用微波还原-弱磁选工艺从包钢稀土尾矿回收铁

以微米炭、纳米炭为还原剂,进行了用微波还原-弱磁选工艺回收包钢稀土浮选尾矿中铁的试验研究。结果表明：在570 ℃下进行微波炭热处理后,尾矿中大部分赤铁矿被还原为磁铁矿,还原率超过85%;用纳米炭作还原剂时,微波加热速度远远快于用微米炭,炭粉用量也远比后者少;在纳米炭质量分数为0.8%、微波还原输入电压为220 V、还原矿球磨5 min、弱磁选磁感应强度为0.15 T的条件下,包钢稀土浮选尾矿经微波还原和1次弱磁选,可获得品位为63.00%、回收率为54.80%的铁精矿,并使稀土和铌在弱磁选尾矿中富集。     

某高氟铁矿脱氟工艺研究

对某高氟铁矿进行了系统脱氟工艺研究,查明了矿石中氟的赋存状态和嵌布关系,分别开展了阶段磨矿-弱磁选、阶段磨矿-弱磁选-淘洗和阶段磨矿-弱磁选-反浮选等脱氟工艺研究,结果表明,阶段磨矿-弱磁选-反浮选-浮选尾矿再磨再选工艺获得了产率27.23%、TFe品位66.34%、回收率70.98%、F含量0.38%的铁精矿,脱氟效果良好。     

内配碳固态还原钒钛磁铁矿试验研究

对内配碳-电炉固态还原-球磨-强磁选-尾矿酸化氧化浸出五氧化二钒工艺进行了研究, 讨论了不同的还原剂以及还原剂用量、还原温度、还原时间等因素对固态还原钒钛磁铁矿的影响。研究结果表明, 最佳的工艺参数为: 有机粘结剂用量为2%、无烟煤还原剂用量为矿量的30%、还原时间60 min、还原反应温度1200 ℃、磁选场强0.12 T、磁选尾渣浸出硫酸浓度为25%、液固比4∶1、氯酸钠氧化剂用量为尾矿质量的5%、浸出温度为常温、浸出时间180 min。此条件下, 磁选铁精矿经800 ℃氢还原30 min后, 所得铁粉金属铁品位大于96%, 达到化工铁粉质量要求。磁选尾渣经氧化浸出后, 溶液中五氧化二钒的浸出率大于76%, 浸出渣即钛精矿品位大于37%。     

硫脲—盐酸体系从稀土抛光粉废料中浸出回收稀土氧化物

基于稀酸溶液中Ce(Ⅳ)难溶而Ce(Ⅲ)易溶的特点,采用硫脲-稀盐酸体系还原浸出稀土抛光粉废料中稀土氧化物.考察了浸出温度、浸出时间、液固比(L/S)、盐酸浓度和硫脲用量对稀土抛光粉废料中铈浸出率的影响.结果表明:在盐酸浓度为4 mol/L、L/S为4.2、浸出温度90℃、浸出时间60 min、硫脲用量0.04 g/g...     

基于深度还原的某稀土尾矿选铁试验

将某稀土尾矿磁选预抛尾后进行了深度还原-弱磁选工艺技术条件研究，并对深度还原产物和磁选铁粉进行了XRD分析。结果表明，试样适宜的深度还原条件为褐煤用量占试样与褐煤总质量的10%、还原温度为1 200 ℃、还原时间为60 min，还原产物磨矿细度为-74 μm 85%，弱磁选磁场强度为118 kA/m，最终获得了铁品位为91.00%、还原产物弱磁选作业回收率为90.83%、铁综合回收率达78.20%的磁选铁粉；深度还原使还原对象中的复杂铁矿物大都还原成了单质铁，还原产物具有较好的磨矿-弱磁选效果。     

复杂多金属尾矿伴生金银铁综合回收试验研究

为综合回收某复杂多金属浮选尾矿中伴生的金银铁,分别开展了磁选、全泥氰化浸出、反浮选试验研究。结果表明,优先采用强磁预选抛尾的方法对含铁矿物进行富集,再采用先回收金银后选铁的方案较好。矿石在“强磁抛尾-全泥氰化浸出-弱磁选铁-强磁选铁,磁铁精矿反浮选脱硫”的联合工艺下,金、银浸出率分别达85.32%和72.13%,并获得TFe品位为62.01%,TFe回收率为11.04%,含硫量为0.25%磁铁精矿,及TFe品位为45.30%,TFe回收率为18.54%铁精矿产品。     

