典型含钪二次资源提钪技术研究现状与进展

钪是一种稀散元素,在地壳中高度分散,现阶段对于钪产品的需求量较大,钪及其合金产品综合性能优越,被广泛应用于航空航天等行业。基于CiteSpace软件,结合文献计量法,对CNKI和Web of Science数据库中的论文进行了可视化分析。研究结果表明:关于钪研究的外文文献数量明显多于中文文献,2010—2022年间对于钪的研究热度保持在较高水平,尤其在近五年,热度持续提升、发文量有所增加;“钪合金”“赤泥”等在关键词共现研究中出现的频次较高;钪的二次回收、萃取及钪合金发展等研究领域为主要的研究热点。本文研究了从原生矿石(稀土矿等)、工业废渣(赤泥等)及工业废液(盐酸废液等)等中回收钪的方法,并且重点关注了从钒钛磁铁矿尾矿与钛白废液中提钪的研究。“焙烧-浸出-萃取”是大部分提钪工艺会涉及到的过程,通过重选、磁选可以对原料进行预富集,离子交换法、沉淀法可提高钪产品纯度。未来可重点考虑从多种钪资源中协同回收钪的方法,进一步优化工艺流程,发展高效提钪技术。

红土镍矿与赤泥氯化还原焙烧协同制备镍-铁精矿

为综合回收红土镍矿中的镍和赤泥中的铁,利用镍元素在还原性气氛下易与铁元素生成镍-铁精矿的特性,将云南某红土镍矿、赤泥、氯化钙和焦炭按照一定比例混匀后置入焙烧炉中进行氯化还原焙烧,焙烧矿水淬冷却后置入湿式磨矿机磨矿至一定粒度,采用湿式磁选进一步分离得到镍-铁精矿产品。结果表明:在红土镍矿和赤泥质量比为1∶1添加,氯化钙用量为红土镍矿与赤泥总质量的40%,焦炭用量为红土镍矿与赤泥总质量的10%,焙烧温度为1100℃,焙烧时间为120 min,磁选磨矿细度为-0.056 mm占90%,磁场强度为1.28 k A/m的综合工艺条件下,获得了镍品位为5.98%、铁品位为72.37%,镍回收率为77.36%、铁回收率为62.86%的镍-铁精矿,实现了红土镍矿和赤泥中有价金属镍、铁的协同回收。

磷石膏预处理-浮选强化分离提纯新工艺

采用分级预先抛尾-浮选新工艺对某磷石膏进行提纯除杂试验研究。对该磷石膏进行工艺矿物学分析,原矿中CaSO_(4)·2H_(2)O质量分数为89.35%,主要化学成分为SO_(3)、CaO、SiO_(2)和P_(2)O_(5),其中硅、磷等有害元素主要集中在+140μm和-28μm两个粒级范围内,可采用分级法预先去除,提高浮选入选物料中CaSO_(4)·2H_(2)O质量分数。浮选分离结果表明,在煤油用量为60 g/t,十二胺用量为200 g/t,水玻璃用量为400 g/t,矿浆pH值为3.0,2#油用量为40 g/t,浮选质量分数为30%的条件下,可获得产率为95.63%、CaSO_(4)·2H_(2)O质量分数为98.03%的石膏精矿,二水石膏与杂质实现有效分离,为磷石膏后续资源化综合利用提供了有利条件。Zeta电位分析结果表明,在pH值3.0左右,捕收剂十二胺与二水石膏表面吸附效果较好,为浮选矿浆pH值选择提供理论支撑。

含铁铜尾矿选冶联合分选提铁研究

对某含铁铜尾矿进行了选冶联合回收铁的试验研究。结果表明,采用强磁选预富集-焙烧-弱磁选工艺从该含铁铜尾矿中回收有价金属铁,在强磁选磨矿细度-0.06 mm粒级含量90%、磁场强度0.8 T,焙烧温度800℃、焙烧时间20 min,弱磁选磨矿细度-0.06 mm粒级占90%、磁场强度0.12 T的综合工艺条件下,获得了铁品位58.38%、铁回收率81.11%的铁精矿产品,提铁效果明显。

