含稀土磷灰石精矿综合回收稀土和磷

以含稀土磷灰石精矿为原料,研究了稀土和磷综合回收利用的新工艺,开发了"化学选矿-酸化-水浸-沉淀稀土"和"脱钙-氨中和-蒸发造粒"两条技术路线分别对稀土和磷进行综合回收利用,并副产石膏。结果显示,得到的稀土粗产品中REO含量40.35%,REO回收率86.25%;制备的磷肥中P_2O_5含量15.74%,总氮含量25.4%,磷回收率94.74%。新工艺技术指标优良,资源综合利用率高,处理含稀土磷灰石精矿合理有效。     

某含稀土、锆复杂铌矿的选矿试验研究

对某含稀土、锆复杂铌矿进行了详尽的工艺矿物学研究,该矿可综合回收的元素为Nb,REO,Zr。主要的含铌矿物为褐铌钇矿,主要的稀土矿物为氟碳铈矿、独居石,主要的锆矿物为锆石。矿石中有用矿物种类多,嵌布粒度较细,赋存关系复杂。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,进行了抛尾预富集试验和重-磁-浮精选试验,最终确定在一段磨矿细度为-0.074 mm 55%时,采用磁选-重选联合流程,可抛除68%的尾矿;预富集得到的粗精矿经过再磨后分别回收稀土、铌和锆,再磨细度为-0.048 mm 80%,采用C7羟肟酸作为稀土矿捕收剂,经过一粗一扫五精浮选可得到品位47.85%,回收率61.50%的稀土精矿;浮选稀土尾矿采用苄基胂酸作为捕收剂浮选铌,经过一粗一扫四精-磁选流程精选,可得到Nb2O5品位53.04%,回收率68.88%的铌精矿;浮选尾矿再进行重选回收锆石,经过四次重选精选,可得到ZrO2的品位40.62%,回收率为52.79%的锆精矿。     

从钴硫精矿中回收钴的工艺探索试验研究

对钴硫精矿进行硫酸化焙烧-焙砂水浸钴铜-浸出液碳酸钠中和沉钴-钴铜渣浸出/萃取分离回收钴铜-焙砂浸出渣还原焙烧制铁精矿球团的处理工艺是可行的,可以综合回收其中的钴、铜、硫、铁;全流程钴的回收率大于80%。     

白云鄂博矿直接浮选稀土工艺流程研究

白云鄂博选矿采用先选铁后回收稀土的流程,稀土回收率不足10%。为探索提高白云鄂博选矿稀土回收率的方法,对原矿直接浮选稀土然后回收铁的开路选别流程做了尝试。结果表明,稀土浮选粗精矿经过三次精选后可获得稀土品位为41.50%,回收率为41.87%的稀土精矿,稀土粗尾矿经过一次磁选可获得铁品位为67.00%,回收率为65.67%的铁精矿。     

浮选提高混合稀土精矿品位实验研究

稀土精矿多采用硫酸高温焙烧法提取稀土,对环境造成严重的污染;而碱法生产稀土虽然污染较小,但对原料稀土品位要求较高。采用浮选方法提高稀土精矿的品位,为后续碱法生产稀土提供了优质的生产原料;本文研究了抑制剂、捕收剂、新型起泡剂用量和刮泡时间对粗选稀土精矿品位和回收率的影响。结果表明,粗选适宜的药剂制度为:抑制剂水玻璃用量3 kg/t、捕收剂LF8~#用量3.5 kg/t、FM-132新型起泡剂用量50 g/t,刮泡时间4 min。此条件下,稀土品位为55.81%,回收率为74.91%。基于粗选实验的基础上,采用"一粗二精一扫,中矿顺序返回"的闭路流程可获得品位61.66%、回收率92.85%的稀土精矿。     

湖北某重稀土矿的选矿试验研究

湖北某重稀土矿是以钇为主要成分的稀土矿,主要含钇矿物为硅铍钇矿、褐钇铌矿及磷钇矿。为了开发利用该重稀土矿资源,进行了实验室选矿试验研究。试验原矿品位为(Y_2O_3)0.088%,采用"磁选-浮选"的工艺流程,最终可获得稀土精矿品位为(Y_2O_3)3.42%,精矿产率为1.67%,回收率为58.13%重稀土精矿。     

直接还原法处理复杂稀有金属矿新工艺

开发了一种复杂稀有金属矿"直接还原—酸化浸出—沉淀煅烧"回收稀土、铌、钽和铁的新工艺。结果表明,添加质量分数35%碱性添加剂在1 050℃还原120min,还原产物经湿式弱磁选分离获得铁品位91.62%的铁粉,铁回收率为91.03%。非磁性物采用硫酸酸化、浸出、沉淀得到REO含量93.37%的稀土氧化物,稀土总回收率74.26%。沉淀稀土后的溶液添加氨水调节溶液pH至8.5,得到铌钽沉淀,经煅烧后得到Nb(Ta)2O5含量32.65%的铌钽富集物,铌和钽回收率分别为75.44%和66.21%。     

废旧氢镍电池负极材料中稀土的资源化利用

设计了综合回收氢镍电池负极材料中稀土元素并同时回收镍、钴的湿法冶金流程.该流程回收的主要步骤包括：硫酸浸出负极,使大部分稀土以硫酸稀土的形式与镍、钴分离,硫酸稀土经碱转化为氢氧化稀土;进入浸出液的稀土,用P507+煤油萃取使其与镍、钴分离,并同时将锌、锰等杂质与镍、钴分离;用HCl反萃稀土,反萃液与氢氧化稀土中和得到氯化稀土.稀土的综合回收率为98.4%,镍、钴的综合回收率为98.5%.     

