高铝铁含量的低浓度稀土溶液利用

对西南某地含有少量稀土元素的高硫低品位稀有金属复合矿,采用硫酸铵溶液渗滤浸出获得了TREO含量约700 mg/L,铜含量约400 mg/L,铝含量高达10 g/L、铁含量高达4.4 g/L的浸出液。针对溶液高铝、高铁,稀土含量低及含铜的特点,采用铵盐预除铝获得硫酸铝铵副产品,进而沉淀除铁、铝,再采用硫化铵沉淀铜获得铜富集物,得到了可供进一步萃取富集或采用化学法制备稀土化合物的稀土溶液。试验结果表明,稀有金属复合矿中的离子型稀土浸出率达88.7%;采用铵盐预除铝-沉淀除铁、铝-除重金属工艺,可综合利用浸出液中的铝、铜,并获得良好的稀土回收效果。     

由低浓度稀土溶液萃取回收稀土的研究

我国重庆某煤系高硫稀有金属复合矿中含硫(铁)、铝、稀土等多种有价成分,且部分稀土呈离子吸附形态存在。对该矿铵盐浸出液除铝、铁杂质后得到的低浓度稀土溶液,进行了稀土的萃取、反萃取、制备碳酸稀土试验的研究。确定的工艺条件为:有机相组成10%P507+90%260~#磺化煤油、净化液初始pH值为5.5、相比(O/A)0.6、搅拌时间5 min。单级萃取,稀土萃取率为92.79%,两级逆流萃取,稀土萃取率可达99.07%;负载有机相采以稀硫酸三级逆流反萃,稀土反萃率为97.20%,反萃液中TREO可富集至2175 mg/L;稀土与钙、镁等杂质得到了有效分离;反萃液经除锌后,与碳酸氢铵反应,制得的碳酸稀土产品质量符合要求;从净化液到产品,稀土回收率达87.85%;萃余液和碳酸稀土合成母液经处理后可用于循环浸出煤系高硫稀有金属复合矿。     

煤系高硫稀有金属复合矿选硫尾矿综合利用实验

这是一篇冶金工程领域的论文。对重庆某地区煤系高硫稀有金属复合矿选硫尾矿进行综合利用实验研究,为回收铝、硅、稀土、铌等有价元素提供了可行依据。对该选硫尾矿进行了硫酸常压浸出提铝实验,通过条件实验得到适宜浸出条件为：硫酸浓度70%、浸出时间3 h、浸出液固比3、浸出温度≥135℃。该条件下Al₂O₃浸出率可达87.25%。酸浸液可用于制备水处理剂硫酸铝产品;酸浸渣通过NaOH浸出转化后富集硅、稀土、铌等有价元素,可得到SiO₂含量达85 g/L以上的碱浸液,用于制取硅酸钠产品;稀土、铌元素经过富集后,在碱浸渣中稀土氧化物(TREO)总量为1820 g/t,Nb含量为274 g/t,可用作回收稀土、铌的原料。     

重庆地区煤系高硫稀有金属复合矿稀土的铵盐浸出试验研究

重庆地区煤系高硫稀有金属复合矿含有稀土、铌等稀有金属元素,矿样中部分稀土呈离子吸附形态存在,为一种新类型的高硫稀有金属复合矿资源。试验采用铵盐为浸出剂,考察了铵盐种类、浸出方式及浸出条件对稀土浸出情况的影响。试验结果表明,分别以硫酸铵、氯化铵、硝酸铵、乙酸铵、柠檬酸铵为浸出剂浸出矿样,稀土浸出率为31.96%~34.60%。以氯化铵为浸出剂浸出复合矿,稀土浸出率为34.60%,略高于其他铵盐浸出剂。从铵盐价格、稀土浸出率的高低、浸出时对杂质钙的抑制能力多方面综合考虑,选择硫酸铵为浸出剂较为适宜。以硫酸铵为浸出剂,分别对矿样进行了搅拌浸出、池浸、渗滤浸出试验研究。搅拌浸出、池浸、渗滤浸出的离子型稀土浸出率分别为91.88%、80.50%、88.70%,获得了较高的离子型稀土浸出率。     

