Ca(OH)_2-NaOH分解混合稀土精矿的研究

采用TG-DTA热分析技术研究Ca(OH)2-NaOH体系分解混合稀土精矿的过程。并选择了焙烧温度、Ca(OH)2加入量、NaOH加入量、焙烧时间为影响因素,用二次正交回归实验设计方法研究并获得了矿物分解率受各因素影响的回归方程,实验表明,焙烧温度630℃;Ca(OH)2加入量23%(质量分数);NaOH加入量15%(质量分数);焙烧时间30 min,分解率为98.1%。     

烧结—酸溶法从粉煤灰中溶出铝试验研究

研究了粉煤灰添加适量助熔剂NaOH进行焙烧,再用浓盐酸浸出铝,考察了NaOH加入量、焙烧温度、焙烧时间及盐酸用量对铝溶出率的影响。结果表明:针对0.5g粉煤灰,在NaOH加入量5g、270℃条件下焙烧30min,之后用25mL浓盐酸浸出,铝溶出率达97%,溶出效果较好。     

赤泥磷酸浸出选择性脱硅

赤泥是铝土矿生产氧化铝过程中产生的固体残渣，也是一种低品位含铝资源，但因其SiO2含量高、铝硅比低，难以直接通过碱浸回收Al2O3。以赤泥钠化还原焙烧—磁选后所得非磁性物为原料，磷酸为浸出剂，实现了硅的选择性浸出及铝、硅之间的有效分离，为后续氧化铝的提取创造了有利条件。在磷酸浓度1 mol/L、液固比15 mL/g、浸出温度50 ℃、浸出时间60 min的条件下，SiO2的浸出率达82%，浸出渣铝硅比为4.4，较非磁性物提高了2倍左右，实现了铝、硅之间的较好分离。磷酸浸出渣再碱浸，采取35% NaOH溶液，浸出温度260 ℃，Al2O3的浸出率从未脱硅前的69%增大至93%。磷酸选择性浸出非磁性物中硅的原因是铝硅酸盐矿物中含硅组分溶解在酸溶液中，而含铝组分与磷酸反应转变成了"AlPO4 " 不溶性沉淀。     

微波氯化焙烧对低品位铀矿浸出的影响

针对低品位铀矿采用传统酸浸工艺浸出率低的问题,开展了微波氯化焙烧浸出研究,考察了氯化剂种类与添加量、微波焙烧温度、微波焙烧时间等对铀浸出率的影响。结果表明,矿石铀含量为0.0842%,在氯化铁添加量25%、焙烧温度310℃、焙烧时间60 min优化条件下,铀浸出率达到85.15%,与酸浸工艺相比,铀浸出率提高了17.64个百分点。微波氯化焙烧破坏了矿石结构,产生了微裂纹和孔隙,有利于溶浸剂与铀矿物接触反应,从而提高了铀浸出率。     

氢氧化钠焙烧法提取稀土电解渣中稀土的工艺研究

针对目前从氟盐体系稀土熔盐电解渣中回收稀土效率低的问题,提出了一种NaOH焙烧-盐酸优溶浸出法。系统考察了焙烧温度、焙烧时间、NaOH添加量,以及盐酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间对渣中稀土提取效果的影响。结果表明:在焙烧温度600℃、焙烧时间1.5h、NaOH与稀土熔盐电解渣质量比0.8∶1、盐酸浓度2mol/L、液固比8∶1、浸出温度40℃、浸出时间15min的工艺条件下,稀土浸出率为99.22%。     

钙化焙烧粘土钒矿提钒过程的研究Ⅰ焙烧工艺的研究

采用钙化焙烧法对河南淅川粘土钒矿的焙烧工艺进行研究。通过对添加剂及添加量、焙烧温度和焙烧时间的研究,确定了最佳焙烧条件。结果表明,以Ca（OH）2为添加剂,其钙元素的添加量为钒矿的5%,900℃焙烧3 h的效果最佳。采用XRD和SEM等主要测试手段对钒矿和焙烧产物的晶相结构和显微结构进行表征,结果显示,钒矿中钒化合物为KAlV2Si3O10（OH）2,当分别采用CaO,CaCO3和Ca（OH）2作为添加剂时,其钒化合物分别转化为Ca2NaLiCrV3O12,Ca3LiMgV3O12和Ca2KMg2V3O12。由晶体数据和浸出实验可知,当钒的晶体结构由单斜晶系转化为立方晶系,且转化后晶体的晶胞参数越大时,钒的浸出率就越高。     

高铁铝土矿焙烧/高压碱浸提取镓的研究

采用钠化焙烧—高压碱浸的方法对高铁三水铝石型铝土矿中的镓进行浸出研究,探讨了焙烧过程中的碳酸钠加入量、焙烧时间、焙烧温度,以及高压碱浸过程中温度、NaOH浓度、液固比、时间等对镓浸出率的影响。在下述最优条件下,镓浸出率达到91.25%:焙烧温度1 000℃、焙烧时间60min、碳酸钠配比100%、浸出温度160℃、浸出时间120min、NaOH浓度15%、液固比15。     

