云南复杂含钪多金属矿的综合利用试验研究

云南复杂含钪多金属矿原矿含Fe 26.65%,TiO_2 8.68%,Sc2O388.60 g·t~(-1)。矿石中有价矿物主要为磁铁矿、钛铁矿、金红石,钪主要分布于钛辉石和辉石中。采用螺旋溜槽重选工艺预选抛尾得到铁-钛-钪混合粗精矿;采用弱磁选—摇床重选分选工艺进一步分离混合精矿中的铁、钛、钪。试验结表明,在一段磨矿细度为0.154 mm占98%、混合粗精矿二段磨矿细度为0.038 mm占98%、弱磁选磁场强度H=0.10 T的综合条件下,得到了Fe品位为56.21%%,铁回收率为20.10%的铁精矿;TiO_2品位为48.68%,钛回收率为3.81%的钛精矿;Sc_2O_3品位为226.20 g·t~(-1),钪回收率为87.67%的钪精矿。实现了矿石中有价金属铁、钛、钪的综合利用,且钪精矿可作为后续工艺进一步提纯钪的原料。     

云南某稀土矿提取氧化钪的研究

对该稀土矿的工艺矿物学性质进行了研究。采用弱磁选—重选—高梯度磁选—电选的选钪流程得到含钪148 54g/t,回收率69 20%的钪精矿;钪精矿用盐酸和助溶剂浸出,浸出率达80 31%;浸出液萃取、提纯,可得到纯度为99 86%的Sc2O3。     

攀西钒钛磁铁矿选钛尾矿中钪的浸出基础研究

针对攀枝花钒钛磁铁矿选钛尾矿和钛白废酸中富含钪元素,以钛白废酸和工业硫酸为混合浸出剂,采用酸法对尾矿进行钪的浸出条件试验研究.选钛尾矿和钛白废酸的ICP检测表明,钛白废酸含Sc3+为11.63 mg·L-1,选钛尾矿含Sc2O3为51.01 g·t-1.探讨了酸的种类、酸的浓度、酸浸温度、酸浸时间以及固液比对钪的浸出率...     

稀有金属伴生铁精矿回收稀土和钪的工艺研究

研究从含61.26%TFe、0.30%REO及78.20g/t Sc2O3的稀有金属伴生铁精矿中回收稀土和钪的熔炼工艺。结果表明,在熔炼温度1 500℃、熔炼时间60min,熔剂为2.24%石灰和0.06%石英,还原剂石墨用量为10%的实验条件下,可从铁精矿中获得含92.61%TFe的生铁和含2.64%REO、673.11g/t Sc2O3的熔炼渣;生铁中Fe回收率为97.99%,熔炼渣中REO和Sc2O3的回收率分别为96.98%和94.86%。     

江淤砂提钪试验研究

对长江三峡库尾重庆段淤砂的矿物进行研究, 通过光谱分析、化学成分分析、主要矿物含量测定, 查明了其化学成分和矿物组成.研究表明 长江三峡重庆段淤砂是以硅质岩屑及石英为主, 含有少量铁和钛, 微量的稀土钇、镱及钪等成分.其含量钇25.8 g·t-1, 镱2.06 g·t-1, 钪6.60 g·t-1.其中钛铁矿含钪101 g·t-1, 钛辉石含钪121 g·t-1.在此基础上, 提出了提钪新方法, 拟定了不同的工艺方案进行钪的分选, 浸出, 萃取等半工业型试验研究, 浸出率为80.36%, 萃取率为90.27%.     

