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。     

江淤砂提钪试验研究

对长江三峡库尾重庆段淤砂的矿物进行研究, 通过光谱分析、化学成分分析、主要矿物含量测定, 查明了其化学成分和矿物组成.研究表明 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, 微量的稀土钇、镱及钪等成分.其含量钇25.8 g·t-1, 镱2.06 g·t-1, 钪6.60 g·t-1.其中钛铁矿含钪101 g·t-1, 钛辉石含钪121 g·t-1.在此基础上, 提出了提钪新方法, 拟定了不同的工艺方案进行钪的分选, 浸出, 萃取等半工业型试验研究, 浸出率为80.36%, 萃取率为90.27%.     

攀西钒钛磁铁矿选钛尾矿中钪的浸出基础研究

针对攀枝花钒钛磁铁矿选钛尾矿和钛白废酸中富含钪元素,以钛白废酸和工业硫酸为混合浸出剂,采用酸法对尾矿进行钪的浸出条件试验研究.选钛尾矿和钛白废酸的ICP检测表明,钛白废酸含Sc3+为11.63 mg·L-1,选钛尾矿含Sc2O3为51.01 g·t-1.探讨了酸的种类、酸的浓度、酸浸温度、酸浸时间以及固液比对钪的浸出率...     

低品位非独立蚀变氧化铜矿及其伴生金的综合回收研究

针对极低品位氧化铜矿及其伴生元素的回收技术难题,为了提高矿产资源的综合利用率,对吉林某大型氧化铜矿进行了试验和研究。该矿中铜的品位为0.22%,氧化率高达40%,金的品位为0.5 g·t-1。显微镜观察发现,无独立的氧化铜矿物存在。结合工艺矿物学研究,归纳、比较探索流程试验结果,确定了重选-氧硫混浮工艺流程。重选采用Falcon离心选矿机对金进行回收,尾矿进行铜的浮选试验研究。条件试验对指标的影响研究表明,当磨矿细度-0.074 mm占76%,硫化钠用量1000 g.t-1,硫酸铵1000 g·t-1,组合捕收剂丁基黄药+丁胺黑药+氨基双磷酸为(60+30+100)g·t-1时,铜矿物的回收指标最高。闭路流程试验获得金精矿中金品位121.45 g·t-1、回收率60.73%;铜精矿中铜品位15.63%、回收率79.57%,伴生金的品位13.56 g·t-1、回收率为30.38%,达到了计价金的标准。金的总回收率为91.11%,实现了资源的综合利用。     

复杂硅酸盐含钪精矿钪浸出助浸剂试验研究

对复杂硅酸盐含钪矿进行了化学成分分析,钪物相的测定等的研究。研究是在复杂硅酸盐类矿物选钪试验的基础上,进行复杂硅酸盐含钪精矿浸出助浸剂试验研究,通过试验研究找到了合适的浸出液和适当的助浸剂,对有用离子进行浸出富集,对有害的离子使其保留在浸渣中。试样的钪以类质同象分布于多种复杂硅酸盐矿物中,研究采用盐酸添加浸出助浸剂来解离硅酸盐类矿物,把钪元素浸出在盐酸溶液之中。浸出助浸剂是影响钪浸出率的主要因素之一,在盐酸作为浸出试剂基础上,本研究对助浸剂种类、用量、液固比、浸出时间、盐酸浓度、浸出温度及入浸物料粒度等条件进行了试验研究。研究表明:(1)本试样的成分复杂,含众多杂质离子,包含对浸出有很大影响的的活泼金属离子,和对后续萃取有很大影响的钙、镁离子等杂质离子。(2)盐酸加二号助浸剂时钪的浸出效果最佳,其最佳工艺条件为:入浸物料粒度为-0.05 mm,液相中HCl质量分数为15.2%,液固比5:1,添加二号助剂量为4%,温度为90℃,连续搅拌浸出时间为12 h,钪的浸出率达88.33%。     

