锂辉石高效组合捕收剂氧化石蜡皂+GYHN,通过协同作用,实现了锂辉石的高效回收,最终获得了Li2 O品位5.52％、回收率82.90％的锂精矿.     

某锂辉石矿石重介质分选—浮选工艺优化研究

为了优化山东某锂辉石矿石选矿厂1 200 t/d重介质分选流程,以原浮选和重介分选数据为基础,结合破碎后的原矿浮沉试验结果,对重介质分选—浮选联合分选工艺进行了优化试验研究。试验结果表明,该锂辉石矿石采用重介质分选是可行的;原矿中主要有价矿物为锂辉石和钽铌锰矿,脉石矿物主要是石英、长石和云母等;新型NTMC500-350/400-T三产品重介质旋流器分选效果明显提升,在分选密度2.90 g/cm3、精矿Li₂O品位4.30%时,改进后的X型旋流器的精矿Li₂O回收率比Y型的约高7.00%;改进后的重介质分选工艺在第一段分选密度2.80 t/m3、第二段分选密度3.15 t/m3时,得到Li₂O品位5.20%的化工级锂精矿;将重介质中矿给入浮选流程再处理,重介质分选—浮选联合工艺最终得到精矿产率35.46%、Li₂O品位5.20%、Li₂O回收率83.43%的分选指标。该工艺减少了浮选工艺入磨矿量,降低了运行成本高和原矿损失率。