石煤硫酸化微波焙烧提取五氧化二钒新工艺

采用硫酸化微波焙烧—水浸工艺从石煤中提取五氧化二钒,考察了硫酸用量、微波功率、粒径、微波焙烧温度和时间、添加剂NaF加入量、水浸液固比、水浸温度和时间对钒、铁、铝浸出的影响。结果表明,在下述最佳工艺条件下,五氧化二钒的浸出率达90%以上:硫酸用量30%、微波功率700 W、粒径0.08mm、200℃微波焙烧1h、NaF加入量3%、水浸时间1h、水浸液固比3∶1、水浸温度90℃。     

含钒石煤微波焙烧提钒试验研究

以某含钒石煤为原料进行微波焙烧提钒研究,并与常规焙烧提钒进行对比,主要考察微波焙烧温度、微波焙烧时间、硫酸体积浓度、浸出时间、液固比、浸出温度对钒浸出率的影响。结果表明,在微波焙烧温度550℃、焙烧时间20min、硫酸体积浓度15%、浸出时间6h、液固比1.5∶1(mL/g)、浸出温度95℃的条件下,钒浸出率为86.64%,在相同浸出条件下,常规马弗炉700℃焙烧1h钒的浸出率为84.22%。微波焙烧相对常规焙烧能在更低温度、更短时间内达到相同的提钒效果。     

钒渣钙化熟料硫酸浸出试验研究

针对钒渣钙化焙烧熟料硫酸浸出生产过程中,存在的钒浸出率不稳定,浸出液杂质含量高、颜色发黑等问题,开展了浸出方式、p H值、温度、时间、粒度、磁性物对钙化熟料浸出效果的试验研究,结果表明,钒渣钙化焙烧熟料硫酸浸出,需要综合考虑钒、磷、锰的溶解正反应与沉淀副反应,其中恒p H值浸出是关键控制手段,最佳范围为2.7~3.0;钒在酸性溶液中存在多重价态、多重聚集形态,应严格控制浸出温度为50~60℃、溶液p H为2.5~4.0、熟料中金属铁2%等反应条件;同时结合生产实际,应控制钙化焙烧熟料浸出时间60~100 min,熟料粒度0.105 mm,使钒的浸出率88%。     

铝电解质钙化焙烧多元素回收利用研究

针对我国铝电解工业每年约产生60万t过剩铝电解质的全元素资源化利用进行了研究。在分析铝电解质化学成分和物相组成的基础上,研究了有效氧化钙添加量对铝电解质钙化焙烧反应的影响,揭示了铝电解质钙化焙烧产物在碱性溶液中的浸出及反应产物。试验结果表明,有效氧化钙添加量为40%~50%的条件下进行钙化焙烧反应并在碱液中浸出,铝电解质中的铝、钠、氟元素回收率分别为93.35%、90.21%、90.53%,实现铝电解质中的氟、钠、铝、钙等多组分有价元素的资源化利用。     

高硫铝土矿微波焙烧脱硫预处理及焙烧矿高压溶出性能

采用微波焙烧方式研究高硫铝土矿的脱硫效果,并对焙烧脱硫后的焙烧矿进行拜耳法溶出,研究了微波焙烧条件对氧化铝溶出率的影响。结果表明,高硫铝土矿微波焙烧脱硫,焙烧温度相较于焙烧时间对脱硫率的影响更为显著,焙烧温度由100 ℃升高到600 ℃,脱硫率可平均提高约30%,而焙烧时间由2 min延长至20 min,脱硫率仅平均提高12%。在600 ℃焙烧20 min,可将铝土矿全硫含量由3.875%脱除至0.223 5%,脱硫率达到95.11%。同时,微波焙烧温度对氧化铝的溶出率影响也较显著,随着微波焙烧温度升高,氧化铝的相对溶出率有先提高后下降的趋势,微波焙烧温度为400 ℃时,焙烧矿的氧化铝相对溶出率达到最大,为94.77%;当焙烧温度高于400 ℃时,焙烧矿会出现大量刚玉（Al₂O₃）相,是导致氧化铝相对溶出率下降的主要因素。      

一水硬铝石矿-氢氧化钠体系微波焙烧相变规律

以饱和氢氧化钠溶液为添加剂,利用微波加热对一水硬铝石矿进行焙烧处理.考察微波焙烧温度和氢氧化钠添加量对一水硬铝石矿-氢氧化钠体系相变规律的影响,并对微波加热和常规加热得出的焙烧产物做物相结构的比较.利用X射线衍射分析和扫描电子显微镜技术对熟料的物相结构和微观形貌进行分析.结果表明微波加热促进氢氧化钠快速并充分的与一水硬铝石矿反应.与常规加热相比,微波加热在更低的温度下能生成更多铝酸钠物相.微波加热后的熟料疏松多孔,有利于后续溶出处理.      

