简介：以废弃锡合金的回收利用为目标,计算绘制了Sn-Pb、Sn-Sb及Sn-Zn二元合金的气-液相平衡成分图。结果表明:Pb、Sb及Zn能够有效地与Sn分离。以此为指导,对不同成分的Sn-Pb合金、Sn-Pb-Sb合金、Sn-Pb-Sb-As合金、粗Pb合金以及Sn-Zn合金开展真空蒸馏工业化实验研究。实验结果表明:Sn-Pb合金在1323K条件下经真空蒸馏可获得含Pb>99%的粗Pb和含Pb≤0.003%的Sn;Sn-Pb-Sb合金经一次真空蒸馏,可得到含Sn量>90%、含Pb量≤2%、含Sb量≤6%的粗Sn和含Sn≤2%的粗Pb;粗Sn经过真空蒸馏后,产品中Pb和Bi含量达到Sn锭GB/T728—2010中Sn99.99A级标准,超过50%的As和Sb得到脱除;Sn-Pb合金在1173K。体系压力20-30Pa条件下真空蒸馏8-10h,得到的产品Zn中含Sn<0.002%,Sn中含Zn约3%。

简介：采用石油磺酸钠作捕收剂研究红柱石和石英的可浮性,并成功应用于实际矿石的浮选分离,通过动电位测试以及红外光谱分析解释药剂对矿物的捕收性能。单矿物浮选试验结果表明,在酸性pH条件下红柱石有良好的可浮性,而石英在整个pH范围内可浮性均较差。当pH=3时,Fe3+的存在明显活化了石英,从而导致两种矿物可浮性相似,木质素磺酸钙对石英具有良好的选择性抑制作用。实际矿石分离试验结果显示,最终获得Al2O3品位为53.46%的红柱石精矿和SiO2品位为92.74%的普通石英砂精矿。动电位测试以及红外光谱分析结果表明,石油磺酸钠在红柱石表面发生了化学吸附。

简介：以CaSO4制备得到的CaS为还原剂,研究氧化锰矿的还原-酸浸过程,考察硫化钙与矿石的质量比、还原温度、还原时间、液固比、搅拌速率、浸出温度、浸出时间和H2SO4浓度对氧化锰矿中锰及铁浸出率的影响。结果表明：优化的还原工艺条件为硫化钙与矿石质量比1：6.7、液固比5：1、搅拌速率300r/min、还原温度95°C、还原时间2.0h;酸浸工艺条件为搅拌速率200r/min、H2SO4浓度1.5mol/L、浸出温度80°C、浸出时间5min。在此优化条件下,锰的浸出率达到96.47%,而铁的浸出率仅为19.24%。该工艺可以应用于不同类型氧化锰矿中锰的提取,且锰的浸出率均高于95%。

简介：高铬型钒钛磁铁精矿的煤基直接还原过程中·V2O3和FeO·Cr2O3的还原行为对其高效综合利用产生决定性的影响。采用XRD、SEM及EDS等手段对直接还原产物进行分析,分别考察碳铁摩尔比和温度对煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬行为的影响。结果表明:当碳铁摩尔比(n(C)/n(Fe))从0.8增大到1.4时,V和Cr的回收率分别从10.0%和9.6%增大到45.3%和74.3%。当n(C)/n(Fe)为0.8时,在1100~1250°C的温度范围内,V和Cr的回收率始终低于10.0%;而当n(C)/n(Fe)为1.2时,随着温度从1100°C升高到1250°C,V和Cr的回收率分别从17.8%和33.8%增大到42.4%和76.0%。当n(C)/n(Fe)低于0.8时,由于含碳还原剂的量不足,绝大多数FeO·V2O3和FeO·Cr2O3不能被还原成碳化物,且温度(1100~1250°C)对其还原行为的影响甚微。在更高的n(C)/n(Fe)下,由于含碳还原剂的量充足,FeO·V2O3和FeO·Cr2O3的还原率大幅提高,且更高的温度能有效地促进碳化物的生成。新生成的碳化物溶解在γ(FCC)相中,并在磁选过程中与金属铁同时回收。