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甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8~20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。 相似文献
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以四川某地含钪、钛、稀土黏土矿为研究对象,进行钠盐焙烧-酸浸、直接酸浸、硫酸化焙烧-水浸、空白焙烧-酸浸探索试验。结果表明,直接酸浸、空白焙烧-酸浸对钪和钛的回收效果均不好。硫酸化焙烧-水浸对钛的回收效果很好,但钪的浸出率较低。钠盐焙烧-酸浸试验结果表明,适宜的焙烧条件为:碳酸钠用量80%,焙烧温度800℃,焙烧时间1h;适宜的浸出条件为:10v.%硫酸,液固比20:1,浸出温度60℃,搅拌浸出时间2h;钪的浸出率为89.98%,钛的浸出率为80.55%。液固比对钪和钛的浸出率有显著影响,增大液固比可以暂时解决硅酸造成的过滤困难的问题。 相似文献
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以某公司复杂含铟烟尘为原料, 分别研究了氧化酸浸和硫酸化焙烧-水浸两种浸出铟工艺。氧化酸浸工艺主要考察了初始硫酸酸度、液固比、浸出温度、反应时间、氧化剂添加量等因素对铟浸出效果的影响; 硫酸化焙烧-水浸工艺主要考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对铟浸出效果的影响。实验结果表明, 在初始硫酸浓度6.0 mol/L, 液固比6∶1, 浸出温度90 ℃, 浸出时间3 h, 氧化剂H2O2添加量为12%条件下进行氧化酸浸, 铟浸出率由常规酸浸的46.5%提高到70%; 在硫酸用量1.0 mL/g, 焙烧温度300 ℃, 焙烧时间2 h条件下进行硫酸化焙烧-水浸, 铟浸出率达到92%, 实现了铟的高效浸出。 相似文献
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采用钠盐焙烧-酸浸工艺处理以部分铁氧化物呈浸染状分布在粘土矿物中的某高铝硅极难选褐铁矿。通过单因素试验分别考察了焙烧工艺中焙烧温度、焙烧时间、钠盐用量、磨矿粒度等对焙烧的影响, 酸浸工艺中考察了硫酸浓度、液固比、酸浸温度和时间等因素对浸出指标的影响。试验结果表明, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90.36%, 碳酸钠用量为15%, 焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为30 min, 硫酸浓度为7%, 液固比为15∶1, 酸浸温度为60 ℃, 酸浸时间15 min条件下, 可获得TFe品位为60.21%, 回收率为93.49%, SiO2和Al2O3含量分别为3.28%和6.81%的铁精矿。 相似文献
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针对白云鄂博稀土精矿镨、钕配分合量降低的问题,采用配分分析、粒度分析、物相分析、矿物组成分析研究了稀土分选流程中镨、钕配分合量的变化规律。结果表明:稀土精矿中镨、钕配分合量为19.59%,相对入选给矿(强磁尾矿)降低了1.18个百分点;随着矿物粒度的减小,REO-F分布率逐渐降低,镨、钕配分合量与粒度分析结果相矛盾;相对入选给矿(强磁尾矿),稀土精矿中氟碳铈矿与独居石矿物含量比值增加了0.41,稀选尾矿降低了0.50;由于氟碳铈矿镨、钕配分合量低于独居石,故镨、钕配分合量在稀土精矿中降低,在稀选尾矿中升高。该研究对白云鄂博矿稀土元素的回收利用具有一定的指导意义。 相似文献
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介绍了离子型稀土矿的资源特点,从浸出、浸出液净化和沉淀工艺的变革及技术经济指标、环境效益的提高等方面综述了离子型稀土矿开发技术的研究和实践进展,总结了离子型稀土矿开发过程中存在的问题,建议今后应加强原地浸矿过程基础理论及边坡稳定性控制方面的研究、开发可替代硫酸铵、碳酸氢铵的高效低污染浸取剂和沉淀剂、掌握尾矿中稀土及重金属离子的二次迁移规律、重视低品位难浸离子型稀土矿的回收工作、解决碳酸氢铵沉淀法所存在的沉淀速度慢且难以制备晶型碳酸稀土问题,以促进离子型稀土矿绿色高效开发技术的可持续发展。 相似文献
