采用离心萃取器萃取净化氯化浸出镍溶液

本研究了氯化浸出含镍物料所得的含钴铁量的高的镍溶液的净化和钴铁回收工艺，采用Ｎ２３５－异辛醇－煤油萃取体系在离心萃取器中分离镍与钴，铜，铁，锌，用离子交换除铅，用活性碳除有机物，得到可用于生产１号标准电镍的氯化镍溶液以及含Ｃｏ大于１００ｇ／Ｌ，Ｃｏ／Ｎｉ大于４０００的氯化钴溶液和含Ｆｅ大于２５ｇ／Ｌ，Ｆｅ／Ｎｉ大于１０００的氯化铁溶液，镍，钴回收率分别大于９９％和９７％。     

某铅锌冶炼厂铅阳极泥湿法预处理新工艺

铅阳极泥经过自然堆放氧化后,在硫酸介质中控电位氧化氯化浸出,能有效地实现贵金属与其他元素的分离。浸出液经过冷却结晶,析出部分砷,其他有价元素留在溶液中。后通过控电位还原沉碲,碲的回收率为96.52%。将沉碲后液依次进行水解沉锑、铁粉还原沉铋铜,锑、铋、砷的回收率均大于91%。工艺流程简单,无废气产生,中间产物渣不产生堆放污染,可直接进入原有火法系统进一步精炼回收有价金属,终端还原后液可循环使用。     

复杂硫化矿的浸出—浮选法

处理复杂硫化矿时,回收与硫化矿共生的贵金属具有重要的经济效益。在含黄铁矿的锌、铅、铜矿石优先浮选时,因与黄铁矿共生的银和金大部分丢弃在尾矿中,所以还研究了其他的矿石选矿方法。应用硫酸铁溶液直接浸出矿石,然后用浮选方法分离悬浮固体中的各种组分。这种方法的步骤如下:形成硫酸锌溶液;方铅矿(PbS)转化为不溶性的硫酸铅(PbSO_4),与沉淀的针铁矿(FeOOH)以及其他不溶性脉石一起聚集成不可浮的部分;可浮产品中硫与未分解的硫化矿的分离。对阿拉斯加州的黄铁矿矿床Delta矿区的矿石试样进行试验室研究的结果表明,大部分金与银都富集在可浮产品之中。该矿石经硫酸铁浸出后,锌的总回收率达到96.5—98.5％;在硫酸铁和后续的氯化铁浸出过程中,从矿石中回收了约85％的铜。另外,约有6％的铜残留在不可浮产品和浸出-浮选阶段的混合产品之中。使用氯化钙溶液浸出不可浮产品时,铅浸出率为98—99％;氯化铁溶液浸出可浮产品时,银回收率达98％;用氰化物或硫脲浸出可浮产品时,金回收率为71—89％。文章介绍了试验室研究的结果。     

广东某稀土浸出试验与除杂化学分析

某稀土中TREO离子相含量0.1%,采用硫酸铵作浸出剂从浸出剂浓度、淋洗液固比和淋浸速度,做了相关的条件试验,并得出最佳浸出条件,同时针对稀土浸出液除杂问题从离子浓度层面做了相关的化学分析,在淋出液稀土浓度1.10 g/L,pH=4.21左右,杂质主要是Al_2O_3,含量0.42 g/L,试验既要满足使用碳酸氢铵有效的去除Al_2O_3,又能尽量减少碳酸稀土的沉淀而造成稀土的损失,通过溶液化学分析得到了最佳的除杂pH值为5.0,最终稀土沉淀作业回收率最高为99.706%的优良指标。     

从锌厂废渣中回收锌和铅

研究了从锌厂废渣（IPR）中回收锌和铅的方法。将Zn、Pb、Fe质量分数分别为11．3％、24．6％、8．3％的废渣，先用硫酸与渣混合并经焙烧、水浸及最后用NaCl溶液浸出。首先研究了焙烧的作用及浸出参数对回收锌的影响。将质量相等的H2SO4／IPR在200℃下焙烧30min，随后对固体质量分数为20％的浆体在25℃下水浸6min，锌的回收率达86%。     

