弱渗透性离子型稀土矿浸矿试验研究

针对弱渗透性离子型稀土矿采用原地浸矿法浸矿效率不高及对环境产生的危害等问题,采用柱浸试验模拟堆浸采矿法对弱渗透性离子型稀土矿进行浸矿试验,研究浸矿剂种类、浓度、使用剂量、流速和装矿高度等与稀土浸出率、浓度之间的相互关系。结果表明,当浸矿剂硫酸铵溶液的浓度为30g/L、液固比为1∶1、流速为2.8mL/min时,稀土的浸出效果最佳,浸出率约为70%,比原地浸矿采矿法的浸出率高出10%左右。     

弱渗透性离子型稀土矿堆浸工艺优化试验研究

针对堆浸浸取弱渗透性离子型稀土矿过程中稀土矿物浸出率偏低和资源浪费的情况,通过模拟堆浸浸矿法,对弱渗透性离子型稀土矿进行了浸矿试验,分别从矿堆堆筑、矿堆内部增渗以及布液方法等方面对堆浸浸矿工艺进行了优化研究。试验表明:当矿堆底垫倾角为5°,圆柱体矿堆中增加的渗透器的截面积占矿堆截面积的2%时,浸出效果显著,其浸出率为79.24%,稀土离子平均浸出浓度为2.03g/L。与传统堆浸方法相比,浸出率提高了10.04%。     

重庆地区煤系高硫稀有金属复合矿稀土的铵盐浸出试验研究

重庆地区煤系高硫稀有金属复合矿含有稀土、铌等稀有金属元素,矿样中部分稀土呈离子吸附形态存在,为一种新类型的高硫稀有金属复合矿资源。试验采用铵盐为浸出剂,考察了铵盐种类、浸出方式及浸出条件对稀土浸出情况的影响。试验结果表明,分别以硫酸铵、氯化铵、硝酸铵、乙酸铵、柠檬酸铵为浸出剂浸出矿样,稀土浸出率为31.96%~34.60%。以氯化铵为浸出剂浸出复合矿,稀土浸出率为34.60%,略高于其他铵盐浸出剂。从铵盐价格、稀土浸出率的高低、浸出时对杂质钙的抑制能力多方面综合考虑,选择硫酸铵为浸出剂较为适宜。以硫酸铵为浸出剂,分别对矿样进行了搅拌浸出、池浸、渗滤浸出试验研究。搅拌浸出、池浸、渗滤浸出的离子型稀土浸出率分别为91.88%、80.50%、88.70%,获得了较高的离子型稀土浸出率。     

植物浸取剂原地浸出离子型稀土矿中试模拟

分别以“散样重装”和保持矿体原样的离子型稀土矿为原料,开展植物浸取剂浸出稀土的小试和“原地浸出”中试模拟试验。探讨了试验动力学,探索了植物浸取剂浓度和用量对浸出的影响,并它的渗透性和浸取性能与硫酸铵为浸出剂时的进行了对比。结果表明,植物浸取剂浸出稀土过程的动力学符合“收缩未反应核模型”;128.2 kg浓度为2%植物浸取剂浸出451 kg稀土矿是合适的;保持矿体原样的稀土矿渗透性较差,植物浸取剂的水平平均渗透速度、垂直平均渗透速度、浸出率分别为0.141 cm/min、0.213 cm/min、94.40%,均好于硫酸铵的。     

