从钨尾矿中提取铷的研究

采用氯化焙烧—水浸工艺从含铷0.14%的钨尾矿中浸出铷,研究了氯化剂种类、氯化剂用量、尾矿粒度、焙烧温度、焙烧时间、水浸液固质量比、水浸温度等对铷浸出率的影响。结果表明,氯化钙∶氯化钠=1∶1、添加量为尾矿质量的60%,950℃焙烧2h,焙砂在室温下恒温搅拌浸出1h,液固质量比为1.5∶1,铷浸出率达到88.6%。     

长江三峡淤砂提钪氯化焙烧工艺试验研究

以长江三峡淤砂为原料,在分选出钪精矿后以盐酸作为浸出介质,进行了钪精矿氯化焙烧—浸出工艺的试验研究,分别对氯化焙烧的氯化剂种类、氯化剂用量、氯化焙烧时间、焙烧温度等进行了试验研究。试验结果表明:长江三峡重庆段淤砂是以硅质岩屑及石英为主,含有少量铁和钛,微量的钇、镱及钪等成分;氯化焙烧的氯化剂以氯化钠为宜,氯化钠的用量以3%为宜,氯化焙烧时间以3h为宜,焙烧温度以800℃为宜。     

白云鄂博尾矿中钪的浸出及铌富集物制备工艺研究

以白云鄂博尾矿作为研究对象,通过先浓酸浸出,再助剂焙烧,最后酸浸的工艺路线,研究了白云鄂博尾矿浸出钪的工艺条件。考查了盐酸浸出条件和焙烧条件对钪浸出率的影响,实验发现浓酸浸出条件为:盐酸浓度8 mol/L、固液比为1∶5,酸浸二次浸出的盐酸浓度为4.8 mol/L;焙烧条件为:碱矿质量比1∶1、助剂使用硝酸钠,焙烧温度400℃、焙烧时间2 h时,钪的浸出率可达90%,经过处理的酸浸渣中铌的品位可达3%以上,作业回收率大于40%。     

从钨渣中浸出氧化钪的试验研究

研究了采用硫酸化焙烧—水浸工艺从钨渣中回收钪,考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间、水浸温度、水浸时间、水浸液固体积质量比对钪、钨、锰、铁、硅浸出的影响。试验结果表明:最佳条件(硫酸浓度3.5mol/L,焙烧温度200℃,焙烧时间2h,水浸温度90℃,水浸时间1h,水浸液固体积质量比5∶1)下,氧化钪浸出率达93%以上;工艺简单适用。     

焙烧氰化尾渣的利用研究

通过在焙烧氰化工艺产生的尾渣中添加一种添加剂进行焙烧,再利用常规的氰化方法可以将尾渣中的部分金银浸出,使尾渣中的金银得以部分回收。在添加剂对金银回收有效性实验的基础上,采用正交实验主要研究了添加剂用量、焙烧温度和时间对焙烧处理后的尾矿中金银的浸出率的影响。结果表明,所选用的添加剂能够提高焙烧氰化尾矿中金银的浸出率,添加剂的用量对银浸出率影响较小,对金的浸出率影响比较明显。在适当范围内增加添加剂的用量和提高焙烧温度,均有助于金银浸出率的提高;随着焙烧时间的延长,金银的浸出率越高。正交实验确定的对金银浸出率均比较高的较优水平为焙烧温度600℃,焙烧时间3h,添加剂用量为尾矿重量的25%,可以使焙烧处理的尾矿中金银的浸出率分别达到35.93%和52.15%。     

含钪钛矿石氯化焙烧—浸出分离钪研究

云南含钪钛矿石原矿含TiO212.68%、Fe 31.65%、Sc2O392 g·t-1,钪主要分布于钛辉石、钛磁铁矿和磁铁辉石中。采用螺旋溜槽重选—弱磁选—摇床重选工艺处理该矿石得到了Sc2O3含量为266 g·t-1,钪回收率为90.34%的钪精矿及TiO2为48.62%,钛回收率为55.95%的钛精矿。采用氯化焙烧和湿法浸出相结合的工艺进一步分离钪精矿中的钪,工艺条件试验结果表明,在氯化钠用量为4%、焙烧温度为900℃、焙烧时间为90 min、浸出液固比R=1.5∶1、盐酸用量为3%、浸出时间为75 min的综合条件下,钪的浸出率为83.39%~83.47%,浸出渣中钪含量为40.08 g·t-1~40.37 g·t-1。浸出渣的扫描电镜图谱分析显示,浸出渣中没有出现钪的谱线峰值,表明钪的溶解较彻底。     