河南某低品位含铅银矿综合回收试验研究

针对河南某低品位含铅银矿生产中存在银回收率低、精矿铅品位低的问题进行了选矿综合回收试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,试验采用硫化浮选+氰化浸出工艺综合回收银和铅,最终获得的分选指标为:浮选精矿Ag品位7 024 g/t,Ag回收率76.00%;Pb品位13.03%,Pb回收率55.63%,铅可以计价回收。浮选尾矿进行氰化浸出后可回收16.71%的Ag,最终Ag的总回收率为92.71%。     

从碱浮渣中回收碱和银的初步试验

为了降低碱性炼铅法的试剂成本,对其碱浮渣的回收利用工艺进行了初步试验研究。结果表明,当采用热水浸出工艺时,碱浮渣中钾和钠将为主要以氢氧化物,硅酸盐及硫化物形态进入溶液,并以碳酸盐多形式回收,对浸出渣进行一次浮选,可回收其中约５２％的银。     

处理贱金属复合硫化矿石的氯化铁浸出车间的工程设计

尼尔（Ｎｅｉｌｌ）和冈特（Ｇｕｎｔｅｒ）有限公司已对一个从通常复合硫化矿石中国收铜、铅、锌和银的氯化铁浸出车间进行了初步设计和成本估计。已提供了约３０份设计图纸，包括工艺流程、设备、管路及仪表图纸等。对一个矿石处理量为１０００ｔ／ｄ、锌的产量为３０００ｔ／ｄ车间的投资和操作成本进行了估计。在实际室的试验中锌、铅和铅的回收率分别达到９９％、９８％和９６％。比所得的混合精矿的金属总回收率更高，收入约可     

铅锡锑冶炼浮渣直接制备锡酸钠

采用碱性浸出-净化-结晶法用铅锡锑冶炼浮渣直接生产锡酸钠,流程简单,设备要求低,环境友好,锡的回收率大于90%,锡酸钠产品质量达到国家标准。铅锑浸出渣和除铅渣可直接返回铅熔炼系统。     

氯化法分解氟碳铈精矿提取稀土的研究

研究了氟碳铈精矿经预脱氟后加氯化铵焙烧分解,再用热水浸取焙砂从而制氯化稀土的新工艺。系统考察了脱氟剂、反应温度、氯化剂用量、氯化时间因素对氟碳铈精矿稀土提取率的影响,并对工艺进行了优化;当在５００℃下添加相当于矿重３０％的脱氟剂脱去氟后,再在４８０℃下加入相当于矿重２倍的氯化铵焙烧１．５ｈ,焙砂用热水浸取得到氯化稀土溶液,稀土提取率可以达８０％以上,浸出液中Ｆｅ、Ａｌ、Ｓｉ等非稀土杂质含量很低。     

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。     

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...     

精矿湿法提取磷和稀土的研究探讨

某地含稀土磷矿是以胶磷矿、隐晶质磷灰石等矿物组成的磷块岩石,由于稀土以类质同象形式存在于胶磷矿、磷灰石中,物理选矿同步富集在磷精矿中,再通过化学方法分离磷和稀土。根据该矿浮选磷精矿的化学成分和矿物性质,对精矿进行了硝酸浸出—浸出液分步提取磷和稀土的详细湿法试验研究,即精矿在质量液固比5:1,硝酸浓度400g/L,常温条件下分解2小时得到硝酸浸出液,硝酸浸出液先用氢氧化钠将浸出液酸度调至pH=1.8~2.0,加入草酸沉淀得到草酸稀土;稀土尾液用氢氧化钠将液体酸碱度调至pH=8.0~9.0,加入氯化钙沉磷得到沉磷固体产品;最终获得了P2O5品位38.54%的沉磷固体产品(活性磷酸钙),P2O5回收率99.04%,REO品位1.673%的草酸稀土,REO回收率为95.28%,实现了常温条件下磷和稀土的有效分离。     