羧酸铵盐浸取剂对风化壳淋积型稀土矿助浸过程研究

目前,稀土矿浸出研究仅针对稀土浸出过程中抑杂浸出或抑制黏土矿物膨胀的某一方面。为综合考虑稀土浸出过程中高效抑铝和抑制黏土矿物膨胀的协同作用,采用氯化铵分别与不同浓度的乙酸铵、酒石 酸铵、柠檬酸铵3种羧酸铵盐助浸剂组成复配溶液,通过柱浸方法回收风化壳淋积型稀土矿,从而实现在保证稀土浸出率的情况下,达到有效降低浸出液中杂质铝含量的目的,同时得到黏土矿物的最佳抑膨条件。选用 0.2 mol/L氯化铵分别与3种羧酸铵盐助浸剂复配,探讨了助浸剂浓度、浸出温度及浸出液pH对风化壳淋积型稀土矿浸出过程以及对黏土矿物膨胀性能的影响。结果表明,3种羧酸铵盐助浸剂的最佳添加浓度为：0.04 mol/L乙酸铵、0.07 mol/L酒石酸铵、0.005 mol/L柠檬酸铵,在最佳添加剂浓度下抑铝能力为：乙酸铵＞柠檬酸铵＞酒石酸铵,黏土矿物的膨胀率大小为：δ乙酸铵＜δ酒石酸铵＜δ柠檬酸铵。在常温下,0.2 mol/L 氯化铵与0.04 mol/L乙酸铵复配溶液作为浸取剂时抑铝和防膨效果最佳,在pH=4时,稀土浸出率为90.08%,铝浸出率为26.37%,黏土矿物膨胀率为2.705%。     

预浸出对硫化铜精矿硫酸化焙烧处理的影响

采用硫酸化焙烧-浸出-电积工艺来处理硫化铜精矿时增加预浸出可以使得铜浸出率增加,焙砂浸出液中影响铜电积的主要杂质元素Fe、Mn、Co等含量降低,预浸出段酸矿比0.3:1、温度50 ℃、时间3 h、液固比1:1时,Cu的最终浸出率大于99%,焙砂浸出液中Fe、Mn含量分别为0.12g/L和0.005g/L。通过预浸出段正交试验,确定了酸矿比对各个元素的浸出率影响最大,当酸矿比0.6:1,温度70 ℃,时间2 h,液固比1:1时,Fe的渣计浸出率为93.61%,Mn的渣计浸出率为59.50%,Mg的渣计浸出率为32.97%。     

铜浸出液氧化-水解除铁及回收铜的试验研究

针对Fe和Cu含量分别为2.158 g/L和0.730 g/L的含铜硫酸渣浸出液,采用氧化-中和水解除铁-硫化沉淀法回收其中的铜。对比了碳酸钠与石灰乳两种水解沉淀剂的除铁效果以及硫化钠与硫代硫酸钠两种沉铜剂的效果。最佳除铁条件为: 以碳酸钠为除铁水解沉淀剂、H₂O₂和铁离子摩尔比1.5、水解pH值4.0、水解温度85 ℃、水解时间3 h,最佳沉铜条件为: 硫化钠作为沉铜剂(用量为除铁后液中铜离子的等摩尔数)、沉淀pH值4.0、沉淀温度85 ℃、沉淀时间2 h。最佳工艺条件下,浸出液综合除铁率为92.98%、铜综合回收率为90.34%,沉淀得到铜品位为61.65%的硫化铜渣,可作为冶炼产品直接出售。     

广东某稀土浸出试验与除杂化学分析

某稀土中TREO离子相含量0.1%,采用硫酸铵作浸出剂从浸出剂浓度、淋洗液固比和淋浸速度,做了相关的条件试验,并得出最佳浸出条件,同时针对稀土浸出液除杂问题从离子浓度层面做了相关的化学分析,在淋出液稀土浓度1.10 g/L,pH=4.21左右,杂质主要是Al_2O_3,含量0.42 g/L,试验既要满足使用碳酸氢铵有效的去除Al_2O_3,又能尽量减少碳酸稀土的沉淀而造成稀土的损失,通过溶液化学分析得到了最佳的除杂pH值为5.0,最终稀土沉淀作业回收率最高为99.706%的优良指标。     

