低品位稀有金属复合矿的浸出性能研究

以西南某地新发现的含有少量稀土元素的低品位稀有金属复合矿为原料,研究了采用柱式浸出法浸出稀土的可行性。试验结果表明,该稀有金属复合矿中以吸附相存在的风化壳淋积型稀土矿仅占30%左右,大部分稀土以未风化的独立矿床存在。采用焙烧-酸浸工艺处理该复合矿,稀土浸出率大于81%,铌浸出率大于88%,镓浸出率可达99.08%,获得了良好的稀土、铌、镓浸出效果。     

硫酸焙烧稀土矿氯化钙直接浸出氯化稀土工艺研究

研究了以氯化钙溶液为浸出剂,从硫酸焙烧混合型稀土矿中直接浸出氯化稀土溶液的新工艺,实现硫酸稀土溶液无需萃取转型直接转化为氯化稀土溶液的目标。考察了氯化钙溶液浸出过程中浸出条件对稀土浸出率和钍浸出率的影响规律,并通过改变浸出温度、搅拌速度、浸出时间、固液比和浸出剂浓度等反应条件,得出浸出反应的最优工艺条件:浸出温度:40℃,搅拌速度:300 r/min,浸出时间:30 min,固液比:1∶4,浸出剂浓度:2 mol/L。在最优工艺条件下,又进行了硫酸焙烧矿的三级逆流浸出六次循环试验,稀土浸出率大于92%,钍的浸出率大于75%,浸出渣中钍的含量小于0.03%,为混合型稀土焙烧矿的浸出工艺提供新思路。     

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。     

浸出条件对稀土和铁浸出率的影响试验

以稀土精矿浓硫酸焙烧工艺中焙烧矿水浸过程为对象,研究了焙烧矿浸出温度、浸出时间、焙烧矿粒度等条件对稀土、铁浸出率的影响,并对水浸渣中稀土赋存状态进行了研究。研究表明,浸出温度和焙烧矿粒度对稀土、铁的浸出速率有较大影响,但对其浸出率没有影响,延长浸出时间,焙烧矿中的可溶性稀土、铁均可被浸出。水浸渣中的稀土主要以磷酸盐和氟氧化稀土形式存在,铁主要以磷酸铁形式存在,并含有少量硫化铁。     

包头稀土精矿浓硫酸低温焙烧工艺技术研究

采用浓硫酸低温动态焙烧方式分解包头稀土精矿,考察了焙烧温度、矿酸比、回转窑倾角、转速等因素对稀土精矿中稀土和钍分解率的影响。结果表明,包头稀土精矿浓硫酸低温焙烧工艺可行,稀土和钍的浸出率均大于95%,水浸渣的放射性总比放达到国家非放射性渣排放标准。具有推广应用前景。     

超声波强化浸取离子型稀土矿中稀土

利用超声波的空化作用可有效强化南方离子型稀土矿中稀土的浸出,从而提高稀土浸出率并缩短矿物中稀土总量的分析时间。在20 g/L的硫酸铵浸矿液中超声浸矿30 min,可使离子型稀土的浸出率达99%以上,而传统搅拌法需4 h,甚至浸取过夜。超声法与搅拌法对干扰杂质铁、铝的浸出率相近,加入乙酰丙酮及磺基水杨酸等掩蔽剂后不影响EDTA滴定稀土时的终点判断,且测定结果与电感耦合等离子体发射光谱法测定结果一致性好。     

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。     

硝酸法生产磷酸过程中稀土的浸出研究

研究了采用硝酸法生产磷酸工艺中稀土的浸出情况。详细探讨了温度、硝酸浓度、时间、粒度、液固比等因素对磷精矿中稀土浸出率的影响。结果表明,浸出稀土的适宜工艺条件是:40%HNO3、60℃、液固比2.5、搅拌转速300 r/min、-0.038 mm占82%、浸出90 min。此条件下稀土浸出率与磷矿分解率均大于98%。     

氟碳铈矿的冶炼新工艺研究

针对现行的氟碳铈矿氧化焙烧-酸浸出工艺产生HF废气,既浪费氟资源又污染环境,以及盐酸浸出-氢氧化钠分解工艺存在浸出酸度高、液固比大、浸出温度高、浸出时间长等问题,提出氟碳铈矿的冶炼新工艺,即低温活化-串级酸浸。实验结果表明:氟碳铈矿预先在400℃下焙烧2h后,矿物得以活化;焙烧矿再经五级逆流酸浸后,矿中碳酸稀土浸出率可提高至98.39%,而氟化稀土浸出率降至0.014%。该工艺实现了氟碳铈矿中稀土资源的高利用率和氟的资源化,达到高效、节能、清洁冶炼的目的。     

离子型稀土矿浸出过程主要物质浸出规律研究

采用柱浸法研究硫酸铵浸取离子型稀土矿过程中水、稀土、硫酸铵及其他杂质离子的浸出规律. 研究表明,离子型稀土矿矿土对水有较强的吸附能力,浸矿后,矿土的含水率由17.74 %增加到33.7 %.浸出过程中,稀土浸出率可达99.98 %,杂质中Al3+浸出量比较大,SiO₃2-浸出量较小,而Fe3+几乎不浸出,各离子的浸出先后顺序为:SiO₃2-、RE3+、Al3+、Fe3+,杂质Al3+的浸出略滞后于稀土的浸出. Al3+、Fe3+浓度达到峰值时,pH值最低,随着浸矿剂和顶水的加入,浸出液的pH值开始上升,直至达到硫酸铵溶液的pH值和顶水的pH值.      