某磷灰石稀土矿选矿试验研究

某磷灰石稀土矿含稀土的矿物种类繁多,主要为氟碳铈矿及独居石,稀土矿物嵌布粒度微细为该矿的主要选矿难点。根据稀土矿物的特点及其赋存状态,进行了重、磁、浮多种流程的对比试验,最终确定浮选-强磁联合流程能取得较好的试验指标。浮选-强磁联合流程所得稀土精矿稀土品位9.24%,回收率47.72%;磷灰石精矿稀土品位2.71%,回收率33.51%,P2O5品位28.24%,回收率85.32%;稀土精矿和磷精矿稀土总回收率达到81.23%。     

基于单因素实验的稀土尾矿浮选工艺优化

针对白云鄂博稀土尾矿矿物组成复杂、利用率低的问题,采用浮选工艺从尾矿中提取高品位稀土精矿。采用单因素实验方法,重点考察了药剂制度(p H值、抑制剂用量、捕收剂用量)及物理因素(磨矿粒度、矿浆浓度、浮选机调浆转速和浮选转速、充气量)对浮选指标的综合影响。单因素试验结果表明,稀土尾矿浮选的最佳工艺条件为:p H值8.1,抑制剂用量1000 g/t,捕收剂用量1000 g/t,磨矿粒度为-74μm占88.53%,矿浆浓度30%,调浆转速2500 r/min,浮选转速2000 r/min,充气量0.2 m3/h;此条件下经一次粗选可获得稀土品位30.85%、回收率为72.13%的稀土粗精矿。基于此优化条件,采用"1粗2精1扫、中矿顺序返回"的闭路实验流程,最终可获得稀土品位为51.07%、回收率为62.99%的稀土精矿。     

微波加热低品位稀土精矿酸浸实验研究

针对稀土精矿高温酸浸焙烧钍难回收、成本高而低温酸浸焙烧又效率低的问题,采用"微波加热低温酸浸"新工艺,研究了低品位稀土精矿硫酸焙烧浸出的过程。实验首先考察了微波加热稀土精矿硫酸焙烧的升温特性,重点探讨了微波加热的焙烧温度、酸矿比、焙烧时间对酸浸矿稀土浸出率的影响,同时考察了不同焙烧温度下水浸渣中钍的残留率。实验结果表明:稀土精矿微波酸浸焙烧的升温速率随着酸矿比和微波功率的增加而加快;而且随着温度的升高、酸矿比和焙烧时间的增加,微波加热酸浸稀土精矿的浸出率提高,其浸出的最佳条件为:焙烧温度220℃,酸矿比1.5,焙烧时间8 min;此条件下的稀土浸出率为92.55%,且水浸渣中的钍未生成焦磷酸钍,可用于下一步提取。与现行的稀土精矿硫酸高温焙烧生产工艺和常规的低温酸浸焙烧工艺相比,微波焙烧低温酸浸工艺更具优势,在保证稀土较高浸出率和后续工艺能回收钍的基础上,将焙烧时间缩短为常规低温酸浸工艺浸出时间的1/15,从而提高了浸出效率。     

复杂稀有金属伴生矿富集渣提取稀土和铌的工艺研究

研究了从复杂稀有金属伴生矿富集渣中提取稀土和铌的工艺。结果表明,采用硫酸酸化-分段浸出工艺可实现富集渣中稀土和铌的高效浸出。在酸矿质量比1.8、酸化温度350℃、酸化时间120min、一段浸出液固比1∶1、浸出温度80℃、浸出时间90min、二段浸出液固比8∶1、浸出温度25℃、浸出时间90min的条件下,浸出渣中REO含量为0.96%,Nb2O5含量为0.75%,稀土浸出率为85.03%,铌浸出率为80.88%。其中铌一段浸出率为80.26%,稀土二段浸出率为83.85%,可通过分别处理一段浸出液和二段浸出液实现铌和稀土的回收。     

