从包钢选矿厂尾矿中回收稀土的工艺研究

研究了包钢选矿厂尾矿经AlCl3或MgO脱氟后加碳氯化提取稀土的反应原理和工艺,考察了碳热氯化反应时间和脱氟剂对稀土提取率的影响。结果表明:700℃碳热氯化2h,在脱氟剂AlCl3存在下,稀土提取率可达77%;在脱氟剂MgO存在下,稀土提取率可达84%。     

包钢选矿厂磁铁矿尾矿选稀土的探讨

包钢选矿厂磁铁矿系列磁尾矿中稀土含量6.5%左右,改造前全部放尾。为了充分利用现有的原矿资源，拓宽生存空间，进行了在磁铁矿尾矿中选稀土的工业试验。结果表明，经一次粗选、二次精选选别，可获稀土精矿品位52％。建议增加精选次数，可生产稀土精矿品位60％。     

粉煤灰碳热氯化机制的界面反应

采用碳热氯化工艺从粉煤灰中提取铝、铁和硅并制备高值氯化产品,研究了氯化温度、氯化时间、炭种类、焦炭量、原料粒度的变化对粉煤灰碳热氯化过程的影响,分析了粉煤灰碳热氯化机制可能发生的四种界面反应情况。结果表明：氯化温度对粉煤灰氯化过程的影响较大,温度越高,粉煤灰中铝、铁和硅的氯化效果越好;粉煤灰中铝、铁和硅的氯化速度前期较快,30 min后氯化率增长缓慢;不同类型的炭对粉煤灰中铝、铁和硅的氯化率影响也较大,活性炭的氯化效果最好;随着焦炭量的增大,铝、铁和硅的氯化率逐渐提高,焦炭量增加至30%后,氯化率变化不大;粉煤灰和焦炭的粒度越细,粉煤灰的氯化效果越好;粉煤灰碳热氯化可能发生四种界面反应情况,第一种需要炭表面有足够的反应活性位点,同时炭活性位点距氧化物的间距要小于催化产生的活性氯原子消失殆尽的距离;第二种需要氧化物与炭接触,且炭表面没有可产生气态氯原子的活性位点;第三种需要炭上没有活性位点,且氧化物与炭的间距小于某极限距离;第四种需要Al₂O₃、Fe₂O₃或SiO₂颗粒与炭的距离...     

包钢选矿厂稀土浮选尾矿选矿综合回收铁的研究

通过多方案比较，认为对包钢选矿厂中贫氧化矿浮选稀土的尾矿采用反浮—正浮工艺流程技术经济指标先进，且较好地兼顾了铌的选矿回收；另外，强磁—反浮工艺流程简单易行，不失为一个值得考虑的方案     

碳热氯化法分解包头混合稀土精矿提取稀土

研究包头氟碳铈-独居石混合稀土精矿的碳热氯化反应,考察反应时间、反应温度和脱氟剂对稀土提取率的影响.结果表明,包头氟碳铈-独居石混合稀土精矿的碳热氯化反应的较佳工艺条件为反应温度800℃,反应时间2h.在脱氟剂AlCl3存在下,800℃时氯化反应2h,稀土提取率高达98%.X射线衍射结果表明,在脱氟反应过程中,AlCl3和矿物分解产生的REOF发生了脱氟反应,使氟碳铈矿中的氟被转化为难溶于水的AlF3而留在滤渣中,同时AlCl3促进了独居石的分解反应.     

包钢选矿厂浮选稀土尾矿中铁的赋存状态及其综合回收研究

采用多种手段研究了包钢选矿厂浮选稀士尾矿中铁的赋存状态，查明了铁矿物及含铁矿物的种类和数量，计算了铁在不同矿物中的分布，并测定了原料中铁矿物的解离度，为铁的综合回收提供了基础资料和理论依据。根据铁的赋存状态研究结果，证实了原料中铁的综合回收的必要性和可行性，并通过实验室选矿试验取得了满意的选铁指标。     

