包头稀土精矿中钍的赋存状态研究

采用电子探针背散射电子图像、波谱和能谱分析技术,对包头稀土精矿中钍的赋存状态进行了研究。结果发现稀土精矿中没有独立的钍矿石[方钍石(ThO2)、铁钍石(Th,Fe,Ca,Ce)(Si,P)(O,OH).nH2O、钍石(ThSiO4)],而主要以类质同象形式存在于稀土矿物(氟碳酸盐矿物和磷酸盐矿物)。在浮选过程中,钍的独立矿物与含铁的矿物一起浮选出去。氟碳酸盐矿物主要有氟碳铈矿和氟碳钙铈矿,其ThO2含量可高达1.68%;磷酸盐矿物主要是独居石,其ThO2含量可高达1.67%。虽然稀土精矿中没有高含量的独立钍矿物,钍的含量依然高于文献报道中稀土精矿钍的平均含量(约0.2%)。     

独居石优溶渣浸出过程研究

独居石是典型伴生铀、钍的稀土矿资源,通过现有的碱溶转化、优溶等步骤提取稀土后,所得优溶渣是富含铀、钍、稀土的重要二次资源。为与稀土提取保持一致的盐酸体系,研究优溶渣的盐酸浸出过程对整体回收工艺十分关键。采取单因素试验考察浸出过程条件对铀、钍、稀土浸出率的影响。结果表明,使用下述优化参数：盐酸浓度6 mol/L、浸出时间1.5～2 h、浸出温度60℃、液固体积质量比3 mL/g时,优溶渣中铀、钍、稀土的浸出率分别可达90%～95%、92%～93%、>60%,实现了较高的资源回收率。浸出渣的工艺矿物学分析表明,其主要由锆石、钍化合物和石英等脉石矿物组成。剩余的稀土组分则主要集中在未分解的独居石中,其余为少量磷钇矿和褐钇铌矿。试验结果可为独居石优溶渣的综合回收技术提供基础数据和支撑。     

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。     

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。     

低浓度硫酸铵对离子吸附型稀土的浸取动力学研究

采用低浓度硫酸铵溶液以柱上淋洗方式在更宽的时间范围内研究了离子吸附型稀土的浸取动力学。以1-2/3η-(1-η)~(2/3)对时间t作图所得的浸取动力学曲线由两段直线组成,证明稀土的浸出过程可以用两个阶段的内扩散控制动力学模型来描述。随着硫酸铵浓度的提高,第一阶段的浸出速率常数急剧上升,而第二阶段的浸出速率常数则先增大而后降低,但两阶段浸出所对应的速率常数差别增大。结合不同粒径颗粒样品和再吸附稀土样品浸出动力学的实验结果认为,两阶段浸出的稀土分别对应于黏土矿物表面与内层的稀土离子,其比例随矿样粒度、形成历史和硫酸铵浓度而变化。     

非离子型表面活性剂对风化壳淋积型稀土矿浸出过程的影响

为了缓解风化壳淋积型稀土矿浸取过程存在的浸取周期长、浸出剂用量大和稀土拖尾等问题,以非离子型表面活性剂为助浸剂,氯化镁为浸出剂,对稀土浸出过程进行研究,研究复配浸出剂溶液性质,分析浸矿前后矿物粒径分布,探讨表面活性剂的促渗机理。研究结果显示,加入表面活性剂后,稀土浸出率提高,渗透速度加快,溶液的表面张力和接触角均减小,黏度增大,矿物颗粒的中值粒径明显减小,矿物表面Zeta电位增大,其中加入吐温40后稀土浸出率提高至86.38%,表面张力减小19.00%,接触角减小53.19%,溶液黏度减小4.29%,溶液性质变化最大。加入表面活性剂后可使溶液更容易润湿矿物,进入孔隙的阻力变小,扩散层厚度减小,黏土矿物的膨胀受到抑制,使得溶液浸出稀土的效果更好,其中吐温40对溶液浸出稀土的渗流效果影响最大,助渗效果最好。     

745矿生物浸矿过程中铀矿物的变化

采用电子探针分析了浸出前后745铀矿物赋存形式及其变化情况。结果表明,该矿床矿石中铀矿物种类比较单一,主要以沥青铀矿为主,其次为铀石、铀钍石和钛铀矿;铀矿物主要以不规则树枝状或细脉状、颗粒状、星点状产出于矿物裂隙中,少部分被其它矿物包裹;粒度多在10μm以上、大者可达100μm以上。生物浸矿后,尾渣中剩余的铀矿物明显减少,残存的铀矿物种类仍然是沥青铀矿、铀石和钛铀矿,但粒度多在1~2μm以内,主要存在于石英颗粒内。说明裂隙中的沥青铀矿与铀钍石容易被浸出,被石英包裹的铀则难以被浸出。     