包钢选厂反浮选尾矿中铁与稀土的回收试验

首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。     

响应曲面法优化微波浸出废弃荧光粉中稀土元素钇和铕

某废弃荧光粉中含有49.56%的稀土氧化物,具有极大的回收利用价值。为优化该废弃荧光粉中稀土元素Y和Eu的微波浸出工艺,使用响应面法对浸出工艺进行优化,选取对浸出过程有显著影响的反应时间、微波功率和盐酸浓度三个因素作为考察因素,建立了微波功率、反应时间和盐酸浓度及三者间交互作用对稀土元素Y和Eu浸出率影响的二次多项式回归模型。研究结果表明,反应时间对稀土元素Y和Eu浸出率的影响最显著,微波功率和盐酸浓度影响次之,反应时间和盐酸浓度的交互影响对稀土元素Y和Eu的浸出率具有显著性影响。最佳优化工艺条件为：微波功率850 W、反应时间76.10 min、盐酸浓度3.58 mol/L,在此条件下,稀土元素Y和Eu浸出率的分别为97.44%和89.20%,与模型预测值十分接近,证明所用模型是可靠和准确的。     

包钢选矿厂强磁选粗精矿磁化焙烧-弱磁选尾矿回收稀土的选矿工艺研究

对包钢选矿厂强磁选粗精矿经磁化焙烧-弱磁选所得尾矿进行稀土的选矿工艺研究。试验结果表明,弱磁选尾矿经预先脱碳并经混合浮选后得到的混合浮选精矿,对其进行了单一流程及一次粗选、三次精选、一次扫选的全流程试验研究,最终获得了REO品位64.41%,回收率18.13%的稀土精矿产品。同时,对试验流程的改进和优化提出了建议。     

某硫铁矿烧渣选铁除砷工艺研究

针对武汉某化工公司的硫铁矿烧渣进行弱磁选富集铁矿物-化学法除砷试验,结果表明：在磨矿细度为-0.038 mm占80%、磁场强度为160 kA/m的条件下弱磁选1次,所得精矿铁品位为61.91%、铁回收率为92.96%、硫含量为0.682%、砷含量为0.381%;弱磁选精矿以盐酸作浸出药剂,在矿浆浓度为40%、酸固比为1∶25、搅拌强度为300 r/min条件下浸出40 min,滤除废酸后用水清洗3次,最终能够制备出铁品位为63.35%、铁回收率为92.88%、硫含量为0.325%、砷含量为0.083%的铁精粉。如何在保证脱砷效果的同时提高硫的脱除率是需要进一步研究的课题。     

四川黏土型稀土矿钪浸出工艺研究

针对四川黏土型稀土矿中稀土元素、钪含量低,铝和钙含量高,钪元素难以浸出等问题,提出采用碱分解—盐酸浸出工艺来处理该黏土型稀土矿,考察了初始酸度、矿浆液固比、浸出温度和浸出时间等浸出条件对钪浸出的影响。结果表明: 在初始盐酸浓度9 mol/L、矿浆液固质量比2:1、反应温度90 ℃、反应时间60 min的条件下,Sc的浸出率为94%左右,Al、Ca、Fe、Mg和Ti等元素浸出率分别为45%、98%、68%、91%和71%左右,实现了四川黏土型稀土矿中Sc元素的浸出和提取利用。      

拜耳法赤泥熔融态深度还原烧结协同提取铝、铁实验研究

赤泥中铁、铝的存在影响钪和稀土的浸出及萃取。通过对拜耳法赤泥进行分析测试,设计了还原烧结协同回收铝、铁技术方案,系统研究了熔融态深度还原烧结协同提取赤泥中铝、铁的工艺。在较佳条件下,铁精矿品位为73.97%,回收率达到90.27%,铝溶出率达到96.28%,铝硅酸盐矿物转化为铝酸钠,碱浸得到铝酸钠溶液,后续可用于制取聚合氯化铝产品。赤泥中的含铁复杂矿物转化成具有磁性的磁铁矿和单质铁,磁选回收含铁矿物,实现赤泥中铁、铝的协同回收。该工艺不仅减弱了铝、铁矿物对后续酸浸萃取提取钪、钛、稀土的不利影响,且使得钛、钪和稀土在尾渣中得到富集,有利于实现赤泥多元素高值化综合利用。      

太平洋中部深海粘土中稀土钇的酸浸研究

对深海粘土中稀土元素钇的酸浸过程进行了探讨, 考察了酸种类、酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度等因素对深海粘土中稀土元素钇浸出的影响。结果表明: 盐酸与硝酸浸出效果相近, 均明显优于硫酸;最佳浸出条件为: 盐酸浓度2 mol/L、液固比4∶1、温度60 ℃、浸出时间60 min, 此时钇浸出率可达94.53%。     

白云鄂博稀土矿绿色浸出工艺研究

针对目前白云鄂博稀土矿处理工艺中放射性钍进入废渣难以存放、Ce(Ⅳ)难以浸出等问题,采用碱分解-硫酸浸出-水浸出处理白云鄂博稀土矿,考察了初始酸度、酸矿比、浸出温度和浸出时间等浸出条件对稀土、钍和Ce(Ⅳ)浸出的影响。结果表明: 在初始硫酸浓度6 mol/L、酸矿质量比 1.1∶1、反应温度90 ℃、反应时间120 min条件下,稀土平均总浸出率为95.5%,Ce(Ⅳ)和钍平均总浸出率均大于98%。Ce(Ⅳ)和钍进入酸浸液中,三价稀土进入水浸液中,实现了Ce(Ⅳ)与三价稀土元素的粗分离,解决了放射渣的问题。     