低品位钒矿硫酸化焙烧-浸出提钒工艺试验研究

为实现某低品位钒矿中钒的有效提取,采用低温硫酸化焙烧预处理技术,强化含钒矿物伊利石在焙烧过程中晶体结构破坏和物相转变,为焙砂水浸提取钒创造有利条件。重点考察了焙烧温度、焙烧时间、原矿粒度、硫酸用量等因素对钒浸出率的影响及焙烧过程中的物相演变规律。结果表明:在焙烧温度为250℃、焙烧时间为2 h,原矿粒度为-0.096 mm、硫酸用量为40%的最佳焙烧条件下,钒浸出率可达83.64%。原矿、焙砂及浸出渣的XRD分析结果表明:在硫酸和升温的协同作用下,原矿中铝硅酸盐矿物晶格被有效破坏,伊利石与硫酸反应生成了重钾矾和易于浸出的水钒钠矿,脉石矿物方解石则反应生成石膏,为水浸提取钒创造了有利条件。焙烧过程的热力学计算进一步验证了低温硫酸化焙烧—水浸提钒工艺的可行性。

钪精矿与硫酸法钛白废液协同浸出分离钪

含钪钒钛磁铁尾矿经过分选工艺富集至含钪量为66.2_(4) g·t^(-1)的钪精矿;含钪钛白废酸采集于四川德阳地区,其钪含量为3.661 mg·L^(-1)。钪精矿采用焙烧改性处理后,利用含钪钛白废液作为协同浸出分离钪的浸出剂。研究结果表明:在无盐焙烧、焙烧温度为850℃,焙烧时间2.0 h,浸出温度80℃,浸出时间2.0 h,浸出液固比8 mL/g,助剂为NH_(4)F,助剂用量为12%条件下浸出效果最佳,钪的浸出率可达到83.90%,浸出渣钪含量下降到11.50 g·t^(-1)。钪精矿、焙烧矿和浸出渣的SEM-EDS,XRD表征表明:主要含钪矿物辉石类、长石类等经过焙烧改性后,为钛白废液浸出钪创造了有利条件,钪离子在酸浸时能够被有效地释放,实现了从废渣和废酸中协同强化浸出钪的目的。同时热重分析显示钪精矿在焙烧时会有两次失重现象。浸出过程中的热力学分析证明了浸出反应的可行性。

拜耳法赤泥钙盐氯化还原焙烧—弱磁选提铁

云南文山某地拜耳法赤泥中全铁(TFe)的质量分数为26.86%,主要含铁矿物为Fe_(2)O_(3)和FeSiO3,铁是影响Sc,Ti,Ga等有价组分提取的关键金属.基于此,本研究提出钙盐氯化还原焙烧—弱磁选深度提铁工艺,将拜耳法赤泥与焦炭、氯化钙、次氯酸钙按一定比例混匀后置入焙烧炉中进行氯化还原焙烧,强化铁从弱磁性铁矿物转变为强磁性铁矿物,焙烧矿冷却后经湿式磨矿至一定细度的物料,采用弱磁选回收铁,获得铁精矿.研究结果表明:添加CaCl_(2)和Ca(ClO)2可促进FeO转变为FeCl_(3)后,在焦炭表面被还原成Fe0,方解石分解产生的CaO可促进FeSiO3被还原成Fe0,显著提高焙烧矿中金属铁的质量分数,有利于焙烧矿弱磁选回收铁.在m(赤泥)∶m(焦炭)∶m(氯化钙)∶m(次氯酸钙)=100∶16∶15∶8、焙烧温度为1373 K、焙烧时间为80 min、弱磁选磁场强度为0.18 T、弱磁选磨矿细度小于0.045 mm占比90%的综合工艺条件下,TFe质量分数为81.91%、Fe回收率为91.14%的铁精矿中的主要矿物为Fe0和Fe3O4,分别占全铁的79.62%,17.84%.