新疆某铜钪矿中钪的分布状态研究

采用浮选法、弱磁-强磁联合法、化学分离方法和XRF、XRD、ICP分析检测技术,对新疆某铜钪矿中钪的分布状态进行了研究。研究结果表明:新疆某铜钪矿中含钠长石、方解石、绿泥石、磁铁矿和滑石等矿物,各自所占比例分别为52.97%、16.36%、15.11%、8.08%和7.48%,该矿中铜含量为0.6344%,钪含量为20 g·t-1;采用浮选法获得含钪量为9.55 g·t-1的铜精矿,弱磁-强磁联合法获得含钪量为45.33 g·t-1的铁精矿,化学分离方法获得含钪量为19.00 g·t-1的钠长石精矿,并测得方解石的含钪量为24.48 g·t-1、绿泥石的含钪量为10.12g·t-1和滑石的含钪量为5.06 g·t-1;钪在新疆某铜钪矿各分选矿物中的分布状态表现为:铁精矿品位最高,但其含量低;钠长石含量最高,且品位与方解石相近,此三者的含量占该矿的64.55%,其含钪量占总钪量的82.50%,为该矿的主要提钪原料。该研究结果为今后开发利用该矿中的钪资源提供了理论和实验依据。     

长江三峡淤砂提钪氯化焙烧工艺试验研究

以长江三峡淤砂为原料,在分选出钪精矿后以盐酸作为浸出介质,进行了钪精矿氯化焙烧—浸出工艺的试验研究,分别对氯化焙烧的氯化剂种类、氯化剂用量、氯化焙烧时间、焙烧温度等进行了试验研究。试验结果表明:长江三峡重庆段淤砂是以硅质岩屑及石英为主,含有少量铁和钛,微量的钇、镱及钪等成分;氯化焙烧的氯化剂以氯化钠为宜,氯化钠的用量以3%为宜,氯化焙烧时间以3h为宜,焙烧温度以800℃为宜。     

从提钪浸出渣中回收铌的研究

采用氟化焙烧—硫酸浸出工艺从提钪后的浸出渣中回收铌,研究焙烧温度、焙烧时间、氟化氢铵用量对脱硅效果和铌富集效果的影响,以及硫酸浓度、硫酸用量、浸出温度和浸出时间对铌浸出率的影响。结果表明,焙烧温度为200℃,焙烧时间为2.5h,矿盐比为1∶1.2时,硅脱除率达到95%以上,渣中铌品位富集到2.1%左右;硫酸浓度为12mol/L,浸出时间2h,浸出温度为80℃,液固比为15∶1时,铌的浸出率达到80%。     

盐酸加助浸剂从钪精矿中浸出钪

进行了盐酸加助溶剂浸出钪精矿的条件试验,得出其最佳工艺条件为：盐酸质量浓度35．3g／L,液固体积质量比2.5：1,浸出温度90℃,浸出时间10h,物料粒度小于0．043mm,加7^#助浸剂,用量为40g／t。在最佳工艺条件下,钪的浸出率达80．47%。     

白云鄂博尾矿中钪的浸出及铌富集物制备工艺研究

以白云鄂博尾矿作为研究对象,通过先浓酸浸出,再助剂焙烧,最后酸浸的工艺路线,研究了白云鄂博尾矿浸出钪的工艺条件。考查了盐酸浸出条件和焙烧条件对钪浸出率的影响,实验发现浓酸浸出条件为:盐酸浓度8 mol/L、固液比为1∶5,酸浸二次浸出的盐酸浓度为4.8 mol/L;焙烧条件为:碱矿质量比1∶1、助剂使用硝酸钠,焙烧温度400℃、焙烧时间2 h时,钪的浸出率可达90%,经过处理的酸浸渣中铌的品位可达3%以上,作业回收率大于40%。     

用含钛熔分渣制备二氧化钛

钒钛磁铁精矿经高炉冶炼后,其中的TiO2几乎全部进入炉渣.为了有效利用钛资源,以含TiO249.36%(质量分数)的熔分渣为原料,经加碱焙烧、酸浸和水解后,制备海绵钛生产用原料一富钛料,研究焙烧温度对TiO2浸出率的影响,以及水解酸度对钛的水解率的影响.结果表明,焙烧温度对熔分渣中TiO2的浸出率影响很大:在低于1 000℃温度下加碱焙烧后钛的浸出率不高,而在1 300℃加碱焙烧后钛的浸出率高达92.2%;通过控制最终的水解酸度,钛的水解率可达91.5%,水解后产物为白色或浅黄色,颗粒较细,粒度为0.2～0.5 μm,TiO2品位达98.50%,可作为生产海绵钛的原料.     