白云鄂博稀土精矿性质及对焙烧浸出率的影响

由于白云鄂博原矿性质的不断变化,稀土精矿的性质也随之改变,从而影响后续冶炼工艺REO的收率。通过化学多元素、粒度、配分、化学物相和矿物组成分析对白云鄂博稀土精矿的性质进行了研究,并考察了粒度、REO品位、铁磷比等因素对稀土精矿焙烧浸出的影响。结果表明: 白云鄂博品位REO 53.11%的稀土精矿中主要的杂质元素为CaO、P₂O₅、F、TFe和SiO₂,REO在-30 μm粒级中分布率为90.24%,镧、铈、镨、钕轻稀土配分合量为97.89%,主要稀土矿物为氟碳铈矿和独居石;当稀土精矿的粒度变细和水浸温度、REO品位及铁磷比增加时,均有助于提高焙烧矿REO浸出率,适宜的矿酸比为1:（1.3~1.4）,适宜的铁磷比为3:1~4:1。本研究查明了白云鄂博稀土精矿的性质,为后续冶炼工艺的优化提供了理论参考依据。      

铝土矿浮选尾矿盐酸浸出除铁工艺研究

铝土矿浮选尾矿含铁量较高, 不能直接作为电热法生产一次铝硅合金的原料。采用盐酸对铝土矿浮选尾矿进行了除铁。考察了浸出时间、浸出温度、浸出液固比及盐酸浓度对尾矿氧化铁和氧化铝浸出率的影响。实验结果表明, 在浸出温度80 ℃、浸出时间120 min、浸出液固比5∶1、盐酸浓度21%的条件下, 尾矿的除铁率可达95%以上, 氧化铝的损失率在4.3%以下。     

植物浸取剂浸取离子型稀土矿的试验探索

开展植物浸取剂浸取离子型稀土矿中稀土试验,探索了植物浸取剂的浸取机理、适应性、环保性及浸取性能。结果表明,植物浸取剂浸取离子型稀土矿中稀土的浸取机理为离子交换。在液固质量比1:2,浸取剂滴加速度20 ml/min条件下,用浓度为2.0%植物浸取剂水溶液浸取5种离子型稀土矿中稀土,浸取率最高为98.97%,最低为95.65%;浸取剂、浸取液及上清液的pH值等14项环保指标值均低于GB26451-2011限值;浸取渣的pH值等9项环保指标均低于GB15618-1995限值,pH值、有机质含量高于原矿。在液固比1:2,浸取剂滴加速度20 ml/min条件下,分别以2%植物浸取剂水溶液和2%硫酸铵水溶液浸取离子型稀土矿中稀土,植物浸取剂水溶液的浸取率为97.86%,高于硫酸铵的96.75%,出峰时间30 min,峰值浓度8 g/L以上,无拖尾现象。     

基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验

为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。     

白云鄂博某选厂选铁尾矿中稀土和萤石的综合回收试验研究

白云鄂博铁矿是世界上罕见的大型多金属矿床,多年来只作为铁矿和稀土矿进行开发,选别流程中稀土回收率较低,造成大量稀土资源和矿体中蕴含的萤石资源随着选铁尾矿排入到尾矿库中。为综合回收稀土和萤石资源,以白云鄂博某选厂选铁尾矿为研究对象,开展综合回收稀土和萤石的研究,采用的工艺流程为稀土浮选—萤石预选—萤石精选—强磁选。稀土浮选以水玻璃为抑制剂、SR为捕收剂、2#油为起泡剂,萤石预选以水玻璃为抑制剂、SF为捕收剂,萤石精选以酸性水玻璃为调整剂、SY为抑制剂、油酸钠为捕收剂,最终获得了REO品位50.54%、REO回收率92.32%的稀土精矿和CaF₂品位95.51%、回收率50.98%的萤石精矿。      

磁场强化某硬岩铀矿浸出试验研究

针对江西某花岗岩型难浸硬岩沥青铀矿石,采用常规稀硫酸浸出时稀硫酸、双氧水药剂消耗大,浸出时间长,铀浸出率较低的问题;为了提高该难浸硬岩铀矿的浸出率,通过采用稀土永磁内磁处理器对稀硫酸进行磁化处理后再进行浸出铀的对比试验。试验得出：在磁场强度为610KA/m、磁化时间45min、细度-0.295mm含量占88%、硫酸浓度为21%、H2O2用量为0.7%、浸出时间3.5h的条件下,最终获得了浸出矿渣含铀0.0092%、铀浸出率为91.24%的试验指标。与常规条件下铀浸出试验对比,铀浸出率提高了8.99%,浸出矿渣含铀量减少0.0168%,并且稀硫酸浓度降低2%,H2O2用量减少0.1%,浸出时间缩短0.5h。磁场强化硬岩铀矿浸出工艺为硬岩铀矿浸出技术提供了新的强化浸出方法,同时也为同类型矿山的浸出工艺技术提供技术参考。