包钢稀土尾矿中稀土矿物的浮选再回收

包钢稀土尾矿中的稀土矿物有较高的再回收价值。对-74 μm粒级产率为77.73%、REO品位为5.97%、主要稀土矿物氟碳铈矿和独居石含量分别达4.10%和3.80%的包钢稀土尾矿试样进行了浮选再选试验。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%,粗选矿浆浓度为40%,矿浆温度为30 ℃,粗选NaOH用量为3 000 g/t,水玻璃用量为2 000 g/t,H205+LD用量为400+300 g/t情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理试样,获得了REO品位为45.08%、REO回收率为75.27%的稀土精矿。     

从包钢强磁尾矿中回收稀土和铌的研究

采用以浮选为主的联合流程,从强磁尾矿中综合回收稀土和铌是比较有效的工艺.先用浮选方法,以S     

碳热氯化过程中氯化剂在SiO2(101)面吸附反应模拟

粉煤灰中有价元素提取是实现粉煤灰高值化资源的有效途径。氯化法因处理速率快、产物分离操作简单、处理过程渣减量化程度大等优点而受到研究者重视,但粉煤灰中SiO2含量大,且氯化速度较其它氧化物小,影响到氯化法在粉煤灰处理中的应用。本研究采用基于第一性原理的从头计算方法,对Cl原子、Cl2和COCl化合物与C原子在β-SiO2（101）面的协同吸附行为进行了分析。分析结果表明,在无C原子存在下,Cl原子和COCl化合物可与β-SiO2（101）面发生化学吸附,而Cl2与β-SiO2（101）面的吸附键类型与其吸附方法有关。经过吸附能计算结果可知,该情况下氯化剂在β-SiO2（101）面的化学吸附趋势为Cl原子 > COCl化合物 > Cl2,Cl原子吸附于β-SiO2（101）面的吸附能为-4.80 eV。在C原子存在下,上述三种氯化剂在β-SiO2（101）面的吸附能不仅与氯化剂吸附方式有关,还与C原子出现位点有关。总体而言,该情况下氯化剂在β-SiO2（101）面的化学吸附趋势为Cl原子 > COCl化合物 > Cl2,当C原子出现在OA位置时,Cl原子在β-SiO2（101）面的吸附能最小,为-9.74 eV。其电子分布和态密度分析结果表明,C原子和Cl原子在β-SiO2（101）面的协同吸附作用,有利于电子向Cl原子转移,同时促使β-SiO2（101）面整体稳定性下降,有助于后续晶面吸附结构的解离或氯化剂的吸附。     

碳热还原法制备铁尾矿多孔陶瓷的结构与性能

以泥状细颗粒铁尾矿和石墨粉为原料,采用碳热还原法制备了铁尾矿多孔陶瓷,将尾矿中低热导率的氧化物和矿物相转变成高热导率的碳化物,克服高孔隙率多孔陶瓷热导率低的问题。采用控制变量法分析了铁尾矿多孔陶瓷的结构与性能及其影响因素。结果表明:铁尾矿多孔陶瓷的结构与性能受烧结温度和石墨含量影响较大,保温时间影响较小。通过改变试验条件,可以调控铁尾矿多孔陶瓷的性能指标,其显气孔率的变化范围是39.30%～82.30%,热导率变化范围是0.53～1.52 W/(m·K),抗压强度变化范围是0.78～15.02 MPa。热导率受孔隙率的影响远大于SiC生成量的影响,力学性能受孔隙率的影响较大。当石墨含量为25%、烧结温度为1 600℃、保温时间为2 h时,铁尾矿多孔陶瓷的综合性能最优,其显气孔率为81.07%,热导率为0.58 W/(m·K),与相同孔隙率的普通铁尾矿多孔陶瓷相比,热导率提高了6.6倍。本研究为铁尾矿的高效利用提供了一种新思路。     

盐酸浸出白云鄂博选铁尾矿中经钙化焙烧的稀土

白云鄂博选矿厂现弱磁选-强磁选-浮选工艺的弱磁选尾矿再经钙化焙烧-弱磁选选铁后的尾矿REO含量为12.27%,主要成分为稀土氧化物和萤石,氟磷灰石、石英等少量。对盐酸浸出其中稀土氧化物的工艺条件进行了研究。结果显示,在盐酸浓度为1.5 mol/L,浸出温度为 45 ℃,液固比为10∶1 mL/g,浸出时间为60 min,搅拌速度为300 r/min情况下,稀土浸出率可达93.15%,氟浸出率仅为0.23%,表明在控制氟浸出的前提下稀土得到了高效浸出。     