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某地含稀土磷矿是以胶磷矿、隐晶质磷灰石等矿物组成的磷块岩石,由于稀土以类质同象形式存在于胶磷矿、磷灰石中,物理选矿同步富集在磷精矿中,再通过化学方法分离磷和稀土。根据该矿浮选磷精矿的化学成分和矿物性质,对精矿进行了硝酸浸出—浸出液分步提取磷和稀土的详细湿法试验研究,即精矿在质量液固比5:1,硝酸浓度400g/L,常温条件下分解2小时得到硝酸浸出液,硝酸浸出液先用氢氧化钠将浸出液酸度调至pH=1.8~2.0,加入草酸沉淀得到草酸稀土;稀土尾液用氢氧化钠将液体酸碱度调至pH=8.0~9.0,加入氯化钙沉磷得到沉磷固体产品;最终获得了P2O5品位38.54%的沉磷固体产品(活性磷酸钙),P2O5回收率99.04%,REO品位1.673%的草酸稀土,REO回收率为95.28%,实现了常温条件下磷和稀土的有效分离。 相似文献
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乙酸铵浸取风化壳淋积型稀土矿渗透性研究 总被引:6,自引:2,他引:4
探讨了乙酸铵浸取风化壳淋积型稀土矿过程溶液的渗透规律,研究了浸取剂浓度、溶液pH值、浸取温度、矿样粒径及孔隙度对渗透速度的影响。结果表明,浸出液的渗透速度随着水力梯度增大呈线性增大,说明乙酸铵溶液在渗流过程中符合达西定律,且为层流状态。溶液浓度、pH值以及实验温度对浸矿过程渗透性的影响主要取决于溶液粘度与矿体表面吸附水水膜厚度。矿样粒径与孔隙度增大,有利于加大浸取剂溶液在矿体中的渗流量,缩短渗流路径,提高渗透速度。乙酸铵浸取风化壳淋积型稀土矿的优化工艺条件为:乙酸铵溶液浓度1.0%,浸取温度25 ℃,溶液pH值7.00,此时稀土浸出率93.88%。 相似文献
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提出了一种从风化壳淋积型稀土矿除杂渣中分步浸出回收稀土和铝的工艺。在40 ℃、液固比10∶1条件下用8 mol/L NaOH浸出除杂渣,铝浸出率约为96%,而稀土仍保留在滤渣中。再在40 ℃、液固比10∶1条件下用1 mol/L HCl浸出碱浸后的滤渣,稀土La和Y浸出率分别达87.09%和72.01%。酸浸液经草酸沉淀得草酸稀土,滤液与碱浸液混合得氢氧化铝,稀土和铝总回收率分别为78%和97%。该工艺对资源利用和环境保护具有重要意义。 相似文献
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以硫酸铵为浸取剂,对离子型稀土矿进行不同硫酸铵浓度、不同粒级的动态浸出试验。结果表明:相同反应时间下,硫酸铵浓度越高,液相稀土离子浓度越高;随着反应时间的增加,稀土离子浓度先迅速升高,后趋于稳定。将离子交换过程分解为固相稀土离子的解吸和液相铵根离子的吸附两个过程,采用线性可逆动态吸附模型描述液相铵根离子的吸附过程,并考虑固相稀土离子的解吸对液相铵根离子吸附的影响,建立了离子型稀土矿浸矿过程的线性可逆动态吸附模型。结合试验数据,发现模型中参数λ1随着硫酸铵浓度的升高而减小。 相似文献
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碱熔预处理回收废稀土荧光粉工艺研究 总被引:2,自引:2,他引:0
针对当前废稀土荧光粉综合回收利用率低、不当处理造成环境污染等问题, 采用碱焙烧-洗涤-酸浸处理废稀土荧光粉, 考察了焙烧添加剂用量、液固比、酸浓度、浸出温度及浸出时间对稀土浸出效果的影响。结果表明, 采用碱焙烧-洗涤-酸浸处理废弃荧光粉, 4种稀土元素回收率分别为:Y2O3 99.47%, Eu2O3 97.79%, CeO2 87.55%, Tb4O7 92.67%。通过对碱熔产物物相和形貌分析表明, 绿粉致密结构被有效破坏, 以铝酸盐形式存在。NaOH添加比例对4种稀土浸出率影响较大, 盐酸浓度及浸出温度对Tb4O7、CeO2浸出效果影响较大。 相似文献