内蒙古某铁矿选矿工艺试验研究

内蒙古某铁矿是属磁铁矿和赤铁矿混合型低品位铁矿,根据该矿性质,采用一次弱磁,阶段磨矿,二次强磁,强磁精矿反浮选工艺流程。实验最终可获得品位65.02%、回收率20.74%的弱磁铁精矿和品位58.78%、回收率29.93%的反浮选铁精矿,综合铁精矿品位为61.18%,综合回收率达到50.67%。     

云南某稀土矿提取氧化钪的研究

对该稀土矿的工艺矿物学性质进行了研究。采用弱磁选—重选—高梯度磁选—电选的选钪流程得到含钪148 54g/t,回收率69 20%的钪精矿;钪精矿用盐酸和助溶剂浸出,浸出率达80 31%;浸出液萃取、提纯,可得到纯度为99 86%的Sc2O3。     

某难分离铜钼混合精矿的分离研究

对某难选铜钼矿进行了工艺矿物学研究,研究结果表明,该矿石中辉钼矿呈网丝状,黄铜矿充填于其中,矿石的这种结构造成浮选分离困难。通过实验确定了铜钼分离浮选生产中的最佳药剂制度:在粗选阶段,硫化钠40.00 kg·t-1,水玻璃1.00 kg·t-1,煤油0.50 kg·t-1;在一次扫选阶段,硫化钠20.00 kg·t-1,水玻璃0.50 kg·t-1,煤油0.25 kg·t-1;在二次扫选阶段,硫化钠10.00 kg·t-1,水玻璃0.25 kg·t-1,煤油0.13 kg·t-1;在精选阶段,水玻璃10.00 kg·t-1,煤油1.00 kg·t-1。在此基础上,通过现场考察和现场验证研究确定了生产调试方案,并进行了生产试运行,结果表明调试后铜钼分离效果良好,产品钼精矿中的铜含量由调试前的1.50%~1.80%降到0.10%~0.20%;铜精矿中的钼含量由调试前的1.10%~1.40%降到0.50%~0.80%,产品钼精矿的品位由调试前的20%提高到33%。     

从钨,锡,铀,钛,铝,锆等矿物原料中提取钪（综述）

钪具有热稳定性好、吸氚能力强、比重轻等特性。近年来,在电子工业、原子能、激光技术、电光源、超导与磁性材料以及冶金、化工、医学等领域中的应用不断取得新进展,引起了人们对钪的提取冶金的兴趣。 钪在地壳中的含量为2×10~(-4)％,但很分散,世界上具有单独开采价值的钪矿床很少,钪一般都是从处理钨、锡、铀,钛、铝、锆等矿的副产物中综合回收的。 由于上述矿物中的钪含量都很低,一般只含百万分之几至十万分之几的氧化钪,而且矿物组成复杂,所以钪的提取十分困难,生产量一直很低。据报道,1978年世界钪的产量(以金属钪计)为30kg,1985年为40.3kg。金属钪的生产成本高,价格昂贵。我国出口的含量为99.9％的氧化钪售价为12000～13000美元/kg;我国电子工业部从联邦德国进口的含量为99.999％的氧化钪高达150美元/g。 随着钪应用领域的不断开拓,对钪的需求量越来越大,因此,从组成复杂、含钪量很低的别种矿石中综合回收钪的任务已提到了议事日程。     

某铜矿综合回收试验研究

采用选冶联合流程综合回收新疆某铜矿中有价金属。结果表明,先采用铜浮选得到品位18.01%的铜精矿,铜回收率达90%。选铜尾矿再磁选得到含钪54g/t、铁59.28%和钛19.08%的强磁精矿。强磁精矿在液固比5∶1、90℃、12 mol/L盐酸浸出2h时,钪、铁、钛的浸出率分别为92.58%、80.97%和13.88%。酸浸液采用P204+TBP萃取钪,钪萃取率达90%,总回收率85%以上;采用N235萃取铁,铁萃取率达99%,总回收率80%以上;采用酸浸—水解回收钛,钛总回收率85%以上。     