从某钾长石尾矿中提取稀土和铌工艺研究

某钾长石选矿尾矿中稀土矿物主要由独居石、氟碳钙铈矿、褐帘石和氟碳铈矿等组成,铌矿物主要由铌铁矿和铌铁金红石组成,稀土和铌矿物矿物粒度细,且多与其他矿物紧密共生,REO含量0.52%,Nb2O5含量0.19%。采用硫酸焙烧—水浸工艺提取选矿尾矿中稀土和铌,研究了酸用量、焙烧时间和温度、浸出温度和时间等对稀土和铌浸出率的影响。结果表明,最佳工艺参数为:硫酸与尾矿质量比2∶1、300℃焙烧2h、浸出液固比L/S=3、80℃水浸出2h,稀土和铌浸出率分别达到83.3%和75.9%。     

矿石浸出回收稀土

环球联合石油公司从氟碳铈矿型精矿中回收稀土金属和钍的方法包括:(1)将精矿焙烧后接着用酸浸出;(2)将富含稀土元素的粉矿与≥10%的 SiO_2和H_2SO_4混合;(3)加热混合物(最好在150℃以上加热3h)以除去 SiF_4 型的易挥发物;(4)用水浸出残料以分离回收残渣中的稀土和钍。例如,氟碳铈矿型(含 Ce68.2%、ThO_20.165%、F9.6%)的富铈稀土精矿50磅同65磅 H_2SO_4和12.5     

离子间的相互作用对离子吸附型稀土浸出行为的影响

为深化离子吸附型稀土矿浸取机制,从溶液化学的角度对稀土的浸出行为进行了研究。实验中采用不同浓度氯盐及硫酸盐(阳离子为:Na~+,NH_4~+,Mg~(2+))作为浸取剂对高钇重稀土矿进行了静态浸取,并利用离子相互作用理论对浸出结果进行了分析。结果表明:低浓度时,浸取剂对稀土的浸出能力与其阳离子的吸附能力一致,SO_4~(2-)较Cl~-对稀土表现出更强的配位助浸作用。反之,提升浸取剂浓度时,离子间逐渐增强的静电作用会抑制稀土的浸出,尤其对于高价态阳离子;此时SO2-4对浸取阳离子的络合作用明显,生成的络合离子会对稀土的浸出造成屏蔽。因此,对稀土浸出行为特性的研究中有必要考虑到浸取剂本身的阴、阳离子特性。     

织金风化磷块岩中离子吸附型稀土的淋滤浸出试验

为证实贵州织金磷矿床中存在类似中国南方花岗岩风化壳离子吸附型存在形式的稀土,首先分析和确定了风化磷矿石的矿物组成主要为胶磷矿和白云石,以及含不足5%的黏土矿物和其它次要矿物,稀土总量介于1200×10~(-6)~1700×10~(-6)之间,Y、La、Nd和Ce四元素占稀土总量的82%以上的稀土配分特征,然后利用硫酸铵溶液对采自矿区地表的风化磷矿进行浸泡后过滤,再利用ICP-MS法对过滤液进行了稀土全分析。结果滤液中各稀土组分都显示一定的含量,稀土总量平均值为3.313μg/m L,其中浸出的稀土以Tm、Eu、Er、Ho和Dy为主,占90%以上,可见浸出的稀土与原矿中稀土组分的含量高低无关,表明织金磷矿床中存在以中、重稀土为主的离子吸附型稀土,但所占比例小,远低于类质同象存在形式的稀土。离子吸附型稀土的成因与漫长时限的风化作用导致稀土从矿物晶格中解离出来以及黏土矿物等所起的吸附载体作用密切相关。     

白云鄂博矿床钍的赋存状态及其对周边矿物的影响

白云鄂博矿床不同类型的铌、稀土铁矿石中均不同程度含有钍、铀,钍元素除形成独立矿物方钍石、钍石外,多以类质同象的形式赋存于稀土矿物及稀土铌矿物中,这是因为钍的离子半径和负电荷与铈族稀土近似.钍的放射性使与其紧密接触的萤石矿物有放射性晕圈,萤石颜色呈深紫色-紫黑色,钪含量增高,部分萤石发生异常干涉色,呈现非均性.     