从钨渣中浸出氧化钪的试验研究

研究了采用硫酸化焙烧—水浸工艺从钨渣中回收钪,考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间、水浸温度、水浸时间、水浸液固体积质量比对钪、钨、锰、铁、硅浸出的影响。试验结果表明:最佳条件(硫酸浓度3.5mol/L,焙烧温度200℃,焙烧时间2h,水浸温度90℃,水浸时间1h,水浸液固体积质量比5∶1)下,氧化钪浸出率达93%以上;工艺简单适用。     

含钛高炉渣制备富钛料的研究

攀枝花地区钒钛磁铁精矿经直接炼铁后,其中的钛几乎全部进入渣中,形成了TiO2含量达48．01％的高炉渣,高炉渣中的Ti02在直接炼铁过程中与MgO和Fe2O3等其它氧化物结合形成了复杂的钛酸盐化合物,常规酸浸法除杂效果不理想。实验采用加碱焙烧后,5％盐酸浸出的工艺制备富钛料,通过研究焙烧温度和碱添加比对浸出除杂的影响,实验结果表明高炉渣按50％的碱渣比和1000℃条件下焙烧后浸出,浸出渣中TiO2品位达75．65％且大多留存在渣中。该工艺具有渣处理成本低、产生的废酸量少等突出优点,是综合利用含钛高炉渣的一个可行途径。     

尾矿中钪矿物分选条件研究

利用传统选矿方法从尾矿的各种矿石中回收含钪矿物具有重要的经济环保意义。本文选择矿厂尾矿代替矿量不足的钪精矿进行分选含钪矿物试验研究,并对分选条件进行研究。实践结果表明:得到最佳矿浆温度为45℃,最佳PH为9.0,最佳水玻璃用量为3kg/t,最佳油酸用量为1.5kg/t,且在该条件下,回收率50.2%的钪粗精矿。     

复杂硅酸盐含钪精矿钪浸出助浸剂试验研究

对复杂硅酸盐含钪矿进行了化学成分分析,钪物相的测定等的研究。研究是在复杂硅酸盐类矿物选钪试验的基础上,进行复杂硅酸盐含钪精矿浸出助浸剂试验研究,通过试验研究找到了合适的浸出液和适当的助浸剂,对有用离子进行浸出富集,对有害的离子使其保留在浸渣中。试样的钪以类质同象分布于多种复杂硅酸盐矿物中,研究采用盐酸添加浸出助浸剂来解离硅酸盐类矿物,把钪元素浸出在盐酸溶液之中。浸出助浸剂是影响钪浸出率的主要因素之一,在盐酸作为浸出试剂基础上,本研究对助浸剂种类、用量、液固比、浸出时间、盐酸浓度、浸出温度及入浸物料粒度等条件进行了试验研究。研究表明:(1)本试样的成分复杂,含众多杂质离子,包含对浸出有很大影响的的活泼金属离子,和对后续萃取有很大影响的钙、镁离子等杂质离子。(2)盐酸加二号助浸剂时钪的浸出效果最佳,其最佳工艺条件为:入浸物料粒度为-0.05 mm,液相中HCl质量分数为15.2%,液固比5:1,添加二号助剂量为4%,温度为90℃,连续搅拌浸出时间为12 h,钪的浸出率达88.33%。     

河南某金矿选矿试验研究

矿石中主要回收元素为金,主要为自然金和金银矿且多包裹在脉石矿物中,裂隙金和粒间金分布较少。回收难度较大,对矿样进行了重选、氰化浸出及浸渣浮选试验,获得重选作业金回收率4.75%;氰化浸出作业金回收率51.00%;浸渣浮选作业金回收率为86.78%,金精矿含金40.85 g/t,金矿石的选矿总回收率为93.83%的较好试验指标。     