离子型稀土矿硫酸镁柱浸过程中水、稀土和硫酸镁的平衡研究

采用柱浸方法研究无氨浸矿剂硫酸镁浸出离子型稀土矿,考察了浸矿过程中H2O、REO、Mg2+、SO2-4走向。结果表明,每千克稀土原矿吸水量约为344mL,稀土元素浸出率在99%以上,全过程损失率仅为0.045%,有0.24%的镁离子残留于矿体中,浸出液中镁离子总量增加4.7%,平衡率为98.76%,硫酸根总体升高0.52%。硫酸镁作为浸取剂,杂质Fe、Si的浸出率分别由硫酸铵浸矿时的0.435%、0.703%降低到0.03%、0.13%,杂质Al的浸出率基本保持不变。     

Mineral properties and leaching characteristics of volcanic weathered crust elution-deposited rare earth ore

Weathered crust elution-deposited rare earth ore is an important resource of rare earths, including grantic weathered crust elution-deposited rare earth ore and volcanic weathered crust elution-deposited rare earth ore. The development condition of the weathered crust, weathering degree and mineral composition of these ores will be different because of the differences between their parent rocks and weathered crust causes of mineralogy path. Therefore, mineral properties and leaching characteristics of volcanic weathered crust elution-deposited rare earth ore from Chongzuo(CZ), Guangxi province were investigated. It was found that the CZ rare earth ore was a typical mid-yttrium and rich-europium ore, with the overall rare earth(REE) grade in ion-exchangeable phase of 0.15%. Partide size classification showed that finer particle had a higher REE grade. Column leaching tests showed that the leaching efficiency of REE was above 94% with leaching agent concentration of 0.20 mol/L, liquid-solid ratio of 4:3, flow rate of 0.60 mL/min, and initial pH value around 5.67. Compared to ammonium sulfate leaching, magnesium sulfate leaching was advantaged by nearly zero ammonia nitrogen emission while their REE leaching was almost equivalent.     

离子型稀土矿浸出过程微细颗粒迁移规律及调控

离子型稀土矿在浸出过程中浸出剂与矿石表面水合机制较为复杂,颗粒间的桥式胶结因离子吸附交换过程中存在多种作用力与分散作用而容易发生断裂,从而使微细颗粒发生迁移和重新排列,并在孔喉处沉淀,产生堵塞现象,影响离子型稀土的浸出效率。为揭示离子型稀土矿在原地浸出过程中微细颗粒的迁移规律,并找到适宜的调控方法,以龙南足洞离子型稀土矿为研究对象,采用实验室柱式溶浸法,考察了浸出剂质量浓度、黏度、流速、水力梯度、矿体高度及矿体含水率对微细颗粒迁移的影响。结果表明,离子型稀土矿浸出过程微细颗粒的迁移是影响浸出效率的重要因素之一。在外力的作用下,微细颗粒在浸出过程中易随浸出剂发生迁移运动。当调控浸出剂质量浓度低于4%,浸出剂黏度不超过1.5 mPa?s,水力梯度小于0.75,浸出剂流速低于3 mL/min,原矿含水量大于11%时,矿体中微细颗粒迁移率较低,矿体渗透性保持良好,有利于浸出液的渗流和稀土离子的浸取。     

聚乙二醇对风化壳淋积型稀土矿浸出的影响

针对氯化铵作为浸取剂浸取风化壳淋积型稀土时,稀土浸取速率较低和浸出周期长等问题,使用聚乙二醇(PEG)为添加剂,通过柱浸试验模拟工业生产中的原地浸出工艺,探究不同聚合度的聚乙二醇对稀土矿渗透性和稀土浸出的影响。结果表明,聚乙二醇400、聚乙二醇1000和聚乙二醇4000溶液在稀土浸出过程中表现出较好的渗透效果。采用质量分数2.00%的聚乙二醇400、聚乙二醇1000、聚乙二醇4000分别与0.20mol/L的氯化铵复配,复配浸取剂溶液在稀土矿样中的渗透速率随着水力梯度的增大呈线性增大,符合达西定律。PEG400+NH_4Cl、PEG1000+NH_4Cl、PEG4000+NH_4Cl以及NH_4Cl溶液的稀土浸出率分别为82.61%、89.12%、70.67%和88.06%,且当聚乙二醇1000作为助浸剂时,渗流速率最大,渗透效果最佳。添加了聚乙二醇1000的复配浸取剂溶液,在浸取风化壳淋积型稀土矿中稀土的反应过程符合内扩散动力学模型。研究结果对提升复配浸取剂溶液在稀土矿体中的渗流速率有重要意义。     