离子型稀土矿化学溶浸影响因素及其调控

离子型稀土矿性质复杂,稀土元素赋存状态特殊,特有的黏土矿物性质不利于稀土的化学溶浸,综合回收困难。为揭示离子型稀土矿化学溶浸影响机制,探寻溶浸过程优化调控措施,本文以江西龙南离子型稀土矿为研究对象,采用室内溶浸法模拟原地溶浸工艺过程,开展化学溶浸体系各因素的影响机制及其优化调控研究。结果表明浸出剂浓度越高、流速越快,稀土的浸出率越高,而原矿含水率过大、矿层高度过高均会影响稀土的浸出效率,进而降低稀土离子的浸出率和浸出母液浓度;采用正交试验法计算分析各因素的影响效应可得出各因素的交互影响关系,形成的较佳试验条件与单因素试验结果一致,当调控浸出剂浓度为4%、浸出剂用量180 mL、矿层高度211 mm,以及浸取剂流速为2 mL/min、顶水用量为20 mL、原矿含水率5%左右,可获得浸出率和稀土浓度均较高的浸出母液(浸出率97.87%、稀土浓度2.52 g/L)。通过调控稀土化学溶浸主因素,优化溶浸过程次因数的条件控制,可实现了离子型稀土矿的绿色高效提取,也丰富了稀土化学溶浸基础理论。     

某离子型稀土矿柱浸试验与注收液系统优化

为实现福建某离子型稀土矿山更加绿色、经济、高效开采,通过室内柱浸试验模拟原地溶浸工艺过程,并结合矿山地质条件对注收液系统进行优化。试验探究了浸矿剂用量、注液浓度、注液强度、溶液pH对浸出过程的影响。结果表明：最优的硫酸铵/矿石的质量比为1/135;注液浓度调节顺序为4%→2%→1%,且用量比例为2∶1∶1;最优浸矿剂注液强度为5 mL/min,为加快浸矿进度,生产实践中可以达到理论值的2~3倍,也即12~15 mL/min;浸矿剂采用清水配置,浸矿液体积和矿石的体积与质量最优比例为0.3 （m3/t）。试验方案结合注收液系统优化后母液回收率提高了10%,对福建离子型稀土矿的开采具有指导意义。     

离子型稀土矿氯化钙浸矿模拟与参数优化研究

为避免离子型稀土矿原地浸出过程中带来的氨氮残留问题,本研究选用氯化钙作为新型无氨氮浸矿剂开展浸矿过程模拟及参数优化研究,重点试验了浸取剂浸矿溶液浓度、pH值、固液比等对稀土浸出率的影响。研究表明:1)相同浸矿溶液浓度、pH、固液比的条件下,氯化钙和硫酸镁的浸矿能力分别是硫酸铵浸矿能力的84.5%和74.6%;2)当浸矿溶液浓度为7%、固液比为11、pH值为4.6时,氯化钙浸矿效果最优;3)采用氢氧化钙对氯化稀土母液进行除杂、沉淀,除杂时pH值控制在5.1～5.4,沉淀时pH值控制在6.0～6.5,可得到较为纯净的氢氧稀土产品。     

注压条件下离子型稀土浸矿过程及孔隙结构演化规律试验研究

为探究注压条件对离子型稀土矿体浸出过程的影响，优化调控方法。以广东仁居离子型稀土矿为研究对象，选取不同孔隙比的稀土重塑土进行室内柱浸试验，监测注压梯度下不同孔隙比的离子型稀土矿浸出浓度、浸出流量、浸出率随时间的变化情况，同时采用核磁共振技术测定浸矿过程孔隙结构等参数。结果表明：离子型稀土矿浸出过程中不同孔径孔隙占比变化是影响浸出效率的重要因素之一。注压条件下，随注压强度增加，浸出率峰出现时间大幅缩短，浸矿过程中试样内部孔隙先由大孔隙和超大孔隙向小中孔隙转化，后期中孔隙向大孔隙转化，而超大孔隙及微孔隙占比进一步降低。注压强度小于10MPa时，随注压强度增加，中孔隙占比呈上升趋势，变化趋势逐渐扩大；注压强度大于10MPa时，随注压强度增加，中孔隙占比呈下降趋势，变化趋势逐渐变缓。     

