含铷云母-长石精矿铷浸出试验研究

对Rb_2O品位为0.2725%的含铷云母—长石精矿进行多种铷浸出工艺探索对比试验,研究表明,精矿采用氯化钙焙烧-水浸工艺铷浸出效果最好。焙烧条件为精矿:氯化钙配比1:0.8,焙烧温度900℃,焙烧时间1.5h,水浸条件为温度20℃即室温,液固比2:1,浸出时间2 h,试验获得了Rb2O浸出率86.36%的技术指标。     

含铷云母精矿铷浸出试验研究

对含铷云母精矿进行多浸出方式探索对比试验研究,研究表明,精矿采用氯化钙为焙烧助剂,精矿:氯化钙配比1∶0.2,焙烧温度850℃焙烧时间30~40 min,焙砂磨细至-74μm≥95%,水浸条件以温度60℃、L/S=2.0~3.0、浸出30~40 min,采用二段焙烧-水浸,铷浸出率可达91.97%以上。浸渣中铷可降至600ppm以下。铷溶浸效果较为理想。     

锂云母复合盐焙烧-水浸提取锂铷铯

采用复合盐焙烧-水浸工艺从锂云母中提取锂、铷、铯,研究了焙烧工艺参数及浸出工艺参数对锂、铷、铯浸出率的影响。结果表明,锂云母精矿焙烧时,复合盐焙烧效果优于单一盐添加剂,CaCl₂+Na₂CO₃组合添加剂具有焙烧时氯气排放少、焙烧矿浸出效果好等优点。从锂云母中回收锂、铷、铯,较佳的焙烧-浸出工艺条件为: CaCl₂+Na₂CO₃组合为焙烧添加剂,锂云母精矿∶CaCl₂∶Na₂CO₃(质量比)=1∶0.5∶0.2,锂云母精矿焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h,对焙烧矿进行室温水浸,浸出时间1 h、液固比2∶1,此时锂、铷、铯浸出率分别为86.64%、92.58%、85.37%。含锂浸出液经2次调节pH值净化除钙,升温至95 ℃后加入饱和Na₂CO₃溶液,结晶得到碳酸锂,样品纯度为99.08％,产品纯度及杂质含量达到一级碳酸锂标准。沉锂母液采用溶剂萃取法分离铷、铯,铯萃取率达到99%以上,铷洗脱率达到96%左右。     

某含铷和锂的云母粗精矿焙烧和浸出试验研究

采用焙烧-水浸联合工艺从某含铷和锂的云母粗精矿中浸出铷和锂,主要考察了氯化物添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间等因素对铷和锂浸出效果的影响。确定的最佳工艺参数为:氯化物添加剂用量为原矿质量的90%、焙烧时间1.5 h、焙烧温度950℃、浸出温度30℃（室温）、浸出时间1.5 h,在最佳工艺参数条件下,铷浸出率大于95%,锂浸出率大于90%,浸出效果较好。      

废催化剂中钼、钒回收工艺的研究

比较了加碱焙烧浸出和焙烧碱浸方法。选择焙烧碱浸工艺进行试验,使用碳酸钠为浸出剂,考察了焙烧温度、焙烧时间及碳酸钠浓度等条件对钼、钒浸出率的影响。确定焙烧温度为650℃,焙烧3 h,碳酸钠加入量为50 g/L的一次逆流浸出工艺,在该工艺下钼的浸出率达91%,钒的浸出率达77.17%。考察沉降温度及氯化铵浓度对钒的沉降率的影响,确定温度在80～90℃,氯化铵浓度为90 g/L时,钒的沉降率达到97%。     

高碳镍钼矿的浸出试验研究

采用焙烧原矿-碳酸钠浸出焙砂-硝酸浸出碱浸渣工艺对某高碳镍钼矿进行了钼、镍浸出研究, 并确定了各阶段的主要工艺参数, 原矿在550 ℃下焙烧4 h后, 进行碱浸出, 碱性浸出剂Na₂CO₃用量为8%、液固比为3∶1、40 ℃下浸出2 h后, 再对碱浸渣进行酸浸, 酸性浸出剂HNO₃浓度为35%, 液固比为3∶1, 70 ℃下浸出2 h, Mo的总浸出率达到92.72%, Ni的浸出率达到97.18%。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。      

低品位含金硫酸渣氯化焙烧-浸出工艺研究

采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。     

提锂铷冶金尾渣制备硅肥试验研究

为提锂铷冶金尾渣制备硅肥试验研究表明:提锂铷尾渣采用配碱高温改性制备硅肥,有效硅活化效果良好。提锂铷尾渣制备硅肥优化的硅肥改性参数为:碱配比10%,焙烧温度850~950℃,焙烧时间60~90min,改性硅肥有效硅可达20%以上。合成浸渣硅肥满足国家标准硅肥(NY/T 797-2004)的各项指标要求。锂铷矿石资源有望实现全相回收。     

某包裹型铀钼矿氧化焙烧——酸浸工艺试验研究

研究采用氧化焙烧—酸浸工艺从某包裹型铀钼矿浸出铀、钼的工艺,考察了焙烧、浸出工艺条件对铀、钼浸出率的影响。试验结果表明,在矿石粒度-100目、焙烧温度550℃条件下焙烧时间5min,焙烧产物在浸出温度60℃、硫酸质量分数为8%、浸出液固体积质量比1∶1mL/g条件下浸出2h,铀和钼浸出率分别达到90.0%和86.6%。     

