沉淀法回收氧化酸浸—络合法浸出液中的锑和铜

广西河池某冶炼厂氧化酸浸—络合法浸出获得的含锑、铜浸出液中锑、铜含量分别为538.51 mg/L、395.91 mg/L。对该浸出液进行水解沉淀法回收锑,沉锑残液Na2S沉淀法回收铜的试验研究,结果表明:在搅拌强度为150 r/min、反应温度为56℃、反应时间为20 min、反应终了pH=3.15条件下水解沉锑,可获得锑品位、沉淀率分别为10.35%、98.23%的沉锑产品;沉锑残液在Na2S添加量为2.5 g/L、搅拌强度为150 r/min、反应温度为50℃条件下反应10 min,反应完全后静置20 min进行过滤,可获得铜品位、沉淀率分别为36.92%、98.38%的沉铜产品。试验结果证明分步沉淀法是回收该浸出液中锑、铜的有效方法。     

磁化煤油对低阶煤泥浮选效果的影响

针对煤油浮选低阶煤泥时存在的药剂用量大、浮选效果差等问题,利用自行设计组装的电磁线圈磁化装置,对煤油进行了不同温度、时间和磁场强度下的磁化处理,考查了磁化煤油的性质及其对低阶煤泥的浮选效果。结果表明,磁化处理可以降低煤油的表面张力与黏度,提高其在水中的分散性,改善其对低阶煤泥的浮选效果。在磁化温度为30℃,磁场强度0.1T及磁化时间5min条件下,煤油的表面张力与粘度较磁化前分别降低0.79%和2.1%,油滴粒度减小。在温度30℃,磁化时间5min,磁场强度0.3T条件下,磁化煤油浮选麻家梁煤泥,可使浮选精煤产率提高14.29个百分点,可燃体回收率增加15.64个百分点,尾煤灰分提高8.86个百分点。     

2-膦酸丁烷-1,2,4-三羧酸用于稀土酸浸液络合沉淀除铝研究

采用2-膦酸丁烷-1,2,4-三羧酸(PBTCA)从离子吸附型稀土矿石浸出液中络合沉淀除铝,考察了PBTCA用量、溶液pH值、反应时间以及反应温度对铝离子分离效果的影响。结果表明,在PBTCA与Al3+物质的量比为1∶5、溶液pH=4.5、反应温度30 ℃、反应时间10 min条件下,Al³⁺沉淀率达98.39%,而稀土损失率仅5.39%,除铝效果较好。     

某硬岩铀矿磁场强化浸出试验研究

江西某花岗岩型难浸硬岩沥青铀矿石,采用常规稀硫酸浸出时稀硫酸、双氧水药剂消耗大,浸出时间长,铀浸出率较低。为了提高该难浸硬岩铀矿的浸出率,通过采用稀土永磁内磁处理器对稀硫酸进行磁化处理后再进行浸出铀的对比试验。试验结果表明,在磁场强度为610kA/m、磁化时间45min、磨矿细度-0.295mm含量占88%、硫酸浓度为21%、H_2O_2用量为0.7%、浸出时间3.5h的条件下,获得了浸出矿渣含铀0.0092%、铀浸出率为91.24%的试验指标。与常规条件下铀浸出试验对比,铀浸出率提高了8.99个百分点,浸出矿渣含铀量减少0.0168个百分点,并且稀硫酸浓度降低2个百分点,H_2O_2用量减少0.1个百分点,浸出时间缩短0.5h。磁场强化硬岩铀矿浸出工艺为硬岩铀矿浸出技术提供了新的强化浸出方法,同时也为同类型矿山的浸出提供技术参考。     

碱浸贫杂质铅锌矿的电解液深度净化研究

针对贫杂铅锌矿碱浸工艺,重点分析了浸出液中杂质元素Pb、Al、As的深度净化。实验结果表明:在净化温度为70℃、净化时间为90 min、陈化时间为48 h的条件下,采用Na2S可除去浸出液中82.3%的Pb;浸出液体中加入1g/L的硫酸铁,在恒温90℃搅拌1 h的条件下,浸出液中As的去除率21.1%;浸出液中加入1.5 g/L的硅酸钠,恒温90℃搅拌1 h的条件下,浸出液中Al的去除率39.9%。     

氧化铜钴矿酸浸液深度除铁工艺的研究

以氧化铜钴矿为原料,先通过焙烧预处理、高压酸浸的方法获得含钴浸出液,然后用过氧化氢作氧化剂,考查搅拌时间、溶液温度及沉淀终点pH值等对沉淀除铁的影响.结果表明:浸出液中加入适量过氧化氢溶液作氧化剂,可促进杂质铁的沉淀分离.在溶液温度为60℃、搅拌时间为120 min、沉淀终点pH值为3.5的条件下,杂质铁的去除率可达99.42％,以渣含钴计钴损失率为0.08％,较好地实现了含钴浸出液深度除铁目标.     