离子型稀土矿开发技术研究进展及发展方向

介绍了离子型稀土矿的资源特点,从浸出、浸出液净化和沉淀工艺的变革及技术经济指标、环境效益的提高等方面综述了离子型稀土矿开发技术的研究和实践进展,总结了离子型稀土矿开发过程中存在的问题,建议今后应加强原地浸矿过程基础理论及边坡稳定性控制方面的研究、开发可替代硫酸铵、碳酸氢铵的高效低污染浸取剂和沉淀剂、掌握尾矿中稀土及重金属离子的二次迁移规律、重视低品位难浸离子型稀土矿的回收工作、解决碳酸氢铵沉淀法所存在的沉淀速度慢且难以制备晶型碳酸稀土问题,以促进离子型稀土矿绿色高效开发技术的可持续发展。     

离子型稀土矿浸矿过程的线性可逆动态吸附模型

以硫酸铵为浸取剂,对离子型稀土矿进行不同硫酸铵浓度、不同粒级的动态浸出试验。结果表明:相同反应时间下,硫酸铵浓度越高,液相稀土离子浓度越高;随着反应时间的增加,稀土离子浓度先迅速升高,后趋于稳定。将离子交换过程分解为固相稀土离子的解吸和液相铵根离子的吸附两个过程,采用线性可逆动态吸附模型描述液相铵根离子的吸附过程,并考虑固相稀土离子的解吸对液相铵根离子吸附的影响,建立了离子型稀土矿浸矿过程的线性可逆动态吸附模型。结合试验数据,发现模型中参数λ1随着硫酸铵浓度的升高而减小。     

新疆滴水低品位氧化铜矿常温氧化氨浸工艺研究

以新疆滴水低品位氧化铜矿为研究对象, 在(NH₄)₂SO₄-NH₃浸出体系中分别考察了磨矿细度、浸出时间、总氨浓度、氧化剂用量、NH₄⁺∶NH₃比率等因素对铜浸出率的影响。最终确定最佳工艺条件为 磨矿细度-0.074 mm粒级占86%, 反应温度25 ℃, 搅拌转速200 r/min, 一段浸出液固比2∶1, 过硫酸铵0.15 mol/L, 氨水浓度3 mol/L, 硫酸铵浓度1.5 mol/L, 搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;二段过硫酸铵、氨水和硫酸铵添加用量减半, 继续搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;三段浸出药剂用量与二段浸出相同, 搅拌浸出2 h, 静置4 h完毕。该条件下, 可获得铜浸出率大于86%的优良指标。     

离子型稀土矿无铵化浸取剂实验研究

为从源头控制离子型稀土矿原地浸矿工艺采用传统药剂造成的氨氮污染, 通过柱浸流程实验, 对比了氯化铁/铝、硫酸镁等无铵浸取剂的稀土浸出性能, 以及氢氧化钠、碳酸(氢)钠的除杂沉淀性能。结果表明, 氯化铁和氯化铝是较为理想的无铵浸取剂, 氢氧化钠和碳酸(氢)钠可分别作为无铵除杂剂和沉淀剂。与传统药剂相比, 无铵药剂用于原地浸矿具有浸取能力强、单耗用量少、浸取成本低、环境容量大等优势。     

含砷氧化铜矿氨浸法制备饲料级硫酸铜

采用 NH3 — (NH4) 2 SO4浸取氧化铜矿 ,通过 (NH4) 2 S分离重金属 ,硫酸亚铁除砷等措施净化浸出液制备硫酸铜饲料添加剂 ,对浸取条件作了试验研究 ,对除砷机理进行了分析讨论。总结了氨—硫酸铵浸取剂的优点     

含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用

针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。     

模拟菱锰矿硫酸浸出液中铁离子的去除

为了考察菱锰矿硫酸浸出液采用Na₃PO₄除铁的可行性,以及除铁所生成的FePO4滤渣用NaOH处理以回收PO₄^3-的效果,对Mn²⁺、Fe²⁺浓度分别为18.04、5.20 g/L的模拟菱锰矿硫酸浸出液进行了Na₃PO₄除铁、PO^3-₄回收工艺条件试验。结果表明：在H₂O₂用量为理论量、溶液pH=1.8、Na₃PO₄用量为1.7倍理论量、搅拌时间为15 min情况下,Fe²⁺去除率达99.85%、Mn2+损失率仅为2.23%;FePO4滤渣用0.75倍理论量的NaOH处理,反应3 h时的PO^3-₄回收率达98.24%。因此,菱锰矿硫酸浸出液采用Na₃PO₄除铁不仅可行,而且因PO3-4可回收再利用,除铁工艺成本较低。     