溶浸液对离子型稀土饱和-非饱和渗透特性的影响北大核心

在离子型稀土原地浸矿过程中,矿体的渗透特性对于资源浸取速率具有重要影响。利用变水头法研究不同溶浸液作用下离子型稀土的饱和渗透系数,分析溶浸液种类和浓度对饱和渗透系数的影响。通过Geo-Experts压力板仪系统研究溶浸液分别为纯水、3%(NH_(4))_(2)SO_(4)、3%MgSO_(4)时,离子型稀土的含水率与基质吸力的关系。基于Van Genuchten模型和Fredlund&Xing模型,探讨溶浸液种类和浓度对离子型稀土矿体的非饱和渗透系数的影响。结果表明:离子型稀土的饱和/非饱和渗透系数从大到小依次为纯水、3%(NH_(4))_(2)SO_(4)、3%MgSO_(4);当溶浸液的浓度不同时,离子型稀土饱和渗透系数先增大后减小;当矿体为非饱和状态时,基质吸力是影响非饱和渗透系数的重要因素,在相同基质吸力下,非饱和渗透系数随着溶浸液的浓度增加而减小。研究结果可以为注液参数设计提供理论指导,有助于完善离子型稀土原地浸矿理论。     

离子型稀土浸矿过程矿样力学特性演化规律

通过对重塑稀土试样核磁共振成像和三轴强度测试试验,分析了3%(NH_4)_2SO_4溶液浸矿对重塑稀土试样的黏聚力和内摩擦角的影响。试验结果表明:用3%(NH_4)_2SO_4溶液做浸矿液时,其有效浸矿时间为3 h,而纯水浸矿不存在有效浸矿时间。在3%(NH_4)_2SO_4溶液的有效浸矿时间内,试样的黏聚力出现下降的趋势,下降幅度为79.5%。在3~6 h间继续浸矿,黏聚力又出现小幅度的增加,而试样的内摩擦角一直减小,减小幅度为54.5%。从核磁共振图像可以看出,在有效浸矿时间内,试样的核磁共振图像会出现一条"黑影",随着浸矿时间的继续,"黑影"会从试样的上部移动到底部。由此推断"黑影"为化学置换反应发生的区域。     

风化壳淋积型稀土矿除杂渣中分步回收稀土和铝的研究

提出了一种从风化壳淋积型稀土矿除杂渣中分步浸出回收稀土和铝的工艺。在40 ℃、液固比10∶1条件下用8 mol/L NaOH浸出除杂渣,铝浸出率约为96%,而稀土仍保留在滤渣中。再在40 ℃、液固比10∶1条件下用1 mol/L HCl浸出碱浸后的滤渣,稀土La和Y浸出率分别达87.09%和72.01%。酸浸液经草酸沉淀得草酸稀土,滤液与碱浸液混合得氢氧化铝,稀土和铝总回收率分别为78%和97%。该工艺对资源利用和环境保护具有重要意义。     

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。     

南方废弃稀土矿区生态失衡状况及其成因

本文综述了我国南方废弃稀土矿区大面积植被破坏,水土流失严重、滑坡、泥石流危险,重金属污染,水体污染,土壤污染和氟污染的生态失衡状况;并详细分析了造成南方废弃稀土矿区生态失衡状况的成因,如采用池浸、堆浸和原地浸取工艺提取稀土的不足,稀土矿的矿床厚度薄且分布较为广泛、稀土品位较低同时资源利用率低,南方离子型稀土资源未充分进行整合、相关部门对稀土矿开采的准入和监管不到位,针对离子型稀土矿区生态恢复的研究滞后、未形成可推广的稀土废弃地生态修复模式等;最后,从以下诸方面提出了改善南方废弃稀土矿区生态失衡状况的建议,如:开发提取稀土的新工艺、加快稀土资源整合的步伐、加大稀土废弃地生态修复研究的投入等。     

复杂锑铅精矿矿浆电解研究

以“矿浆电解法”为基础 ,结合广西难处理复杂锑铅矿的铅锑分离难题 ,用矿浆电解法对复杂锑铅矿的处理进行了研究。研究证实 ,采用矿浆电解法处理复杂锑铅矿 ,可以实现锑、铅的一步分离和锑的一步提取 ,在阴极可以直接得到金属梯板 ,锑的浸出率大于 98%。铅以PbCl2 的形态沉淀入渣 ,经碳铵转化 -脱硫 ,可以得到含铅大于 45 %、含硫小于 15 %的铅精矿和单质硫产品 ,铅的总回收率大于95 % ,银的总回收率大于 80 %。     

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。