CN117403079A - 富铁的含稀土矿石的处理 - Google Patents

富铁的含稀土矿石的处理 Download PDF

Info

Publication number
CN117403079A
CN117403079A CN202311258948.2A CN202311258948A CN117403079A CN 117403079 A CN117403079 A CN 117403079A CN 202311258948 A CN202311258948 A CN 202311258948A CN 117403079 A CN117403079 A CN 117403079A
Authority
CN
China
Prior art keywords
slag
rare earth
smelting
ore
metal
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN202311258948.2A
Other languages
English (en)
Inventor
K.比萨卡
I.索巴迪
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Mintek
Original Assignee
Mintek
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Mintek filed Critical Mintek
Publication of CN117403079A publication Critical patent/CN117403079A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/06—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by carbides or the like
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B59/00—Obtaining rare earth metals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00—Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B3/00—General features in the manufacture of pig-iron
    • C21B3/02—General features in the manufacture of pig-iron by applying additives, e.g. fluxing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B3/00—General features in the manufacture of pig-iron
    • C21B3/04—Recovery of by-products, e.g. slag
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006—Wet processes
    • C22B7/007—Wet processes by acid leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04—Working-up slag
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/10—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with refining or fluxing agents; Use of materials therefor, e.g. slagging or scorifying agents
    • C22B9/103—Methods of introduction of solid or liquid refining or fluxing agents