钪的回收及提取现状

我国钪资源十分丰富,已探明的含钪矿物种类高达800多种。钪金属及其化合物具有许多优异性能,广泛应用于多种生产领域。然而,钪在自然界中主要以伴生矿物的形式较稀散地分布于其他矿物中,其分离和提取难度高、工艺复杂。归纳可回收钪的原料类型、简化回收及提取钪的工艺受到我国选矿工作者的普遍重视。介绍了主要赋钪矿物资源,根据处理含钪矿物时钪的富集走向不同,进一步将可回收及提取钪的物料归纳为原生矿、渣和处理液3类;分析了从不同类别含钪物料中回收及提钪的方法和步骤;列举了一些从具体含钪物料中回收及提取钪的研究和应用实例;根据国内外回收及提钪的现状,提出发展方向:兼顾主金属及其他有价金属的回收、尽量简化钪的回收和提取工艺、尽可能降低生产成本;注重联合多种方法来改善浸出和提钪工艺;寻求更多可回收钪的物料和回收、提钪的方法。     

某含金银铜矿的可选性试验研究

四川某含金银的菱铁矿型铜矿,通过工艺矿物学研究和选冶试验研究,揭示了该矿具有较好的综合利用价值。该矿经过一粗、两扫、一精的浮选闭路试验,可获得铜精矿含铜为20.23%,产率为6.95%,回收率为97.41%;并且在铜精矿中含金为4.86 g/t,回收率为94.63%;含银为721.1 g/t,银的收率为95.47%。浮选尾矿经过焙烧—磁选试验,可获得铁精矿含铁为62.18%,产率为59.34%。试验研究结果表明该矿具有较好的综合利用价值。     

云南复杂含钪多金属矿的综合利用试验研究

云南复杂含钪多金属矿原矿含Fe 26.65%,TiO_2 8.68%,Sc2O388.60 g·t~(-1)。矿石中有价矿物主要为磁铁矿、钛铁矿、金红石,钪主要分布于钛辉石和辉石中。采用螺旋溜槽重选工艺预选抛尾得到铁-钛-钪混合粗精矿;采用弱磁选—摇床重选分选工艺进一步分离混合精矿中的铁、钛、钪。试验结表明,在一段磨矿细度为0.154 mm占98%、混合粗精矿二段磨矿细度为0.038 mm占98%、弱磁选磁场强度H=0.10 T的综合条件下,得到了Fe品位为56.21%%,铁回收率为20.10%的铁精矿;TiO_2品位为48.68%,钛回收率为3.81%的钛精矿;Sc_2O_3品位为226.20 g·t~(-1),钪回收率为87.67%的钪精矿。实现了矿石中有价金属铁、钛、钪的综合利用,且钪精矿可作为后续工艺进一步提纯钪的原料。     

偶氮胂Ⅲ光度法测定铝合金中微量钪

在pH 1.8的HCl-KCl缓冲溶液中,钪与偶氮胂Ⅲ形成稳定的紫红色络合物,其最大吸收峰在680 nm处。研究了酸度、偶氮胂Ⅲ用量、反应时间、共存元素等因素对显色反应的影响。结果表明:酸度和偶氮胂Ⅲ用量对体系吸光度影响较大,最佳pH值和偶氮胂Ⅲ体积范围分别为1.5~2.0和1.5~2.5 mL;温度对显色反应影响不大,室温下显色5 min即可测定,且吸光度在120 min内基本保持不变;铁、钛、锆严重干扰钪的测定,采用铜铁试剂沉淀分离的方法可消除其影响。在最佳条件下,钪在0~1.0 μg/mL范围内符合比尔定律,表观摩尔吸光系数为1.8×10⁴ L·mol^-1·cm^-1。方法用于铝合金中微量钪的测定,相对标准偏差(RSD)不超过2%,测定结果与标样认定值或对比方法(电感耦合等离子体原子发射光谱法)测定结果基本一致。     

盐酸加助浸剂从钪精矿中浸出钪

进行了盐酸加助溶剂浸出钪精矿的条件试验,得出其最佳工艺条件为：盐酸质量浓度35．3g／L,液固体积质量比2.5：1,浸出温度90℃,浸出时间10h,物料粒度小于0．043mm,加7^#助浸剂,用量为40g／t。在最佳工艺条件下,钪的浸出率达80．47%。     