从提钪浸出渣中回收铌的研究

采用氟化焙烧—硫酸浸出工艺从提钪后的浸出渣中回收铌,研究焙烧温度、焙烧时间、氟化氢铵用量对脱硅效果和铌富集效果的影响,以及硫酸浓度、硫酸用量、浸出温度和浸出时间对铌浸出率的影响。结果表明,焙烧温度为200℃,焙烧时间为2.5h,矿盐比为1∶1.2时,硅脱除率达到95%以上,渣中铌品位富集到2.1%左右;硫酸浓度为12mol/L,浸出时间2h,浸出温度为80℃,液固比为15∶1时,铌的浸出率达到80%。     

氟化焙烧预处理提取低品位锗精矿中锗的工艺研究

为提高低品位Ge精矿中Ge提取率,采用氟化物焙烧预处理,通过单因素优化实验和正交实验考察了氟化物用量、焙烧温度、焙烧时间对Ge提取率的影响。结果表明,NaF用量和焙烧温度对Ge提取率的影响较大,焙烧时间则不宜过长。在NaF添加量与Ge精矿质量比1∶1、焙烧温度800℃、焙烧时间2h的预处理条件下,Ge提取率最高,达到99.16%。该方法同样适用于氯化蒸馏残渣中Ge的回收,Ge回收率达91.58%,大幅降低了残渣中的Ge含量。提取过程无HF气体生成,对设备要求低,操作简单,环境友好。     

氰化尾渣氯化焙烧回收有价金属的试验研究

采用氯化焙烧工艺,研究从云南某黄金矿山氰化尾渣中回收有价金属的过程,主要研究内容为氯化剂用量、还原剂用量、焙烧温度和焙烧时间对有价金属挥发效果的影响,得到的最佳工艺参数为:氯化钙用量3%、还原剂9%、焙烧温度1 000℃、焙烧时间40 min,在此条件下,氰化尾渣中Au、Ag、Pb、Zn和Cu有价金属挥发率分别为81.30%、84.49%、97.59%、72.44%、66.00%。     

钒钛磁铁矿尾矿中钪的直接酸浸试验研究

陕西洋县毕机沟钒钛磁铁矿尾矿中氧化钪含量为97.08 g/t,为了充分回收这部分稀土资源,通过直接酸浸对钪进行浸出,系统研究了酸的种类及用量、助浸剂种类及用量、浸出温度、浸出液固比、浸出时间以及入料细度对钪浸出效果的影响。结果表明：不添加助浸剂的情况下,硫酸、盐酸、硫酸+氢氟酸、盐酸+氢氟酸对尾矿中钪的浸出效果均很差,但盐酸的浸出率较硫酸高,在盐酸体系下添加2^#助浸剂能够显著提高钪的浸出率;将尾矿磨矿至-0.075 mm占80%的细度,在2^#助浸剂用量15%、盐酸浓度6 mol/L、液固比3∶1、浸出温度90℃、浸出时间6 h的最佳条件下,钪浸出率达89.53%。该直接酸浸工艺对钪的浸出率高,且可操作性比较强,能够促进从尾矿中回收钪的发展。     

尾矿中钪矿物分选条件研究

利用传统选矿方法从尾矿的各种矿石中回收含钪矿物具有重要的经济环保意义。本文选择矿厂尾矿代替矿量不足的钪精矿进行分选含钪矿物试验研究,并对分选条件进行研究。实践结果表明:得到最佳矿浆温度为45℃,最佳PH为9.0,最佳水玻璃用量为3kg/t,最佳油酸用量为1.5kg/t,且在该条件下,回收率50.2%的钪粗精矿。     

氯化焙烧-水浸工艺提取锂云母矿中铷、铯、锂

以锂云母矿为研究对象,进行了硫酸熟化-水浸、氟化酸浸、碳酸钙焙烧-水浸、硫酸钙焙烧-水浸、氯化焙烧-水浸工艺探索试验,确定了氯化焙烧-常温水浸工艺更适用于锂云母矿综合提取铷、铯、锂,同时考察了该工艺下焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及用量、浸出液固比、浸出时间对铷、铯、锂浸出率的影响。结果表明：在添加剂氯化钙用量50%、碳酸钠用量20%、焙烧温度750℃、焙烧时间6 h、浸出液固比1∶1条件下,锂云母矿经氯化焙烧-常温水浸1 h可获得95%以上的铷浸出率、94%以上的铯浸出率、87%以上的锂浸出率,同时在焙烧过程中碳酸钠吸收氯化钙释放的含氯气体,使该工艺的环境污染小。     