钒渣无焙烧加压酸浸过程研究

针对现有产业化钒渣"焙烧-浸出"提钒工艺冶金废弃物多的现状,采用钒渣"无焙烧-加压酸浸"工艺进行了试验研究,考察了浸出温度、液固比、浸出时间、初酸浓度及搅拌速率对转炉钒渣中钒、钛、铁浸出率的影响,绘制了高温(150℃)条件下V-Fe-H2O系E-p H图,并分析了钒渣矿物中各组分在该条件下与H2SO4反应的可能性、有价金属转入溶液的理论限度和生成物的稳定状态。150℃V-Fe-H2O系高温Ep H图结果表明:150℃时,在H2O及Fe2+的稳定区范围内,钒铁尖晶石(Fe O·V2O3)能够在p H1.5的强酸条件下分解,可溶性钒离子主要以VO2+的形式在体系中充分浸出;通过无焙烧-加压酸浸试验,得到粒度-0.075~+0.055 mm钒渣的最优酸浸工艺参数为:浸出温度130℃、浸出时间90 min、初酸浓度200 g·L-1、液固比10∶1、搅拌速率500 r·min-1。结果表明:在最优工艺条件下,通过无焙烧-酸浸能够使钒渣中的钒浸出率达96.93%,铁浸出率为92.33%,钛浸出率为15.95%,并在渣中富集。     

某含砷含碳微细粒难处理金精矿预氧化-氰化提金工艺研究

某含砷含碳微细粒难处理金精矿劫金性能分析表明,劫金指数为2. 52 g·t-1,劫金能力为105. 93 g·t-1,属于高劫金难处理金精矿。为获得适宜的预氧化-提金工艺,比较研究了焙烧、臭氧、微波、化学、生物等预氧化工艺,并对预氧化渣进行了氰化浸出。结果表明:该金精矿适宜的处理工艺为生物预氧化-氰化浸出-强化浸出。金精矿经生物预氧化12 d,硫和砷的氧化率分别为85. 26%和65. 75%,生物预氧化渣经氰化浸出和强化浸出,最终黄铁矿氧化率达到98. 70%,金浸出率为82. 77%,有机碳降解率为7. 45%。拉曼光谱分析表明,金精矿中碳质物的石墨化程度较低,劫金能力较强。经生物预氧化后有机碳含量有所减少,石墨化程度降低,但碳质物的劫金性能增强。金物相分析发现,部分金不能浸出主要为有机碳劫金及脉石包裹所致。     

湖北低品位钨钛多金属矿综合回收试验研究

湖北十堰低品位钨钛多金属矿原矿含Fe为25.64%,TiO2为6.22%,WO3为0.26%,铁以磁铁矿为主、钛以钛铁矿为主、钨以黑钨矿为主。采用弱磁选回收铁得铁精矿、强磁选得钛钨混合精矿、复合摇床重选分离钨钛得钛精矿和钨精矿。铁、钛、钨分选试验得出,在一段磨矿细度为-0.045 mm占95%、弱磁选磁场强度H=0.10 T、二段磨矿细度为-0.038 mm占95%、强磁选磁场强度H=1.0 T的弱磁选—强磁选—重选工艺综合条件下,得到了Fe品位为62.76%,含TiO2为0.79%,WO3为0.09%,铁回收率为56.20%的铁精矿;WO3品位为65.01%,含Fe为10.18%,TiO2为2.01%,钨回收率为49.67%的钨精矿;TiO2品位为48.10%,含Fe为21.06%,WO3为0.98%,钛回收率为71.01%的钛精矿,实现了有价金属铁、钛、钨的综合回收。     

从高铜金精矿中综合回收有价金属试验研究

研究了以沸腾焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从高铜金精矿中综合回收铜、金等有价元素。试验确定的最佳条件为:1)高铜金精矿沸腾焙烧预处理温度为650℃,焙烧时间为2h;2)焙砂用硫酸浸出铜,硫酸质量浓度为50g/L,浸出时间为2h,浸出温度为80℃,液固体积质量比为4∶1~5∶1,浸出后渣铜品位降至0.286%;3)硫酸浸出渣与静态焙烧渣用氰化钠浸出金,金浸出率为96.5%,银浸出率为63.5%。该工艺对高铜金精矿中Au、Ag、Cu的综合回收率较高。