刚果（金）某铜钴矿浸出新工艺

这是一篇冶金工程领域的文章。刚果（金）某铜钴矿为氧化矿,铜钴含量分别为Cu 3.43%和Co0.42%。本文采用浸出液五级循环浸出工艺浸出铜和钴,在硫酸用量为矿石质量的7.4%、亚硫酸钠用量为理论量的1.68倍、磨矿粒度-74μm 75%、浸出温度45℃、浸出液固体积质量比2/1～3/1、单级浸出时间4 h的实验条件下,铜浸出率96.85%、钴浸出率95.67%。该工艺在确保铜钴浸出率的情况下,比一级浸出降低硫酸用量6 kg/t、浸出过程总溶液量减少约1/4,降低了酸耗、减少了后续钴沉淀和铜萃取处理液量。     

煅烧煤矸石中铝铁和硅组分的硫酸浸出行为差异研究

以硫酸为浸出剂对古交东曲矿煤矸石中铝、铁、硅组分的浸出行为差异进行了研究。结果表明,煤矸石中铝、铁和硅组分的硫酸浸出行为差异很大。在硫酸浓度7.5mol/L、液固比4:1、120℃浸出150min,TFe、Al_2O_3、SiO_2的浸出率分别为98.31%、97.19%和15.88%,TFe、Al_2O_3和SiO_2的浸出率差异分别达到82.43%、81.31%。显然,硫酸浸出可实现煤矸石中TFe、Al_2O_3和SiO_2的清洁分离,使TFe、Al_2O_3组分富集到浸出液中,SiO_2组分富集到浸出渣中。最终获得了pH3、Al、Fe元素含量分别为10.2g/L和3.4g/L的浸出液和SiO_2含量高达90.22%的浸出渣。     

风化壳淋积型稀土矿浸矿过程的离子交换模型

以硫酸铵溶液作为浸矿剂,对风化壳淋积型稀土矿进行了杯浸试验,结果表明,随着硫酸铵浓度增加,液相稀土离子浓度越高,当硫酸铵浓度超过40.00 mmol/L时,液相稀土离子浓度不再随着硫酸铵浓度增加而变化。运用Kerr模型、Vanselow模型和Gapon模型描述液相铵根离子交换固相稀土离子的离子交换过程,结合试验数据,给出了3种模型的选择系数计算方法,并分析了3种模型的计算值与试验值的误差。结果发现,Gapon模型计算误差较大,Kerr模型和Vanselow模型计算误差相当,由于Kerr模型更为简单,便于分析,建议采用Kerr模型描述液相铵根离子交换固相稀土离子的离子交换过程。     

离子型稀土矿开发技术研究进展及发展方向

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。     

固固转化法高效制备氯化稀土的工艺研究

采用固固转化法, 使用碳酸氢铵溶液对硫酸稀土焙烧矿进行直接转型, 得到氯化稀土。重点考察了碳酸氢铵用量、焙烧矿粒度、反应固液比、转化时间等因素对稀土收率的影响, 确定了最优工艺条件:硫酸稀土焙烧矿粒度为0.18 mm, 碳酸氢铵加入量为焙烧矿质量的60%, 固液比1∶6, 转化时间7 h, 酸溶时间1 h, 此条件下稀土收率可达到93%以上, 同时工艺用水量减少了50%, 生产效率更高, 为节能减排开辟了新途径。     

风化壳淋积型稀土矿除杂渣中分步回收稀土和铝的研究

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。     

离子型稀土矿山淋洗及尾水富集试验研究

对浸矿后离子型稀土原地浸矿场采用清水进行淋洗,在184天的清水淋洗过程中,尾水氨氮值从最开始的507mg/L,降低至140mg/L,淋洗尾水pH4.52~3.10。淋洗尾水采用两级反渗透膜分离,既回收有价资源稀土,又能使出水氨氮达标。结果表明,产水氨氮浓度稳定低于15mg/L,对稀土的截留率高于98.25%,浓水中稀土离子平均浓度313.4mg/L,可进一步回收稀土资源。     

精矿湿法提取磷和稀土的研究探讨

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。     

离子型稀土矿浸矿过程的线性可逆动态吸附模型

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。     

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。