焙烧氰化尾渣中氧化铁的磁化焙烧研究

对金精矿焙烧氰化浸金工艺产生的尾渣用煤粉作还原剂进行了磁化焙烧研究,通过对尾渣中铁的物相分析表明,尾渣中的铁主要以Fe2O3的形态存在。主要研究了煤粉的加入量、焙烧温度和焙烧时间对尾渣中铁的还原度的影响。结果表明,以煤为原料通过磁化焙烧可以获得Fe3O4,磁化焙烧的较优条件为焙烧温度750℃,焙烧时间1 h,煤粉用量为尾矿重量的10%,可以使焙烧处理的尾矿中Fe2O3的还原度达到51.7%,磁化焙烧后渣中的磁性矿中铁达到72.75%。     

微波焙烧预处理从白云鄂博矿中浸出钪的实验研究

以白云鄂博矿经超导磁选之后的选铌尾矿作为实验原料,采用先微波焙烧后盐酸浸出的工艺,探究微波焙烧功率、时间、浸出温度、盐酸浓度以及液固比等对浸出钪的影响,确定浸出钪的工艺条件.实验结果表明,在微波功率560 W、微波焙烧时间18 min、浸出温度150℃、盐酸浓度10 mol/L、物料粒度400目占比70％、液固比4:1...     

铜冶炼渣选铜尾矿还原焙烧—磁选回收铁工艺研究

以炭粉为还原剂,通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁,考察了影响铁回收效果的主要工艺参数,并通过试验验证。结果表明,在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300℃、焙烧时间1.5h、焙烧产物磨细度为-0.074mm占55%的条件下,磁选精矿(即还原铁粉)铁含量可达92.16%,尾矿铁含量可降低至3.91%,铁回收率87.65%。     

白云母伴生铷矿氯化焙烧-水浸法提铷的动力学研究

采用了氯化钙氯化焙烧-水浸法提取白云母中铷的方法.通过氯化焙烧热重-差热分析曲线可知,用氯化钙混合白云母进行氯化反应的温度要比用氯化钠低100℃左右,且用CaCl₂氯化比NaCl更有效率.接着考察了氯化焙烧温度对铷提取率的影响,结果表明,只有当氯化焙烧温度提高至800℃后,才可能取得明显的铷的氯化效果,铷的提取率即达96.71%,随氯化焙烧温度升高,铷的氯化速率不断增大,特别是800℃后,铷的氯化速率明显增大,这说明高温有利于铷的氯化焙烧.最终对白云母与氯化钙氯化焙烧过程进行了动力学研究.结果表明,三维界面反应方程能较好地描述该氯化焙烧反应体系,根据阿仑尼乌斯公式计算出来的活化能为42.22 kJ·mol-1,说明白云母和CaCl₂的氯化过程的确受界面化学反应控制.      

某铷矿浸出工艺研究

对某铷矿进行多种浸出工艺探索研究。研究表明,氯化钠、氯化钙混合焙烧—水浸工艺效果最好。在原矿∶氯化钙∶氯化钠=1∶0.3∶0.2、焙烧温度900℃、焙烧时间1h、水浸温度90℃、浸出时间2h的条件下,铷浸出率为93.81%。     

含氟助剂两段酸浸提取钒钛磁铁矿尾矿中的钪

以钪含量0.0068%的钒钛磁铁矿选铁尾矿为研究对象,采用氟化钙为助浸剂,进行了钪浸出单因素酸浸条件试验。试验结果表明,氟化钙可以加剧矿物晶格的破坏,在磨矿细度-325目含量84.2%、温度90℃、酸矿质量比2.21∶1、氟化钙加入百分比25%、液固比4∶1和浸出时间7 h的条件下,一段酸浸工艺获得钪浸出率达93.48%的试验指标。固定磨矿细度、酸矿质量比、氟化钙加入百分比、液固比、浸出时间和硫酸用量,采用两段酸浸工艺进行试验,第一段酸浸、第二段酸浸分别加入总硫酸用量的60%、40%,对应的反应时间分别为4 h、3 h,钪浸出率为91.68%,铁浸出率由85.22%降为75.39%,为后续萃取分离钪、铁创造了较好条件。     

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%。     

稀土尾矿“一步法”焙烧及弱磁选分离铁和稀土的研究

对包头稀土弱磁尾矿添加煤、Ca(OH)_2和NaOH,进行了一步法焙烧—弱磁选回收实验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间对弱磁尾矿磁化率的影响以及磁场强度、矿浆流速、矿浆浓度对磁选产品的回收率和品位的影响。研究发现,在焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,粗选磁场强度160 m T,精选磁场强度100 m T,矿浆流速0.80 cm/s,矿浆浓度液固比25∶1条件下,可以从全铁品位14.10%,稀土品位9.45%的稀土弱磁尾矿中获得全铁品位57.10%、回收率为70.44%的磁选精矿,REO品位12.27%、回收率为95.92%的磁选尾矿。