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采用焙烧浸出-萃取沉淀法从白云鄂博稀土精矿中分离稀土和钍,得到最佳焙烧浸出条件为:矿酸比1∶1.5、焙烧时间1 h、焙烧温度200℃、水浸液固比8∶1、水浸时间4 h、水浸温度50℃,最佳条件下CeO2、La2O3、Nd2O3、Pr6O11、Sm2O3和ThO2浸出率分别为80.77%、69.24%、95.71%、76.82%、93.31%和98.13%。采用羧酸类萃取-沉淀剂从浸液中萃取分离稀土和钍,在萃取-沉淀剂皂化度70%、料液pH=3.1、萃取-沉淀剂和钍的摩尔比4∶1的最佳条件下,稀土和钍萃取-沉淀率分别为19%和90%,实现了稀土和钍的有效分离。 相似文献
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包头白云鄂博稀土矿既是世界上最大的稀土矿,也是矿物构成最复杂的稀土矿。稀土矿物不但与铁、铌、钍等多金属矿物复杂共生,自身也是由氟碳铈镧矿和独居石为主组成,生产上经选矿与铁矿等非稀土矿物分离,也只能获得混合型稀土矿。冶金处理这种稀土精矿比处理单一型的氟碳铈镧精矿都要难度大。 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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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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目前白云鄂博稀土元素的提取主要采用重污染和高能耗的高温浓硫酸焙烧法,“三废”问题至今没有得到合理的解决,且钍元素作为一种伴生组分难以得到再回收利用。本文采用自动矿物分析仪,X射线衍射分析,扫描电镜分析,配分分析,光学显微镜等分析方法对白云鄂博稀土混合精矿的化学成分,矿物组成,粒度及嵌布特征等进行了工艺矿物学研究,结果表明:该稀土混合精矿REO品位59.25%,主要稀土矿物由氟碳铈矿,独居石和氟碳钙铈矿组成,主要脉石矿物为磷灰石、萤石、黄铁矿和磁/赤铁矿。在矿物中主要分布的稀土元素为La、Ce、Pr、Nd、Sm、Gd。矿样中矿石-38 μm占95.92%,氟碳铈矿和独居石单体解离度均在55% 以上,矿石整体嵌布特征较为复杂,稀土矿物与萤石和磷灰石的连生关系最为密切。为简化冶金工艺,高效提取稀土元素,本文提出了采用矿相转化后“浮少抑多”的方法分离氟碳铈矿和独居石的展望,为白云鄂博稀土混合精矿的合理开发应用提供新思路。 相似文献
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针对国外某渣选硫化铜精矿,采用加温铁氧化酸浸工艺回收其中铜,考察了氧化剂用量、浸出温度、浸出时间、初始硫酸浓度、液固比等因素对渣选硫化铜精矿中Cu浸出率的影响。结果表明,适宜的浸出条件为:氧化剂赤铁矿用量0.2 g/g矿、浸出温度85℃、浸出时间6 h、液固比5∶1、初始硫酸浓度200 g/L,此时铜浸出率可达97.96%。不同类型氧化剂验证试验结果表明,赤铁矿和磁铁矿在酸浸体系中均有较好的氧化性,可实现渣选硫化铜精矿中铜在中温条件下浸出,且三价铁化合物纯度越高,铜氧化浸出效果越好。 相似文献
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攀枝花地区一半左右的钛以钒钛磁铁矿形式存在,在选矿时进入到铁精矿中,通过高炉炼铁成为电炉渣,其中的钛难以回收利用,造成了钛资源的浪费和环境污染。为提取电炉渣中的钛,基于响应曲面法系统研究了浸出温度、酸矿比、硫酸浓度3个工艺参数及其交互作用对电炉渣的钛浸出率的影响,并建立了钛浸出率与工艺参数间的数学模型。通过对模型的分析,各工艺参数对钛浸出率影响大小为:酸矿比(B)>温度(A)>硫酸浓度(C),在浸出温度为245.58℃,酸矿比为2.15,硫酸浓度为90.94%条件下,电炉渣中钛的浸出率为96.14%。 相似文献
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本文叙述了用加压酸浸法从含绿层硅铈钛矿矿石的磁选精矿中浸出铀、钍和稀土的小型和扩大试验结果。在最佳工艺条件下,铀、钍和稀土的浸出率分别为82.9%、86.0%和88.3%,硫酸耗量(按精矿计)降低到180kg/t。为处理这种特殊类型的矿石找到了一条有效的途径。 相似文献
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采用微波辅助加热, 研究了硫酸从废弃荧光粉中浸出稀土元素的工艺, 考察了硫酸浓度、液固比、浸出温度及浸出时间对浸出稀土的影响。实验结果表明;采用微波辅助硫酸浸出废荧光粉, 稀土元素的回收率分别为;Y2O3 90%~98%, Eu2O3 80%~90%, CeO2 26.16%, Tb4O7 22.5%。CeO2、Tb4O7、Al2O3和MgO浸出率较低, 变化规律一致。液固比和浸出时间对Y2O3和Eu2O3浸出率的影响较大, 硫酸浓度和浸出时间对CeO2和Tb4O7浸出率的影响较大, 浸出温度对各组分的浸出率影响不显著。 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
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采用硫酸体系对钛酸锂废料选择性提锂、浸出液除杂沉Li2CO3、浸出渣通过固相烧结法制备TiO2。研究了硫酸浓度、液固比、反应时间等对锂浸出率的影响,锂离子浓度、碳酸钠添加量、反应温度等对Li2CO3产品质量的影响。结果表明,最佳酸浸工艺为: 硫酸浓度1.5 mol/L、液固比3∶1、95 ℃下反应2 h,此时锂浸出率为96.80%; 最佳沉锂工艺为: 在净化液Li+浓度27 g/L、碳酸钠添加量为理论值的1.10倍、沉锂温度95 ℃、反应时间40 min,此条件下得到的碳酸锂产品主含量大于99.65%,达到行业电池级碳酸锂要求。本工艺锂浸出率高,无废液产生,工艺流程短,操作简单,成本较低,可为钛酸锂废料的综合回收提供借鉴。 相似文献
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通过分析高铟氧粉酸浸渣的成分和物相特征, 发现其主要物相为Cu2FeS2、ZnSO4、ZnS和PbSO4, 由于成分复杂, 单一方法无法有效回收铜、锌、铅, 因此设计了硫酸-氯盐二段浸出法, 分别提取酸浸渣中铜、锌和铅。一段浸出采用硫酸浸出, 在始酸浓度60 g/L, 液固比5∶1, 氧化剂高锰酸钾用量4%, 浸出温度60 ℃条件下, 浸出2 h, 铜和锌浸出率分别达到84.29%和92.02%; 二段浸出采用氯盐浸出, 在NaCl浓度300 g/L, 液固比10∶1, pH=1.5~2.0, 浸出温度90 ℃条件下, 浸出60 min, 铅浸出率达到91.14%。该法对铜、锌和铅都有很好的浸出效果。 相似文献
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为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。 相似文献