磁场强化废旧锂电池正极粉中钴浸出的研究

以废旧锂电池正极粉为原料,在磁场条件下,采用硫酸-双氧水体系浸出正极粉中的钴,探讨了磁感应强度、磁化浸出时间和浸出温度对钴浸出率的影响。结果表明,在磁感应强度为230 mT磁场、浸出时间为100 min、反应温度为70 ℃、固液比为1:100（其中硫酸浓度为3 mol/L）条件下,加入3 mL/g H₂O₂进行试验,钴的浸出率达到99.61%,相比较未磁化同等条件下,钴的浸出率提高了6.02个百分点。同时在硫酸用量减少20%的情况下,磁场强化浸出可以提高钴的浸出率4.62个百分点。磁场强化浸出的机理是加快了氢离子的扩散速度以及促进双氧水对Co3+的还原,从而提高了该浸出反应中钴的浸出率。      

湖北某稀土矿选冶试验

在对湖北某稀土矿矿石性质分析的基础上,进行了选冶工艺试验研究。通过探索试验,确定采用湿法冶金的方法对矿石中的稀土元素进行回收,最终采用硫酸浸出稀土矿—浸出液净化—草酸沉淀稀土—煅烧的工艺流程,在最佳浸出条件硫酸用量为150 g/L、浸出温度为80℃、浸出时间为3 h、液固比为3∶1的条件下,获得了稀土氧化物品位为60%的精矿,稀土元素总回收率可达到85%的满意指标。     

利用脆硫锑铅矿制备合格锑白的新工艺研究

采用硫化钠浸出脆硫铅锑矿, 浸出液通入二氧化硫气体沉淀出硫化锑中间体, 再将硫化锑沉淀在炉中氧化, 产出符合国家标准的合格锑白。最佳工艺条件为:温度90 ℃, 时间3 h, 搅拌速度250 r/min, 液固比2∶1, 硫化钠与锑质量比为2.8, 氢氧化钠与锑质量比为0.3, 该条件下锑浸出率达92.5%。将二氧化硫气体通入浸出液并控制终点pH值为5~6, 锑沉淀率不低于99%, 产出的硫化锑含Sb 65%、S含量不高于30%、As含量不高于0.02%。硫化锑在980～1 000 ℃下熔化, 鼓入两路风氧化, 产出的锑白产品达到国家一级标准。     

磁处理提高广东某含铜金矿金浸出率的试验研究

广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为：磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标（铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%）相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。     

磁处理对碳酸氢铵沉淀稀土母液体系的影响

将磁处理技术应用于碳酸氢铵沉淀稀土母液过程中,研究结果表明,采用合适的磁处理条件能提高稀土的纯度3%～4%,并得到晶型碳酸稀土。为淋积型稀土矿山的工艺改进,矿山的综合效益提高开辟了一条较好的途径。     

长链聚合磷酸酯络合沉淀分离稀土与铝的研究

在离子型稀土矿浸出过程中,稀土浸出的同时大量的非稀土杂质如铝离子也会进入稀土浸出液中。本文针对稀土浸出液中杂质铝离子的去除问题展开研究,采用聚磷酸丁二酯选择性络合沉淀料液中的稀土元素,分别考察了溶液pH、聚磷酸丁二酯的量、反应时间、反应温度对除铝效果的影响,结果表明:以聚磷酸丁二酯作为络合沉淀剂,控制模拟料液的pH值为2.5、加入m（聚磷酸丁二酯单体）:m（RE3+）=12:1当量的聚磷酸丁二酯、反应时间为10 min、反应温度为50℃时,稀土的沉淀率为91.35%,铝的共沉淀率为11.22%,有效地实现了稀土与铝的分离。      

云南省某地区离子型稀土矿提取试验研究

对云南省某地区离子型稀土矿进行提取试验研究,探索最佳工艺参数,为该矿区稀土工业开采提供技术参考.研究表明:稀土矿组成以SiO2和Al2 O3为主(约占90％),其次为Fe2 O3和K2 O(约占8％),稀土离子相品位为0.078％,提取的稀土产品配分显示氧化镧含量高达60％ 以上,是一个富镧型的轻稀土矿.采用原地浸矿开...     