稀土高温酸法工艺放射性废渣资源性研究

对白云鄂博混合稀土精矿(REO~50%)浓硫酸高温分解工艺放射性废渣的产生过程、组成形貌、粒径分布和资源特性等进行了系统研究和鉴定分类,并对废渣蕴含的资源量及资源化开发进行了初步研究。通过研究得出,废渣富含稀土、钍、铌、磷、铁等多种有价元素,且所含的稀土较少,部分是以矿物形式存在,大部分是以包裹夹带形式存在,其中镨、钕、钆含量偏高,因此该废渣的资源储量和经济价值巨大。按照相关国家标准,废渣中α、β总比放为7.11×10~4Bq/kg左右,属于第Ⅰ级(低放废物);浸出毒性和腐蚀性符合国标要求,属于第Ⅰ类一般工业废物。在热的酸溶液中,可将废渣中各有价元素提取,为综合利用提供条件。     

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。     

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。     

包头稀土精矿浓硫酸低温焙烧工艺技术研究

采用浓硫酸低温动态焙烧方式分解包头稀土精矿,考察了焙烧温度、矿酸比、回转窑倾角、转速等因素对稀土精矿中稀土和钍分解率的影响。结果表明,包头稀土精矿浓硫酸低温焙烧工艺可行,稀土和钍的浸出率均大于95%,水浸渣的放射性总比放达到国家非放射性渣排放标准。具有推广应用前景。     

离子型稀土矿浸出前后工艺矿物学研究

为了研究离子型稀土矿浸出前后的工艺矿物学,以柱浸实验为基础,通过X射线衍射仪(XRD),矿物解离分析仪(MLA),傅利叶交换-红外分析仪(FT-IR), X射线荧光分析仪(XPS),扫描电镜(SEM)等多种测量手段对稀土原矿与浸出尾矿的表面组成和结构进行对比分析。研究结果表明:离子型稀土矿主要由高岭石、钾长石、石英、金云母、褐铁矿等矿物组成,稀土含量仅含0.12%左右;浸出过后Al, RE, Fe, O元素相对含量下降, K, Si元素含量相对上升; Al减少的主要原因是高岭石、褐铁矿、金云母等矿物与浸出剂发生溶解反应造成的,浸出后矿体结构遭到破坏; Fe减少的主要原因是部分氧化铁胶体被溶解以及浸出过后离子型稀土矿中的水合铁离子进入到了溶液中。钾长石、石英等矿物在浸出过程中基本不参与反应;元素N在稀土原矿中主要以有机物的形式存在,浸出后稀土矿中发生了离子交换反应,大量N元素以-NH_2键存在于尾矿中,有机态N大量减少,有机态N的减少会破坏矿体的胶结体结构,使矿体中团聚体的稳定性降低,进而使矿体的整体稳定性下降。Al, Fe等元素随着矿体的部分溶解而进入到溶液中,使浸出液含有杂质。本实验进一步完善了稀土浸出理论,并为稀土浸出以及矿山防护提供了理论依据。     

某铀矿石细菌堆浸过程中的工艺矿物学研究

研究了某铀矿石细菌堆浸过程中原矿、浸出中间渣和浸出尾渣的矿物学特征及化学组成。结果表明:矿石中的铀矿物以沥青铀矿为主,含铀矿物有钍铀矿、铀钍石、方解石、绿泥石、磷灰石;铀与磷灰石关系密切;铀以铀矿物、类质同象和吸附形式存在;耗酸矿物主要为方解石、绿泥石、磷灰石;从矿石→浸出中间渣→浸出尾渣,铀矿物和铀的质量分数依次降低;细粒级矿石比粗粒级矿石的铀浸出率高。     

草酸沉淀—等离子体发射光谱法测定稀土精矿中的REO、ThO2和ReO

研究了用草酸沉淀—等离子体发射光谱法测定稀土精矿中的稀土氧化物总量、氧化钍量和稀土氧化物分量。稀土精矿经碱熔融、酸溶除杂后灼烧成氧化物，以重量法测定灼烧产物中稀土氧化物与氧化钍的合量；之后以盐酸溶解灼烧产物，用等离子体发射光谱法测定溶解液中氧化钍量和稀土氧化物分量，稀土氧化物与氧化钍合量减去氧化钍量即为稀土氧化物总量。结果表明：以等离子体发射光谱法测定的稀土氧化物分量之和与重量法测定的稀土氧化物总量吻合；稀土氧化物总量为39.84%,相对标准偏差为2.59%;本法对于2种标准物质稀土精矿REO-30(GSB04-3309—2016)和REO-50(GSB04-3311—2016)的测定值与标准值吻合，表明方法可靠稳定。本法适用于稀土氧化物总量≥20%的稀土精矿中稀土氧化物总量、氧化钍量和稀土氧化物分量的连续测定。     

四川稀土矿湿法分解工艺的固体废物分类管理探讨

介绍了四川稀土矿湿法分解工艺过程中产生铈富集物、铁钍渣、铅渣中的钍含量,研究了铈富集物、铁钍渣、铅渣的浸出毒性,提出稀土工业固体废物的分类管理应坚持废物最小化、资源化的原则,钍可作为资源利用.建议将稀土工业固体废物分为三类：即第Ⅰ类一般工业固体废物或第Ⅱ类一般工业固体废物、危险废物和放射性固体废物.