新疆某铜银多金属硫化矿选矿试验研究

新疆某铜银多金属硫化矿,矿物组成复杂,矿石中金属矿物主要有自然银、辉银矿、含银黝铜矿、黄铜矿、银黝铜矿、斑铜矿、铜蓝、孔雀石、闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿。非金属矿物主要有绿泥石、石榴子石、方解石、角闪石、石英、长石、金云母等。针对原矿矿石工艺矿物学性质,本试验采用"铜银混合浮选"工艺方案,即采用丁基黄药+丁胺黑药为铜、银矿物浮选捕收剂,2号油做起泡剂,在磨矿细度-200目为92%的情况下混合浮选铜银矿物,采用"一预选一粗两扫三精"获得含铜1.22%、铜回收率93.32%,含银12997.67g/t、银回收率95.29%的铜银混合精矿指标。完成,要在数据上、信息上表现为精确的特点。文章针对测绘新技术在工程测量中的应用展开讨论,并提出合理化建议。     

含钪料液中杂质的去除

含钪赤泥盐酸浸出液中杂质含量很高,在提取钪之前必须去除。研究了含钪赤泥盐酸浸出液中杂质Fe、Al、Ti、Zr的去除：首先在溶液中加入3%H_2O_2—3．0mol/L H_2SO_4溶液,将钛转化为不被P507萃取的过氧钛酸,然后用P507萃取钪,用6mol/L HCl和蒸馏水洗涤有机相,除去被同时萃取的Fe和Al,再用1%HF溶液洗涤除去Zr,最终使钪与杂质元素分离。最后得到的产品中Sc_2O_3质量分数为96．25%。     

氯化钪熔盐制备过程中抑制氯化钪水解试验研究

分析了氯化钪易水解生成ScOCl的机制, 提出了抑制ScOCl生成的研究方案: 在熔盐中加入氯化铵, 从而抑制了无水氯化钪熔盐脱水过程中氯化钪的水解, 制定了脱除氯化铵和剩余结晶水的新工艺.对无水氯化钪熔盐制备过程中脱氯化铵和剩余结晶水阶段的温度、氯化铵用量、时间、升温速度和惰性气体流量等因素对钪水解率的影响进行了试验研究.得出此阶段的最佳工艺条件为: 温度400 ℃, 氧化钪与氯化铵质量比1∶1.5(氧化钪与辅盐质量比1∶5.4), 时间120 min, 升温速度10 ℃·min-1, 惰性气体流量5 L·min-1.     

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。     

从新疆某银矿中综合回收铜银浮选新工艺

新疆某银矿含银1300~2000 g·t~(-1)、含铜0.14%~0.23%,矿石中矿物常见包裹交代特征,嵌布粒度较细,属难选矿石类型。现场采用单一浮选银工艺处理该矿石,虽能获得合格的银精矿,但银精矿中铜的品位只有1.5%左右,银精矿中的铜不能计价,使企业的经济效益受到严重影响。为实现该矿的高效综合回收,开发了"铜银混合浮选-铜银混浮粗精矿再磨精选-混浮尾矿选银"工艺处理该矿石,采用铜高效捕收剂LP-01(主要成分为乙基一硫代与二乙基硫代氨基甲酸异丙酯)与丁基黄药(BSX)组合作为铜银混浮的捕收剂,得到粗精矿后再磨再选,混浮尾矿选银。试验结果表明,在原矿含银1670 g·t-~(-1)、含铜0.17%的条件下,小型闭路试验获得了含铜12.32%、铜回收率73.92%,含银125500 g·t~(-1),银回收率76.65%的铜银混合精矿,含银3228 g·t~(-1),银回收率21.88%的银精矿,银总回收率达到了98.53%。相比现场工艺,不仅提高了银的选矿指标,也获得了合格的铜精矿,新工艺可实现该矿中铜银的高效综合回收。