氢氧化钠焙烧钙热还原氟化稀土还原渣及其热力学分析

针对钙热还原氟化稀土还原渣,开展了直接酸浸实验、氢氧化钠焙烧-酸浸实验。结果表明,直接酸浸时稀土提取率约72%,而氢氧化钠焙烧-酸浸稀土提取率达92.3%。热力学分析和实验结果共同表明: 在298~1 300 K温度范围内,氢氧化钠与渣中DyF₃、CaCO₃和CaF₂反应,生成Dy₂O₃、NaF、CaO、Na₂CO₃和CO₂; 氢氧化钠能将氟化稀土转化为氧化稀土,这是稀土提取率提高的主要原因。     

包钢稀土选矿厂稀土浮选药剂优化

包钢稀土选矿厂的脉石矿物由于受到金属离子的活化,使1粗2精浮稀土流程不能形成闭路（中矿返回会影响浮选系统的稳定）,生产指标不理想。为解决生产流程稳定性差、生产指标不理想的问题,对现场浮稀土给矿进行了药剂优化试验。结果表明,柠檬酸+水玻璃为脉石矿物的组合抑制剂,可有效消除金属离子对脉石矿物的活化;在柠檬酸+水玻璃用量为200+1 500 g/t情况下,采用1粗2精、中矿顺序返回流程处理试样,可获得ReO品位为5132%、回收率为7094%的稀土精矿,比现场稀土精矿ReO品位提高了132个百分点,回收率提高了1591个百分点。     

白云鄂博稀土矿绿色浸出工艺研究

针对目前白云鄂博稀土矿处理工艺中放射性钍进入废渣难以存放、Ce(Ⅳ)难以浸出等问题,采用碱分解-硫酸浸出-水浸出处理白云鄂博稀土矿,考察了初始酸度、酸矿比、浸出温度和浸出时间等浸出条件对稀土、钍和Ce(Ⅳ)浸出的影响。结果表明: 在初始硫酸浓度6 mol/L、酸矿质量比 1.1∶1、反应温度90 ℃、反应时间120 min条件下,稀土平均总浸出率为95.5%,Ce(Ⅳ)和钍平均总浸出率均大于98%。Ce(Ⅳ)和钍进入酸浸液中,三价稀土进入水浸液中,实现了Ce(Ⅳ)与三价稀土元素的粗分离,解决了放射渣的问题。     

大比表面氧化钕粉体制备关键技术研究及其产业化应用

大比表面积氧化钕是高端稀土功能材料非常重要的原材料。本文结合已有研究的基础,以高纯氯化钕溶液为原料,采用碳酸氢钠-草酸为混合沉淀剂,进行混合沉淀法制备大比表面氧化钕,重点考察了沉淀剂选择配比、添加表面活性助剂、灼烧温度变化等关键技术。结果表明,采用该方法制备出的氧化钕粉体比表面积在7-15m2/g可控,且Nd2O3综合回收率>98%,Nd2O3纯度＞99%。该方法经经进行规模化生产应用,产生了可观的经济效益。     

从废弃稀土荧光粉中萃取分离Y和Eu

针对废弃荧光粉中稀土元素在两相中的不同分配比,采用溶剂萃取分离的方法进行稀土回收试验.考察了萃取剂配比、相比、平衡水相pH及料液浓度的影响.得出最佳条件为:环烷酸配比为25％环烷酸+20％异辛醇+55％磺化煤油,相比为1∶1,平衡水相pH =4.5,料液的浓度为0.08 g/mL盐酸.在此条件下进行错流萃取得到的稀土产品,Y2O3的纯度为98.57％,Eu2O3的纯度为1.21％,稀土总含量可达到99.78％,实现了钇和铕的分离.     

氧化钪制备过程中磷酸和磷酸钠组合除锆工艺研究

基于高纯氧化钪制备过程中钪和锆难以分离的问题, 采用磷酸+磷酸钠组合除锆, 研究了钪料液酸度、磷酸加入比例、反应温度、反应时间、陈化时间和磷酸钠添加量对钪、锆沉淀率的影响。结果表明, 最优组合条件为：反应酸度6 mol/L, 磷酸加入量为理论量的1.6倍, 反应温度90 ℃, 反应时间30 min, 陈化时间30 min, 磷酸钠添加量为磷酸的10%。在此条件下, 锆沉淀率达99.85%, 氧化钪损失仅为3.02%。得到的高纯氧化钪产品绝对纯度达99.91%, 相对稀土纯度99.995%。