硅酸盐矿石资源中铷的提取工艺综述

近年来,随着新型能源等领域的需求,铷矿石的开发利用得到快速发展。铷矿石主要赋存于花岗伟晶岩、光卤石和钾盐矿床中,目前大部分铷从花岗伟晶岩中提取,其资源特点为规模大,品位低,载体矿物主要为锂云母、铁锂云母、铯榴石和钾长石。本文对硅酸盐矿石资源中铷的提取工艺进行了较为系统地归纳总结。铷矿石的提取工艺主要为酸法、碱法和盐焙烧水浸法。酸法提取效率高但浸出成分复杂,后续分离难度大;碱法工艺成熟,铷提取率高,但渣量大且成本高;盐焙烧水浸法回收效率高,渣量少,但产生有害气体污染环境,而且产生的气体易腐蚀设备。要解决铷矿石开发利用过程中资源利用率低、渣量大、环境污染重的现实,大宗组元铝、钾的协同提取及产品化是工艺开发中的重点发展方向。      

细菌氧化再生液逆流淋浸铀矿的实践

七五三铀矿属于高硅酸盐型原生矿，铀品位为０．３６％一０．４４２％，四价铀占８５％。为降低工程投资和操作费用，进行了４段逆流淋浸的扩大试验，平均淋浸５０ｄ，每吨矿用酸量为３８ｋｇ，浸出率大于９５％。采用逆流淋浸方式，控制菌浸液中有害物质的极限浓度，并用同步再生法能有效地氧化菌浸液。２５ｔ吨矿石的单堆淋浸对照试验，也获得浸出率大于９５％的结果，并可节省用酸量３０％，省去软锰矿（含ＭｎＯ２４０％）２．０％。采用该方法处理七五三铀矿，技术上可行，经济上合算，提供了一种淋浸铀矿的新方法。     

某难选铷矿石选矿预富集试验

我国西部某大型铷矿床资源储量约10万t,矿石中的铷呈分散状态赋存在钾长石及铁锂云母中,主要脉石矿物钠长石和石英不含铷。根据铁锂云母有弱磁性、钾长石的可浮性与石英相差较大的特点,以强磁选富集矿石中的含铷矿物铁锂云母、浮选富集矿石中的含铷矿物钾长石的磁浮联合流程进行了铷预富集试验。结果表明,Rb2O含量为0.13%的矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,以PL为石英等硅酸盐矿物的强抑制剂、EZ+十二胺为长石类矿物的捕收剂,经1次强磁选,1粗1扫2精、中矿合并再选的浮选流程处理,获得了Rb2O品位为0.39%、回收率为69.91%的铷精矿。     

溶剂萃取法从浸出液中分离铷铯试验研究

采用t-BAMBP+二甲苯体系对某铷铯浸出液进行了萃取分离铷铯试验研究。结果表明:在t-BAMBP浓度30%、料液碱度(OH^-)0.2 mol/L、萃取相比V_O/V_A=1、洗涤相比V_O'/V_A'=1、室温萃取时间3 min条件下,对浸出液进行6级分馏萃取(2级萃取、4级洗涤)连续试验,有机相中铯萃取率达96.82%,88.27%的铷留在水相中,铷铯得到了较好分离。     

国外某萤石矿尾矿中锂铷回收试验

国外某萤石尾矿中的Li₂O、Rb₂O含量分别为0.49%和0.37%,赋存在云母矿物中的锂、铷占总锂、铷的55.56%和56.14%,其余的锂、铷赋存在其他铝硅酸盐矿物中。云母矿物的粒度主要为0.01～0.15 mm,解离度高达87%,后续选别无需再磨矿。为确定锂铷回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样在矿浆pH=4.5的情况下,以十二胺（280 g/t）为捕收剂、十二烷基苯磺酸钠（60 g/t）为泡沫调整剂,采用1粗3精、中矿顺序返回流程处理,可获得Li2O、Rb2O品位分别为1.07%和0.79%,Li2O、Rb2O回收率分别为46.32%和45.29%的锂铷混合精矿,较好地实现了锂铷的综合回收。     

世界铷资源现状及我国铷开发利用建议

稀有金属资源在地壳中含量稀少,赋存状态极其复杂,难以利用提取和开发。铷金属是重要的稀有金属之一,除应用于军工部门和科学技术领域外,还应用于众多民用领域。目前,铷在光学技术、合成催化和特殊玻璃陶瓷中的应用已经成为新兴产业发展中导向性前沿领域。本文概要介绍了全球铷资源储量及开发利用情况,针对我国铷矿资源分布广、类型多、成矿时代集中、独立矿床少、开发利用难度大等特点,指出在勘查开发中应以寻找高品位云母型铷矿为勘查重点,注重从原有矿山尾矿中回收铷,并加强铷资源的选矿工艺和综合利用研究。     

t-BAMBP从萃铯余液中分离提取铷的工艺研究

采用t-BAMBP+二甲苯体系对萃铯余液进行萃取分离提铷试验研究,考察了料液碱度、萃取剂浓度、萃取相比、萃取时间等因素对萃取提铷效果的影响。结果表明:在料液碱度为0.4 mol/L,有机相中t-BAMBP体积分数为30%,萃取相比V_O/V_A=3 : 1,洗涤相比V_O'/V_A'=4 : 1,常温萃取3 min的条件下,对萃铯余液进行四级萃取四级洗涤萃取模拟试验,铷的萃取率达94.6%。采用多轮萃取可进一步提高反萃液中铷的纯度,为得到高纯度铷盐提供了技术依据。      

某难处理金矿石提金工艺试验研究

针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选...