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Selective separation of iron and scandium from Bayer Sc-bearing red mud

Journal of Rare Earths 2023年第7期41卷 1099-1107,I0005页

作者： Junhui Xiao Kai Zou Nanlan Zhong Deqiang Gao Sichuan Provincial Engineering Lab of Nonmetallic Mineral Powder Modification and High-Value Utilization Southwest University of Science and TechnologyMianyang 621010China Dongfang Boiler Group Co. Ltd.Zigong 643001China Key Laboratory of Ministry of Education for Solid Waste Treatment and Resource Recycle Southwest University of Science and TechnologyMianyang 621010China

In this study,we investigated the separation of iron and scandium from Sc-bearing red mud.The red mud object of our study contained 31.11 wt%total iron(TFe),0.0045 wt%Sc,hematite(Fe_(2)O_(3))and ferrosilite(FeO·SiO_(2))as the main Fe-bearing minerals.The Sc-bearing red mud was treated by a novel deep reduction roasting and magnetic separation process that includes the addition of coke and CaO to extract Fe and enriching Sc from the Sc-bearing red mud.The addition of coke and CaO enhances the transformation of hematite(Fe_(2)O_(3))to metallic iron(Fe~0)and magnetite(Fe_(3)O_(4))as well as the transformation of ferrosilite into metallic iron(Fe~0).The test results show that utilizing the new process a Fe concentrate with a TFe content of 81.22 wt%and Fe recovery of 92.96%was obtained.Furthermore,magnetic separation tailings with Sc content of 0.0062 wt%and Sc recovery of 98.65%were also obtained.The test results were achieved under the following process conditions:roasting temperature of 1373 K,roasting time of 45 min,calcium oxide dosage of 20 wt%,coke dosage of 25 wt%,grinding fineness of90%<0.04 mm,and magnetic field intensity of 0.24 T.The major minerals in the Fe concentrate are metallic iron(Fe~0)and magnetite(Fe_(3)O_(4)).The main minerals in the magnetic separation tailings with a low TFe content of 2.62%are CaO·SiO_(2),Na_(2)O·SiO_(2),FeO·SiO_(2),Ca_(3)Fe_(2)Si_(3)O_(12),CaAl_(2)SiO_6 and CaFe(SiO_(3))_(2).

关键词： Red mud Scandium Iron Deep reduction roasting Magnetic separation Rare earths

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拜耳法赤泥钙盐氯化还原焙烧—弱磁选提铁

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中国矿业大学学报 2023年第3期52卷 585-595页

作者：肖军辉邹凯钟楠岚高德强李成秀西南科技大学四川省非金属矿粉体改性与高质化利用工程实验室四川绵阳621010 东方电气集团东方锅炉股份有限公司四川自贡643001 西南科技大学固体废物处理与资源化利用教育部重点实验室四川绵阳621010 中国地质科学院矿产综合利用研究所中国地质调查局稀土资源应用技术创新中心四川成都610041

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... 详细信息

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%.

关键词：拜耳法赤泥提铁焙烧磁选钙盐

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低品位钒矿硫酸化焙烧-浸出提钒工艺试验研究

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金属矿山 2022年第9期51卷 121-125页

作者：邹凯肖军辉钟楠岚高德强西南科技大学环境与资源学院四川绵阳621010 东方电气集团东方锅炉股份有限公司四川自贡643001 四川省非金属矿粉体改性与高质化利用重点工程实验室四川绵阳621010 固体废物处理与资源化利用教育部重点实验室四川绵阳621010 中国地质调查局稀土资源应用技术创新中心四川成都610041 广东省放射性与三稀资源利用重点实验室广东韶关512026

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... 详细信息

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。

关键词：低品位钒矿提钒硫酸化焙烧浸出 XRD 分析热力学计算

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磷石膏预处理-浮选强化分离提纯新工艺

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非金属矿 2022年第6期45卷 70-73,79页

作者：邹凯肖军辉鲁涛高德强钟楠岚西南科技大学环境与资源学院四川绵阳621010 东方电气集团东方锅炉股份有限公司四川自贡643001 西南科技大学四川省非金属矿粉体改性与高质化利用重点工程实验室四川绵阳621010

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-28... 详细信息

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。

关键词：磷石膏提纯浮选预抛尾 zeta电位

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红土镍矿与赤泥氯化还原焙烧协同制备镍-铁精矿

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金属矿山 2022年第10期51卷 107-112页

作者：高德强肖军辉李成秀钟楠岚邹凯四川省非金属矿粉体改性与高质化利用工程实验室四川绵阳621010 东方电气集团东方锅炉股份有限公司四川自贡643001 固体废物处理与资源化利用教育部重点实验室四川绵阳621010 中国地质科学院矿产综合利用研究所中国地质调查局稀土资源应用技术创新中心四川成都610041

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... 详细信息

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。

关键词：氯化还原焙烧红土镍矿赤泥镍-铁精矿

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