Iron recovery and rare earths enrichment from Bayan Obo tailings using Coal-Ca(O H)2-NaO H roasting followed by magnetic separation

The recovery of iron and enrichment of rare earths from Bayan Obo tailings were investigated using CoalCa(OH)_2-NaOH roasting followed by magnetic separation.The influences of roasting temperature,roasting time,coal content,milling time,Ca(OH)_2 dosage and NaOH dosage on the iron and rare earths recovery were explored.The results showed that the magnetic concentrate containing 70.01 wt.% Fe with the iron recovery of 94.34% and the tailings of magnetic separation containing 11.46 wt.%rare earth oxides(REO)with the REO recovery of 98.19% were obtained under the optimum conditions(i.e.,roasting temperature of 650°C,roasting time of 60 min,coal content of 2.0%,milling time of 5 min,and NaOH dosage of 2.0%).The Ca(OH)_2 dosage had no effect on the separation of iron and rare earths.According to the mineralogical and morphologic analysis,the iron and rare earths of Bayan Obo tailings could be utilized in subsequent ironmaking process and hydrometallurgy process.     

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.     

低品位红土镍矿焙烧-碱浸过程中硅的转化

针对目前红土镍矿碱法处理过程中存在的问题提出工艺改进,研究低品位红土镍矿焙烧活化-碱浸过程中含硅矿物的转化。考察了焙烧温度对红土镍矿活性的影响,探索了红土镍矿经焙烧后碱浸过程中温度、时间、搅拌强度、液固比以及碱初始质量浓度对硅转化的影响。结果表明,红土镍矿经650 °C焙烧2 h后,活性得到明显提高,红土镍矿经焙烧后采用初始质量浓度为60 g/L的碱溶液,在搅拌速度为400 r/min、浸出温度为140 °C、液固比为5∶1的条件下浸出120 min,硅的转化率可达89.42%。     

含钒浸出液离子交换余液循环试验

以湖北某地区的石煤钙化焙烧熟料为原料,进行了焙烧熟料酸浸一浸出液净化除杂一净化液离子交换一交换余液补充硫酸酸浸一浸出液净化除杂的循环试验.考察了浸出液中SiO2、P、Cl-、SO2-4、Na+浓度和钒浸出率随余液循环次数增加的变化情况.研究结果表明,余液的循环使用对钒浸出率不产生明显影响;浸出液中的SiO2没有富集;P、SO2-4和Na+有一定的富集,其中P、SO2-4可以通过石灰中和的方式沉淀除去;Na+富集到一定程度后,在溶液中达到动态平衡,不影响溶液的循环.     

微波焙烧对石煤钒矿浸出的影响

研究了微波焙烧预处理石煤钒矿,考察了微波功率、微波焙烧时间等因素对钒浸出率的影响。结果表明,微波焙烧预处理钒矿石12min,然后在搅拌条件下用硫酸浸出2h,钒浸出率达69.04%,与相同浸出时间内未焙烧矿样相比,提高了近20%。微波焙烧预处理后浸出效率明显提高,浸出时间缩短50%以上,而且能耗和污染也大幅度降低。     

焙烧制度对稀土精矿中铁、铝等杂质浸出行为的影响

以来自赣南某稀土冶炼企业的离子型稀土精矿为原料,应用电感耦合等离子体发射光谱仪、X射线衍射分析技术等手段,考察了焙烧温度、焙烧气氛对稀土精矿中铁、铝等杂质元素浸出的影响规律,并揭示了其作用机制。结果表明:氧化焙烧能降低铁、铝等杂质元素的浸出,特别是当焙烧温度超过1 300 ℃后,铁、铝浸出率不足5%,而还原焙烧不利于铁、铝等杂质固化,这是由于在氧化焙烧条件下,稀土精矿中铁、铝、硅等元素由易溶解的非晶物相转化为难溶的结晶物相,使得铁、铝等杂质多以含铝多元硅酸盐的形式被固化,从而抑制了铁、铝的浸出。无论是氧化焙烧,还是还原焙烧,在实验所考察范围内,焙烧温度对稀土浸出率影响不大。      

两段硫酸化焙烧-水浸从红土镍矿中回收镍钴

以澳大利亚某红土镍矿为原料,采用两段硫酸化焙烧—水浸工艺回收镍钴。重点探讨酸料比、低温焙烧段温度及时间、高温焙烧段温度及时间对镍钴浸出率的影响。结果表明,在酸料比为0.6,一段低温焙烧温度250℃,焙烧时间60min,二段高温焙烧温度650℃,焙烧时间3h的条件下进行硫酸化焙烧,焙烧产物经过水浸,Ni和Co浸出率分别达到93.38%和91.95%。