石煤钒矿高效利用研究

采用湿法酸浸-离子交换除杂-铵盐沉钒工艺进行了石煤提钒实验, 结果表明: 当矿粉质量100 g、硫酸用量20 mL、浸出反应5 ｈ、助剂A添加量2%, 助剂B添加量1%时, 钒浸出率达85%以上; 洗液返回浸出原矿, 硫酸用量可节省18%, 不影响钒的浸出率; 加入双氧水和硫酸镁净化浸出液, 经过离子交换后, 钒的浓度提高了约20倍, 尾液含钒为原液的1/10; 加入钒理论值3倍的氯化铵, 沉淀钒, 可得到纯度达98%的产品偏钒酸铵; 浓缩后的离子交换尾液有较好的澄清作用, 可用作净水剂; 原矿中的铀、钍等有害杂质富集后可作为另一种原料单独存放; 钒矿浸出尾渣适合做水泥配料。该工艺生产流程中几乎不产生有害废气, 90%的废水可循环利用, 实现了废水、废渣零排放。     

贵州某高硫铝土矿反浮选脱硫试验

贵州某高硫铝土矿Al2O3含量为62.60%、硫含量为7.15%,铝硅比为11.54,矿石有用矿物主要为一水硬铝石,属于典型的高品位一水硬铝石型高硫铝土矿。为给该矿石合理开发利用流程确定提供依据,采用反浮选脱硫工艺进行试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以碳酸钠为矿浆p H调整剂,硫酸铜为活化剂,改性淀粉为抑制剂,丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,经1粗1精2扫、精选尾矿和扫选精矿均返回至粗选闭路流程浮选试验,获得了氧化铝含量72.06%、含硫量0.27%的精矿产品,试验结果可以为该铝土矿的资源开发提供参考。     

炭质页岩型钒矿石分段氧化浸出新工艺研究

为了有效开发利用炭质页岩型钒矿资源并保护生态环境,提出了常压分段氧化浸出提钒新工艺,并以贵州某炭质页岩型钒矿石为对象进行了浸出试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.15 mm占70%,一段浸出1^#药剂用量为矿石量的15%、液固比为0.75∶1、浸出温度为80 ℃、浸出时间为3 h,二段浸出2#药剂用量为矿石量的3%、氯酸钠用量为矿石量的1%、液固比为1∶1、浸出温度为80 ℃、浸出时间为4 h的条件下,钒的浸出率可达91.52%。该新工艺不需对矿石进行焙烧,工艺流程简单,药剂用量较低,浸出时间短,钒浸出率高,可避免焙烧提钒工艺带来的环境污染和资源浪费等问题。     

微细浸染金矿碱性热压预处理-硫代硫酸钠浸金

采用碱性热压预处理-硫代硫酸盐浸出含碳质微细粒浸染型极难选原生金矿, 分别进行了原矿浸金、热压预处理以及氧化产物浸金试验, 考查了各因素对预处理脱碳、脱硫以及浸金效果的影响。试验结果表明, 在磨矿细度-0.025 mm粒级占82%, 预处理温度160 ℃、预处理时间2 h、助氧剂TW用量300 g/t、氧压1.6 MPa、pH=12的碱性热压氧化条件下以及硫代硫酸钠用量0.12 mol/L、硫酸铵用量0.075 mol/L、硫酸铜用量0.02 mol/L、pH=9、浸出时间4 h、矿浆液固比3∶1的浸出条件下, 获得了金浸出率88.76%。通过对预处理反应热力学计算, 以及绘制160 ℃下Fe-S-H₂O体系Eh-pH图, 对碱性热压氧化预处理过程的机理进行了初步研究, 研究结果与试验结果一致。