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

某钾长石英岩型铌钽矿的综合利用研究

针对某钾长石英岩型铌钽稀有金属矿,进行了详尽的工艺矿物学研究,查明金属矿物主要是赤铁矿,钛铁矿等;脉石矿物主要为钾长石、石英、云母等。钽铌铁矿以微细粒状态存在,大部分包裹于赤铁矿中。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,采用"强磁-反浮回收赤铁矿"+"磁选尾矿脱泥-反浮回收钾长石"工艺流程,回收了其中的铌钽、钾长石、赤铁矿、石英等矿物,提高矿床利用的经济可行性,为矿床勘探评价与开发利用提供科学依据。采用"强磁-反浮选"流程处理TFe品位为5.70%的原矿,得到的赤铁矿精矿TFe品位为60.51%,Nb2O5品位1009.79 g·t-1,Ta2O5品位147.32 g·t-1,TFe回收率为70.03%,Nb2O5回收率23.53%,Ta2O5回收率35.79%。强磁选尾矿再经过"脱泥+反浮选"工艺流程获得了长石精矿,长石精矿中K2O品位12.18%、回收率为75.29%。长石精矿中杂质氧化铁和氧化钛含量小于0.2%,该长石精矿符合行业标准(JC/T859-2000)中的一等品等级。赤铁矿精矿符合炼钢用铁矿石质量要求二级品。铌钽在赤铁矿精矿中富集,达到了综合回收的目的。     

贫铌精矿的湿法冶金

本文对低品位铌精矿,通过硫酸化-水浸-沉铌,获得Nb_2O_5品位为77.78％,回收率为93.27％的粗铌。该流程技术上可行,经济上合理,工业上容易实现,是处理贫铌精矿最有前途的方法之一、为难选铌矿石的开发利用,提供了一个切实可行的途径。     

细粒级低品位钽铌稀土矿选矿工艺研究

针对细粒低品位钽铌稀土矿,试验研究了＂磁选-重选＂联合工艺。当给矿含（Ta＋Nb）2O50.032%、REO0.092%时,全流程试验可获得含（Ta＋Nb）2O53.444%、REO 12.851%的钽铌稀土精矿,回收率（Ta＋Nb）2O544.13%、REO 57.27%。试验数据证明,该工艺显著提高了钽铌稀土精矿品位及回收率。     

烧结钕铁硼废料中Nd2O3的回收

探索了从烧结钕铁硼磁体的废料中回收Nd2O3的工艺流程.根据废料中所含元素的化学性质,分别采用了硫酸复盐沉淀法及草酸盐二次沉淀法来回收Nd2O3,并比较了不同回收方法对杂质含量和回收率的影响,得出了简单可行、效益良好的工艺条件.试验结果表明,采用硫酸复盐沉淀法,稀土元素沉淀比较完全,所得产品纯度较高,且Nd2O3的回收率可达82%以上.     

新药剂在毕机沟钛铁矿浮选试验中的应用

通过对强磁选粗钛精矿浮选钛铁矿的试验研究,寻找出了当进入浮选作业的钛铁矿品位为15.30%时,合适的选矿流程结构和药剂制度。试验结果表明:采用预先脱硫一粗三精一扫的闭路流程,硫酸作p H调整剂和抑制剂,JS-3作选钛捕收剂,柴油辅助捕收的流程结构和药剂制度,能获得含Ti O2为46.63%、回收率为76.12%的钛精矿。     

湖南郴州某白钨矿选矿试验研究

湖南郴州某白钨矿WO_3品位为0.31%,因矿石中含钙脉石矿物较高、钨华含量较高,导致白钨选别困难。针对该矿石分别进行了磨矿细度、碳酸钠用量、氢氧化钠用量、水玻璃用量、捕收剂种类和用量、加温精选等浮选条件试验。试验结果表明,在最佳条件试验的基础上,采用"优先浮硫—白钨常温粗选—钨粗精矿加温搅拌-精选"的工艺流程。白钨矿常温粗选闭路试验采用一粗二精二扫的试验流程,获得WO_3品位为4.42%,WO_3作业回收率为84.85%的白钨粗精矿;对白钨粗精矿进行加温搅拌-精选闭路试验,精选闭路试验流程为一粗二精一扫,获得WO_3品位为61.25%,作业回收率为95.62%,综合回收率为80.05%的白钨精矿,实现了对该白钨的有效回收。     

河南某难选低品位微细粒金红石选矿试验研究

对河南省某低品位难选细粒金红石与钛铁矿进行了矿物学及分选试验研究。矿石中金红石与钛铁矿均有回收利用价值,金红石矿物呈他形、半自形柱状,多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布,钛铁矿连生体呈细小的粒状被角闪石、黑云母和石英包裹。目的矿物金红石嵌布粒度较细,属细粒、微细粒不均匀嵌布,粒度区间跨度较大,一般为0.037~0.074 mm。在原矿TiO2含量为2.10%,Fe2O3含量为9.69%的情况下,经重选—磁选—酸洗—浮选的原则流程可得到金红石精矿品位为88.25%、回收率为97.80%,钛铁矿精矿品位为11.76%、回收率为89.57%的较好指标。其中重选为一粗一精,强磁选扫二、扫三中矿合并再重选的流程;磁选为一粗四扫,扫一、扫四中矿与粗选精矿合并成磁选精矿进行酸洗;浮选为一粗两精两扫流程。研究结果对难选低品位微细粒金红石矿的综合利用具有一定的指导意义。