复杂稀有金属矿稀土回收新工艺

研究一种从不能用物理选矿法有效富集稀土的复杂稀有金属矿中回收稀土的工艺。原矿在酸矿质量比为1.2时于400℃酸化90min,然后在液固比5∶1、90℃浸出120min,稀土浸出率可以达到85.64%。浸出液经氧化、中和除杂后,按稀土理论用量1.2倍添加草酸。得到的草酸稀土沉淀在950℃煅烧60min,可获得REO含量92.4%的氧化稀土产品,全流程稀土总回收率为71.32%。     

某离子型稀土矿浸出试验

以中国南方地区某离子型稀土矿为研究对象,采用搅拌浸出和柱浸的方式,研究不同条件下矿样中稀土及杂质元素的浸出情况,为离子型稀土矿产资源的绿色高效开采提供参考。结果表明,浸出液固比对离子相稀土浸出率影响较大,浸出时间影响较小,离子相稀土浸出过程时间短,反应迅速;柱浸过程中离子相稀土流出速率最快,达到平衡时间短,杂质元素前期浸出浓度高,后续拖尾严重;离子相稀土浸出率随着样品深度的增加不断降低,符合南方离子型稀土成矿规律;硫酸铵浸出过程中铵根离子损失量较大,最低损失率超过11.31%,硫酸根不参与金属离子的交换反应过程,回收率最高可达99.22%。     

离子型稀土不同浸出剂柱浸对比试验

针对离子型稀土原地浸出工艺现有氨氮污染问题,考察镁盐、铝盐等非铵浸出剂对稀土浸出过程的影响。以赣州稀土矿样为研究对象,选择硫酸镁与硫酸铵通过柱浸的方式进行对比试验,同时考察铝盐与铵盐、镁盐联合浸出效果的影响,测定浸出液成分,分析不同浸出剂浸出效果的差异。结果表明：相同质量分数的硫酸铵和硫酸镁浸出效率相当,硫酸铵可达91.37%,硫酸镁可达89.22%;添加铝盐后的稀土浸出率仅76%左右,铝盐的添加不能促进稀土浸出效率的提升;铵盐柱浸顶水洗涤后铵根离子可降低至76 mg/L,镁盐柱浸顶水洗涤后镁离子可降低至27 mg/L,镁离子比铵根离子更容易洗涤去除。硫酸镁作为浸出剂能够从根本上解决离子型稀土矿山氨氮污染问题。     

Reduction leaching of rare earth from ion-adsorption type rare earths ore with ferrous sulfate

The practice of in-situ leaching of the ion-adsorption type rare earths ore with ammonium sulfate could only leach most of rare earth in ion-exchangeable phase,but not the colloidal sediment phase.Therefore,the reduction leaching of rare earth from the ion-adsorption type rare earths ore with ferrous sulfate was innovatively put forward.The soak leaching process and the column leaching process were investigated in the present study.It was determined that ion-exchangeable phase could be released,and part of colloidal sediment phase rare earth could be reduction leached by the cations with reduction properties.The mechanism of reduction leaching was discussed with the Eh-pH diagram of cerium.Moreover,the stronger reduction of reductive ions,the greater acidity of leaching agent solution,and the higher reductive ion concentration,could result in the higher rare earth efficiency and the bigger cerium partition in the leaching liquor.In the ferrous sulfate column leaching process,the rare earth leaching rate and the rare earth efficiency were a little higher than with(NH_4)_2SO_4 agent,and the rare earth efficiency and the partitioning of cerium in leaching liquor could be about 102% and 5.31%,respectively.However,the ferrous sulfate leaching process revealed some problems,so compound leaching with magnesium sulfate and a small amount of ferrous sulfate was proposed to an excellent alternative leaching agent for further studies,which may realize efficiency extraction and be environment-friendly.     

羧酸盐复合浸取剂对中重稀土浸出强化研究

以缅甸稀土矿与福建稀土矿为研究对象,采用柱浸工艺方法,研究风化壳淋积型稀土矿的矿石性质,分析乙酸铵添加浓度对风化壳淋积型稀土矿轻、中重稀土浸出的影响。结果表明,缅甸和福建稀土矿分别属于中钇型中重稀土选择型稀土矿和富铕轻稀土选择型稀土矿,并且均存在铈负异常和铕负异常现象。乙酸铵最佳添加浓度为0.04mol/L,稀土浸出可达到浸出平衡,浸出率提升到95%,同时乙酸铵主要通过增强钇元素的浸出,使缅甸稀土矿轻/中重稀土比值从1.04下降到0.98,福建稀土矿轻/中重稀土比值从1.65下降到1.47,表明乙酸铵能够明显提高中重稀土的浸出。