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本申请涉及富铁的含稀土矿石的处理。一种处理富铁的含稀土矿石的方法，其包括冶炼矿石以将矿石中的稀土氧化物矿物富集至炉渣相中并从炉渣提炼稀土氧化物矿物的步骤。

Description

富铁的含稀土矿石的处理
本申请是申请号为201780039207.1母案的分案申请。该母案的申请日为2017年4月26日；发明名称为“富铁的含稀土矿石的处理”。
技术领域
本发明涉及从富铁的含稀土矿石提炼稀土矿物。
背景技术
世界各地发现了富铁的含稀土矿石的大型矿床。这些矿床蕴藏着大量的稀土储量，但是，尽管如此，这些矿床中的一些尚未被开采，这是因为矿石的粉碎和物理分离过程产生精矿，通过湿法冶金方法可从精矿提炼稀土元素已被发现具有挑战性、低效且是不经济的。
本发明的一个目的是提供一种从富铁的含稀土矿石提炼稀土元素的方法。
发明内容
本发明提供一种处理富铁的含稀土矿石的方法，其包括冶炼矿石以将矿石中的稀土氧化物矿物富集至炉渣相并从炉渣提炼稀土氧化物矿物的步骤。
在冶炼步骤中，矿石中的铁氧化物和锰氧化物可被还原为金属相中的低锰生铁。
矿石的冶炼可通过使用适当的熔炉来进行。
稀土氧化物矿物的提炼可以任何合适的方式进行。优选地，炉渣通过控制冷却来调整处理，和在凝固后经粉碎和直接浸出，或在浸出前通过浮选/磁性分离进一步升级。
炉渣被粉碎成适当尺寸，例如大约35微米的尺寸。
粉碎的炉渣可在盐酸或任何其它合适的浸出剂中直接浸出。
在提炼步骤之前，炉渣可被处理以加强浸出过程。例如，至少一种合适的助熔剂可以加入到熔体中，和可通过控制冷却对炉渣进行调整处理。助熔可在熔炉中进行，或者当炉渣从熔炉放出，例如进入调整浇铸桶或进入分离反应器时，助熔剂可加入至炉渣。
在不受限制的情况下，助熔剂可以是石灰、Na2CO3、K2CO3和其它合适的助熔剂(fluxingagent)。
助熔的一个功能是促进炉渣中的尖晶石相、含稀土相和其它相之间结合的断裂，目的是改进炉渣的下游升级和浸出。
附图说明
本发明参考描述本发明的方法中的步骤的附图，以实例的方式进一步说明。
具体实施方式
附图是依据本发明的从矿物学复杂的富铁稀土矿石10提炼稀土元素的方法的步骤的流程图。通常地，这种类型的矿石的稀土氧化物矿物出现在复杂矿物学的晶粒中，和尺寸小于20微米的晶团簇散布在整个氧化铁基质中或作为氧化铁矿物上的覆盖层。常规的粉碎和物理分离过程通常在技术上和经济上对产生精矿都是不可行的，所述精矿可通过湿法冶金技术进一步处理以得到稀土元素。
本发明的方法使用选择性碳热冶炼步骤，以将稀土氧化物类富集至炉渣相，并使矿石中的铁和锰作为低锰生铁在金属相中沉淀。此后，炉渣通过湿法冶金技术处理，以提炼并然后分离稀土元素。
参考流程图，矿石10和合适的还原剂12，如无烟煤，以适当的数量供应给熔炉14。熔炉的过程能量要求，以及由熔炉产生的金属和炉渣相的品质和质量，取决于冶炼条件，特别是取决于熔炉工作温度、矿石10的组成及还原剂12的数量和品质。调节还原剂输入，以实现至少98％铁还原至金属相和最佳熔渣性质，同时选择炉温以进行高效率的炉渣-金属分离。
在冶炼过程中，将助熔剂16加入(在这个实例中)到熔炉14中。助熔的性质使得炉渣得到改变，提高主要金属价值的回收率，改善熔炉运行，以及改进炉渣中有价值的稀土物类的下游升级和浸出。助熔剂16可以是石灰、Na2CO3、K2CO3或硼砂(这些助熔剂类型仅仅是示例性的，而不是限制)。可根据正在处理的矿石类型对最佳助熔剂添加进行调整。
炉渣20从熔炉14放出。取决于矿石10的组成，除了稀土物类和其它造渣成分如SiO2、Al2O3、CaO和MgO外，炉渣20还可含有适当量的BaO、ThO2和SrO。
除了把稀土元素富集到炉渣相，冶炼过程将锰和铁沉淀至金属相中的低锰生铁22。生铁22可在下游过程24中使用适当的技术回收。
作为将助熔剂16加入到熔炉14中冶炼的替代方案，当炉渣从熔炉放出至单独的反应器或浇铸桶时，可以将助熔剂加入炉渣(未示出)。尤其是，助熔技术的设计是为了促进炉渣中尖晶石相、含稀土相和其它相之间结合的断裂，目的是改进炉渣的下游升级和浸出。已知尖晶石相覆盖稀土氧化物晶粒，并防止或阻碍其有效浸出。此外，所采用的助熔技术应该被选择以尽量减少诸如耐火侵蚀和废气堵塞的影响，所述影响会破坏熔炉14的运行。
