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。     

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。     

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。     

白云鄂博稀土焙烧矿浸出动力学研究

以白云鄂博高品位稀土精矿为研究对象,对稀土精矿进行NaOH-Na_2CO_3焙烧,详细研究了焙烧矿中稀土在盐酸浸出过程中的化学与物理机制,分析动力学相关影响因素,确定了动力学浸出模型;结果表明:当HCl浓度4.0 mol·L~(-1),液固比(L/S) 4.5∶1.0,搅拌速度250 r·min~(-1),浸出温度90℃,酸浸时间为25 min时,稀土浸出率为93.2%,盐酸浓度和浸出温度为化学反应过程主要影响因素。根据扫描电镜(SEM)和X射线衍射(XRD)结果:稀土精矿与焙烧助剂NaOH-Na_2CO_3在660℃焙烧90 min,矿物中氟碳铈矿和独居石分解为稀土氧化物, Ce(III)被氧化为Ce(IV),焙烧矿盐酸浸出残渣中有少量未分解REPO_4和残留的CaF_2。计算出稀土元素表观活化能为37.52 kJ·mol~(-1), HCl浓度和液固比反应级数分别为2.446和2.226;根据焙烧矿中稀土浸出动力学相关试验数据推导出浸出模型为一种收缩核模型变体,化学反应过程受产物层界面传质和扩散共同作用。     

高铁稀土精矿硫酸焙烧—浸出试验

某稀土矿经选矿获得的稀土精矿,其稀土含量较低、铁含量高,分别进行了浓硫酸低温焙烧及浓硫酸高温焙烧试验。结果表明,以浓硫酸低温焙烧工艺处理该高铁稀土精矿,在较佳条件下,稀土浸出率达96.94%,钍浸出率达97.36%,铁浸出率亦达92.71%;以浓硫酸高温焙烧工艺处理该高铁稀土精矿,在较佳条件下,稀土浸出率可达90.15%,钍浸出率为42.10%,铁浸出率仅12.44%。浓硫酸低温焙烧工艺获得的稀土浸出液铁含量高、酸度大(Fe含量23g/L左右,pH0.5),从高铁、高酸稀土溶液中回收稀土产品,其工艺过程较繁琐。浓硫酸高温焙烧工艺处理该高铁稀土精矿,可获得铁含量较低(Fe含量约2.3g/L)的稀土浸出液,从低铁含量的稀土溶液中回收稀土产品,其工艺流程较简短,废水较易治理,在生产成本上也具有优势。     

从稀土冶炼废水沉淀物中提取稀土试验研究

稀土冶炼过程中产生的各类废水通常收集在废水池中,随着生产的进行,废水池底部会沉积大量固体渣,其中含有大量稀土。研究了采用焙烧预处理—盐酸浸出工艺从该沉积物中提取稀土,考察了浸出时间、温度、浸出剂浓度、液固体积质量比对稀土浸出的影响。结果表明:沉淀物在800℃下焙烧预处理1h,然后在80℃、液固体积质量比4∶1、搅拌速度400r/min条件下用浓度为5mol/L的盐酸浸出0.5h,稀土浸出率达99.18%,浸出效果较好。     

某低品位稀土复合矿综合利用试验研究

对西南某地低品位稀土复合矿采用焙烧-酸浸工艺,稀土的浸出率大于81%,Nb的浸出率大于88%,Ga的浸出率可达99.08%,较好地实现了该稀土复合矿的综合利用。     

硫酸稀土镁皂废水的循环利用

针对硫酸稀土镁皂废水浓缩结晶法处理工艺运行成本高、能耗大的问题,采用石灰中和法处理硫酸镁废水,研究了石灰用量、反应时间、反应温度对废水中钙镁离子和硫酸根浓度的影响。结果表明,在反应温度20 ℃、石灰加入量70~80 g、反应时间2 h的条件下,可将硫酸镁废水中的SO42-浓度由33.24 g/L降至10 g/L以下,MgO浓度由24.6 g/L降至15 g/L以下,两者去除率分别达81.68%、47.20%,CaO浓度保持在2.6 g/L以下。中和滤液回用于焙烧矿浸出工艺,在浸出温度20~30 ℃,液固比8的条件下,稀土浸出率达到93.76%。反应中和渣的主要成分为CaSO4?2H2O和Mg(OH)2,可用于制备硫酸钙晶须。     

四川矿和包头矿混合硫酸焙烧工艺研究

研究了四川稀土矿与包头稀土矿硫酸焙烧的最佳工艺技术条件,考察了焙烧温度、焙烧时间、矿酸比以及四川稀土矿和包头稀土矿的配比等对稀土收率的影响,通过正交试验最终获得最优化的工艺参数:焙烧温度350℃,焙烧时间125 min,混合稀土矿和浓硫酸的重量比1∶2.0,四川矿与包头矿的重量比为3∶1,稀土收率达96%以上。同时确定了影响REO浸出率的因素由大到小分别为焙烧温度、四川矿与包头矿的配比、焙烧时间、矿酸比,此工艺重现性良好,水浸液REO含量为34 g/L,PO3-4的含量为0.0038 g/L,Fe2O3的含量为0.015 g/L,Th O2的含量0.001 g/L,均达到质量要求。     

从钕铁硼废料中提取稀土工艺研究

采用氧化焙烧-盐酸分解法,研究从钕铁硼废料中提取稀土的工艺条件,探讨了焙烧温度和时间对铁的氧化率的影响,在浸出过程中考察了盐酸浓度、反应时间、反应温度以及液固比对稀土浸出率的影响,并分析了pH值和陈化时间对浸出液除杂效果的影响.结果表明:在700℃焙烧1.5 h,铁的氧化率最高,铁基本完全氧化成三价铁,在最佳浸出条件下稀土浸出率高达到99.33%,浸出液中和除杂时,调节pH值为3.5,陈化时间大于2 h,料液中非稀土杂质含量低,特别是铁仅为0.0014 g/L,浸出液完全达到稀土萃取的要求.      

