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包头混合稀土精矿络合浸出的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
根据Al3+或Fe3+与F-能形成稳定的络合离子[AlF6]3-或[FeF6]3-,分别用HCl-AlCl3和HCl-FeCl3溶液络合浸出包头混合稀土精矿中的氟碳铈矿,并对两者进行了对比.结果表明,用HCl-AlCl3体系的精矿浸出率和稀土浸出率比用HCl-FeCl3体系的都高30%;在HCl浓度4.0 mol·L-1,Al3+浓度2.0 mol ·L-1,温度85℃,浸出时间120 min,液固比为30:1的条件下,稀土精矿中氟碳铈矿的浸出率达到了97.69%,氟碳铈矿中稀土浸出率达到了92.23%,进而使稀土精矿中的氟碳铈矿基本完全进入溶液中,达到与独居石分离的目的. 相似文献
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原子吸收法测定包头矿稀土中铕 总被引:1,自引:0,他引:1
稀土中低含量铕的分析一般采用极谱法,发射光谱法和锌柱还原滴定法。极谱法因操作麻烦和分析误差大,目前已不多用;发射光谱法测定混合稀土中小于0.3%的铕准确度较差;锌柱还原滴定法对于低含量铕的分析不能满足测定要求。1966年Amos Willis提出在氧化亚氮-乙炔火焰中用原子吸收法测定难熔金属元素,目前已发展到包括稀土元素在内的多种元素的测定。本文在前人工作的基础上研究了用原子吸收法测定包头矿混合稀土中的 相似文献
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为了对包头稀土尾矿中的铁进行回收,同时兼顾稀土、铌的富集,采用"煤基直接还原—弱磁选"对稀土浮选尾矿进行了铁的回收试验。考察了焙烧温度、保温时间、配碳比对直接还原产品的金属化率的影响,以及磁场强度对磁选产品铁的品位、回收率和产率的影响。研究发现:在磨矿粒度-200目,焙烧温度为1200℃,保温时间为2 h,固定C/O=1.00的条件下,采用煤基直接还原,得到金属化率86.59%的还原矿;再对还原矿采用磁选管以160 kA.m-1的磁场强度进行弱磁选,从TFe=25.40%的稀土尾矿获得的磁选产品全铁品位达到82.36%,产率为32.08%,回收率达82.91%,稀土、铌均在磁选渣中富集。 相似文献
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包头磁尾矿稀土浸出和制备冰晶石的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
包头白云鄂博矿床产生大量磁尾矿,会产生很大的环境问题。采用纯碱焙烧法对其进行了稀土浸出实验和氟的资源化利用研究。实验结果表明,包头磁尾矿与纯碱混合物于700℃焙烧1.0 h,经稀盐酸洗涤后,以3.0 mol.L-1稀硫酸于65℃下浸出4.0 h,氟的洗脱和稀土浸出效果较好,其中稀土浸出率为97.97%,氟浸出率为99.54%,氟洗脱率为77.32%。以该条件下产生的含氟废水为原料,于90℃下制备了冰晶石,溶液中氟回收率为85.63%,并推算出磁尾矿中氟的总利用率为66.21%。该法使磁尾矿由废弃物变为二次资源成为可能。 相似文献
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试验采用磁化焙烧-磁选的方法来回收包头稀土尾矿中的Fe。考察了还原球团的粒径、焙烧温度、还原气体的成分、还原气气体流量、焙烧时间对于磁化焙烧回收Fe的影响。在焙烧温度为580℃,CO与CO2的浓度比为40∶60,还原气体气流量为1.2 L·min-1,焙烧时间为60 min的条件下对球团进行磁化焙烧,并将焙烧后的球团进行磨矿,使得-200目的物料占物料总重量的95%。将磨矿后的物料置于磁场强度为233 k A·m-1的磁选管中进行磁选,可以得到品位为60%左右的铁精矿,其铁回收率达到70%左右。 相似文献
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以包头混合型稀土精矿为研究对象,提出了一种减少H_2SO_4用量的低温活化-HCl浸出-H_2SO_4焙烧的新工艺。着重探索了活化温度与包头稀土精矿酸浸过程浸出收率之间的关系。分别考察了活化温度对HCl浸出稀土回收率、稀土总浸出回收率的影响。通过XRD和SEM的表征,探究了不同活化温度下,活化矿的组分变化情况及形貌变化情况。验证其工艺的稳定性。确定了在460℃的温度下,可以较好地将包头稀土精矿中的氟碳铈型稀土矿活化分解,并使得HCl浸出稀土回收率达到42.08%,稀土总浸出回收率达到92%以上。 相似文献
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《中国稀土学报》2015,(1)
以包头白云鄂博磁尾矿为原料,利用氟-铝极强的配位能力,进行铝盐混合焙烧,使氟-铝在焙烧过程中发生固相配位作用,达到活化稀土目的。然后利用酸溶液浸出稀土和氟的实验,考察稀土与氟的浸出率,最后P204萃取稀土。结果表明:采用Al2(SO4)3为磁尾矿抑氟剂,n(F)/n(Al)=3.0时,稀土矿的活化效果最佳。包头磁尾矿与铝盐混合物于700℃焙烧1.0 h,经2.0 mol·L-1H2SO4在80℃条件下浸出3.0h,氟和稀土的浸出效果较好。其中稀土浸出率在86.57%左右,氟可全部浸出。以该条件下产生的含氟稀土溶液为原料进行萃取实验,稀土全部进入有机相,而氟存留在浸出液中,基本实现了稀土和氟的分离。 相似文献