包钢尾矿库尾矿浮选回收稀土试验研究

包钢尾矿库中尾矿品位(REO)为7.13%,主要稀土矿物为氟碳铈矿和独居石。为开发利用该尾矿中的稀土资源,采用浮选工艺进行了稀土回收试验。结果表明,采用浮选工艺回收试样中的稀土矿物是可行的;在磨矿细度为-0.074mm占92%、矿浆pH=9条件下,以水玻璃为抑制剂、P8-0为捕收剂、2#油为起泡剂,采用一粗二精一扫、中矿逐级返回流程处理试样,可获得品位(REO)51.56%,回收率84.13%的稀土精矿,试验指标较好,可作为回收白云鄂博尾矿中稀土资源的依据。     

白云鄂博尾矿稀土的工艺矿物学研究

通过偏光显微镜,矿物自动定量分析系统(AMICS)、扫描电子显微镜,能谱分析仪结合化学分析等分析手段对白云鄂博尾矿的物质组成,稀土矿物嵌布特征、稀土元素赋存状态等进行研究。结果表明：尾矿中稀土的含量(REO)为6.42%,稀土矿物主要为氟碳铈矿和独居石,脉石矿物主要有白云石、方解石、石英、长石、闪石、辉石、云母、重晶石和磷灰石等;稀土矿物嵌布粒度细小,氟碳铈矿与独居石单体解离度分别为55.07%、50.47%,与脉石矿物嵌布关系极为复杂。约95%的稀土元素赋存于稀土独立矿物中,约百分之五的稀土以类质同象或细小包裹体分散在其它矿物中。基于上述稀土矿物的嵌布特征及稀土元素的赋存特点,推荐采用分级一磨矿一浮选流程进行试验,以实现稀土矿物的有效回收。     

白云鄂博选铁尾矿优先浮选稀土试验研究

以白云鄂博选铁尾矿为研究对象,进行了优先浮选回收稀土的工艺研究,根据试样的矿物学性质,采用羟肟酸类捕收剂LF-P8,水玻璃为抑制剂,松醇油为起泡剂,在矿浆pH值9.0、温度60℃下,经过"一粗三精,中矿集中返回"的浮选闭路工艺可以得到品位(REO)50.52%、回收率(REO)81.30%的稀土精矿,成功实现选铁尾矿中稀土资源的高效回收利用。     

南芬选矿厂尾矿再选实践

南芬选矿厂尾矿再选厂采用ＨＳ回收磁选机和再磨再选加细筛自循环弱磁选流程，和年来生产实践表明，可获得低磷，低硫，铁精矿品位６４．５３％，回收率为７．５６％的铁精矿，从而获得了显著的经济效益和社会效益。     

调军台选矿厂尾矿再选试验研究

介绍了凋军台选矿厂尾矿进行再选的试验方案及回收矿再选工艺流程的试验结果。试验研究表明,第一步采用重选-弱磁选工艺流程先可获得含铁品位30．00％左右的回收矿;第二步回收矿再经磨矿、弱磁选-强磁选-阴离子反浮选工艺流程,在回收矿物料磨矿细度-200目占93．00％、品位32．17％时,可获得品位达65．58％的铁精矿。若拟建尾矿再选厂,可获得可观的经济效益和社会效益。     

调军台选矿厂浮选尾矿再选试验研究

由于现阶段国内、外铁矿资源紧张,本着资源充分开发利用的原则,针对调军台选厂浮选尾矿的性质,在实验室进行了强磁抛尾,强磁精再磨,弱磁反浮选试验,取得入选尾矿品位15．15％,终精品位66．70％,产率4．47％,回收率19．68％的指标。     

含稀土高炉渣的矿物组成及钍的赋存状态研究

通过偏光显微镜、扫描电镜，对含稀土高炉渣的矿物组成和钍的赋存状态进行了分析研究。结果表明：黄长石、枪晶石、二价金属硫化物、铈钙硅石是构成高炉渣的主要矿物。元素钍存在于稀土矿物中，其自身不能形成独立矿物，而是以类质同像混入物的状态分散于铈钙硅石矿物中。