Decomposition of mixed rare earth concentrate by NaOH roasting and kinetics of hydrochloric acid leaching process

A new clean extraction technology for the decomposition of Bayan Obo mixed rare earth concentrate by NaOH roasting is proposed.The process mainly includes NaOH roasting to decompose rare earth concentrate and HCl leaching roasted ore.The effects of roasting temperature,roasting time,NaOH addition amount on the extraction of rare earth and factors such as HCl concentration,liquid-solid ratio,leaching temperature and leaching time on the dissolution kinetics of roasted ore were studied.The experimental results show that when the roasting temperature is 550℃ and the roasting time is 60 min,the mass ratio of NaOH:rare earth concentrate is 0.60:1,the concentration of HCl is 6.0 mol/L,the ratio of liquid to solid(L/S) 6.0:1.0,and the leaching temperature 90℃,leaching time 45 min,stirring speed 200 r/min,and the extraction of rare earth can reach 92.5%.The relevant experimental data show that the process of HCl leaching roasted ore conforms to the shrinking core model,but the control mechanism of the che mical reaction process is different when the leaching temperature is different.When the leaching temperature is between 40 and 70℃,the chemical reaction process is controlled by the diffusion of the product through the residual layer of the inert material.The average surface activation energy of the rare earth element is E_a=9.96 kJ/mol.When the leaching temperature is 75-90℃,the chemical reaction process is controlled by the interface transfer across the product layer(product layer interface mass transfer) and diffusion.The average surface activation energy of rare earth elements is E_a=41.65 kJ/mol.The results of this study have certain significance for the green extraction of mixed rare earth ore.     

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%。     

复杂稀有金属矿综合利用新工艺

研究一种从复杂稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钛的新工艺。按6∶5的酸矿质量比添加浓硫酸混匀后在400℃酸化,酸化渣浸出后,浸出液按1∶1的体积比加水在100℃水解60min得到水解沉淀,浸出渣采用强磁选分离得到磁性物及非磁性物。将水解沉淀与磁性物混匀在1 800℃还原熔炼,获得Nb2O5含量22.38%、铁品位52.32%的铌铁合金和TiO2含量35.12%的钛渣,铌、钛回收率分别为66.89%和50.38%。水解液在通入空气的条件下用氨水调节至pH=3进行固液分离,按理论量1.2倍添加草酸沉淀稀土,最后将该稀土沉淀在950℃煅烧60min,可得到REO含量92.4%的稀土氧化物,稀土总回收率71.32%。     

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。     

渗流作用下风化壳淋积型稀土矿细观孔隙结构演化特征

为研究风化壳淋积型稀土矿浸出过程中溶液渗流作用对孔隙结构的影响,以去离子水为溶浸液开展浸矿实验。对浸出前后矿样进行显微CT扫描,获取了试样内部结构图像,利用阈值分割算法得到了浸出前后稀土矿样的孔隙结构图像。进而,研究了溶液渗流作用下试样孔隙结构的变化特征,分析了渗流作用对试样孔隙率、孔隙体积、孔隙长度、孔隙宽度和孔隙方位角等参数的影响。结果表明:稀土矿孔隙形状和尺寸在渗流作用下发生显著变化,且在粗细颗粒接触区最为明显;溶液渗流作用使得稀土矿孔隙率增大,孔隙总数量减少,孔隙总体积增大。渗流作用下矿样中小孔隙数量减少,大孔隙数量增多,各尺寸区间的孔隙数量变化率随孔隙尺寸的增大呈现先增大后减小的趋势。溶液渗流作用下孔隙长宽比分布更加集中,孔隙方位角在各角度区间的分布更加均匀,孔隙各向异性增强。      

风化壳淋积型稀土矿的基础研究

文章评述了40年来风化壳淋积型稀土矿的基础研究,包括矿床的成因及特征、稀土矿物的组成及性质,稀土与黏土矿物的关系、稀土在黏土矿物中的吸附及迁移理论,论述了风化壳淋积型稀土矿的稀土元素配分的特征及四大效应,并探讨了稀土浸出机理和风化壳淋积型稀土矿稀土浸取的三代工艺,提出了风化壳淋积型稀土矿基础研究和浸出工艺的发展方向及亟待解决的问题.      

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.     

风化型稀土矿的矿石性质研究

本文研究分析了产于我国两类特有的风化型稀土矿矿石性质。发现风化淋积型稀土矿中稀土赋存是以羟基水合离子吸附在粘土矿物上，矿石具有含水多样性，酸碱缓冲性，吸附稀土离子的化学稳定性和可交换性，稀土配分类型多样性及铈亏效应。黑色风化矿泥中稀土是以胶态沉积相均匀分散在Ｍｎ－Ｆｅ氧化物表面赋存，矿石是非晶相的含稀土泥状集合体，稀土配分是典型的轻稀土配分选择型。     

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。