炉渣20，一旦凝固，在步骤30中粉碎，以产生合适尺寸例如大约35微米的粉碎产物32。然后将产物32直接浸出或在浸出之前升级(步骤34)。盐酸36被用来浸出炉渣。使通过浸出步骤34生产的产物38经历固体/液体分离步骤40，其产生用适当的技术处理的浸出残留物42，以及浸出液46。在随后的杂质排斥步骤48中，将石灰50加入到浸出液46中。使生成的产物52经历固体/液体分离步骤54，以除去沉淀的杂质56，如Al、Fe和Th。将石灰62加入到来自步骤54的液体64中，以沉淀(66)稀土元素68，其随后通过固体/液体分离步骤70回收。
在步骤76中，将硫酸74加入到得自分离步骤70的液体中，以使溶液中的盐酸(78)能够在固体/液体分离步骤80中回收。由步骤80产生的CaSO4沉淀物82以适当的方式处理，同时回收的盐酸78被再循环到直接浸出步骤34。
为证明冶炼步骤14和将稀土氧化物回收到炉渣20中的效率而进行的实验室和试验规模测试已表明，包含在富铁的含稀土矿石10中的超过90％的总稀土元素被回收到炉渣相20中。实现了4至7倍的进料口比率的富集比。测量出15％至25％的拉出量和超过90％的从炉渣20的总稀土元素回收率。炉渣中的总稀土元素含量取决于矿石10的拉出量和总稀土元素等级。
处理的每个单位的矿石10产生约0.4-0.6个单位的生铁22。生铁组成随着矿石10的还原程度和性质而变化。生产出含有75至97％Fe和1至14％Mn(其余的主要是Si和C)的合金。
浸出来自实验室和试验测试的炉渣并收集浸出残留物42，称重并取样以供化学和矿物学分析。经证实，稀土元素的提炼率在90％以上。残留物42的质量是炉渣20的初始质量的30-35％。一般来说，炉渣20中稀土元素富集至产生沉淀物68的总回收率是在80-90％范围内。
所附流程图中所示过程的经济可行性主要取决于采矿和电力成本以及矿石10的稀土元素总等级。在冶炼步骤14期间使用的炉膛的性质可对本发明方法的技术和经济方面有影响。如果使用石墨熔炉，那么炉渣20不一定需要助熔，可以对未助熔的炉渣直接进行HCl浸出。测试表明在不同的酸剂量下，达到介于93％和96％之间的总稀土元素浸出效率。此外，已经证实与酸烘烤和碱(NaOH)裂化相比，炉渣的直接HCl浸出是优选的。还已经观察到，当在浸出前用助熔剂处理炉渣时，轻稀土元素(包括La、Ce、Nd和Pr)的提炼效率降低。
助熔过程的一个好处是冶炼的温度可从约1700℃降低至1600℃。使用石墨或基于碳的耐火材料熔炉是优选的，因为它最大限度地减少了炉渣产物的污染，并且这导致在炉渣中更高浓度的稀土元素。已注意到由于化学腐蚀的影响，与在石墨熔炉中产生的炉渣相比，在氧化铝熔炉或在MgO熔炉中产生的炉渣的稀土氧化物等级相对较低。实际上，使用石墨熔炉不发生炉渣污染。
冶炼测试的实验程序
1.1原材料
矿石
使用富铁含稀土的Zandkopsdrift(ZKD)。矿石中的铁以针铁矿(FeO(OH))的形式存在。这种矿石在熔炉冶炼测试工作前被煅烧，因为针铁矿在约300℃分解，产生Fe2O3和H2O。煅烧前后矿石的化学组成概要在表1和表2中给出。
所供应的矿石的粒度测定是100％通过5mm筛。矿石被粉碎为100％通过75微米筛，这是用于实验室测试工作的适当尺寸，同时-1mm通过被用于100kVA DC电弧冶炼测试工作。
表1：“原样”ZKD矿石的主体化学组成概要
MgO Al2O3 SiO2 CaO TiO2 V2O5 Cr2O3 MnO FeO(OH) S/A S/M P2O5
％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％
1.13 6.48 6.08 2.06 3.87 0.109 0.073 9.09 46.9 0.94 5.38 1.77
La Ce Pr Nd Sm Eu Gd Dy Er TREE Th U
ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm
6060 10200 921 3900 478 145 435 166 99.8 23420 221 71.6
Ho、Tm、Lu、Yb；REE浓度小于100ppm
表2：煅烧ZKD矿石的主体化学组成概要
MgO Al2O3 SiO2 CaO TiO2 V2O5 Cr2O3 MnO Fe2O3 S/A S/M P2O5
％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％ ％
1.6 9.29 8.01 3.47 3.97 0.117 0.03 10.8 50.1 0.86 5.01 NA
La Ce Pr Nd Sm Eu Gd Dy Er TREE Th U
ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ％ ppm ppm
6756 11233 1222 4133 443 117 355 164 954 2.57 279 NA
Ho、Tm、Lu、Yb；REE浓度小于100ppm；S＝SiO2；A＝Al2O3；M＝MgO；NA：未分析
无烟煤
原样无烟煤的粒径分布是100％通过5mm尺寸的筛。其被粉碎至100％通过75微米筛以供熔炉测试，并在100kVA DC电弧冶炼测试中原样使用。所用无烟煤的近似分析在表3中给出。
表3：无烟煤的主体化学组成(质量％)概要
灰分 挥发物 固定碳 总硫
·4.74 ·6.19 ·89.1 0.56
助熔剂
高纯度实验室级Na2CO3、K2CO3、硼砂和CaO被用作助熔剂。
1.2实验室冶炼测试工作
实验室测试在60kW和30kW感应炉中执行。
根据表4中的测试配方，将指定组成的原材料组分混合并填入氧化铝熔炉、菱镁矿熔炉或者石墨熔炉中。功率以20℃/分钟的速率增加直至达到目标温度。此后熔炉在目标温度下保持指定的持续时间。然后关掉熔炉电力，在熔炉内氩气气氛中使熔炉冷却。
表4：实验室冶炼测试的条件
1.3DC电弧熔炉测试工作设施说明用于ZKD矿石冶炼的初步研究的设施由DC电源、熔炉和废气处理系统组成。采用手工进料。
测试条件
将矿石和还原剂的混合物送料至DC电弧熔炉。总共处理6批。2批含有煅烧矿石。在前五批中，通过炉顶供料口将混合物人工送入锅内。当锅足够热时，将第6批(批6)全部一次送入。测试工作根据表5中给出的条件(进料和供电)执行。
表5：100kVADC冶炼测试工作条件
测试 矿石条件 功率[kW] 目标
22 批1 煅烧矿石 50 升温和基线
23 批2 煅烧矿石 50 炉渣和金属产生
24 批3 煅烧矿石 50 炉渣和金属产生
25 批4 原样 60 炉渣和金属产生
26 批5 原样 60 炉渣和金属产生
27 批6 原样 45 炉渣和金属产生
2.结果和讨论
2.1冶炼测试
所有冶炼测试工作的主要目标是研究生产最佳等级的含稀土炉渣的冶炼条件。进行测试工作的目的是提供最佳冶炼配方、操作温度以及要生成的产物的特性。在炉渣中的稀土元素的浓度，炉渣与金属产物之间的清晰分离以及对炉渣产物浸出的适应性是评价冶炼过程的主要参数。
测试工作发展概述-热力学评价
冶炼操作
测定无助熔剂冶炼测试工作炉渣的液相线温度。当FeO被完全还原和MgO假定可以忽略不计时，未助熔炉渣组成估计为44％Al2O3-14％CaO-42％SiO2。因此，使用Al2O3-CaO-SiO2相图，估计这种炉渣的熔点是在1600℃和1700℃之间。
在Al2O3-CaO-SiO2相图中未说明的其它组分，预期对炉渣的液相线温度产生影响。FactSage热力学软件包被用来研究和预测这些其它炉渣组分对炉渣液相线温度和粘度的影响。表6显示由FactSage预测的不同的可能炉渣组合物及其相对熔点。液相线温度预测在假设1atm的氧气分压下进行，并且也在1-10atm的典型制铁氧气分压下进行。
表6：用来预测不同条件的操作温度的FactSage数据
表7：用来预测助熔冶炼测试的操作温度的FactSage数据
总之，从Factsage生成的数据给出这样的指示，即炉渣中的一部分稀土氧化物将呈现可影响炉渣粘度的AlCeO3的固体溶液形式，尽管不同设计的冶炼条件的炉渣液相线温度相对较低。粘度可通过加入助熔剂如CaO降低。然而，这些影响将与REE回收到炉渣的情况进行权衡；炉渣中最高的REE浓度是主要目标。基于三元相图和FactSage热力学预测，如下开发测试程序。
(A)不同的无烟煤添加的无助熔剂冶炼，研究炉渣中残余的FeO对炉渣冶炼温度和流动性(改进金属-炉渣分离)的影响。
·测试于1600℃进行；减少无烟煤的添加将增加炉渣中残留的FeO，因而降低操作温度。固体AlCeO3仍然可存在于炉渣中。
(B)在不同熔炉中加入100％无烟煤的无助熔剂冶炼，目标是优化产生的炉渣中的REE等级(浓度)和金属-炉渣分离的品质。
·测试于1700℃，在所有的熔炉类型中执行。除了温度的影响外，钙钛矿固相的存在以及碱度指数可能是影响液体炉渣的粘度，从而影响金属-炉渣分离的品质的主要参数；然而，实验性测试将验证这一点。
(C)研究不同的炉渣改性助熔剂(Na2CO3、K2CO3和硼砂)对在浸出步骤中REE冶炼和提炼的影响的测试。
·这些测试于1600℃执行。根据FactSage模拟，它们将导致相对较低的炉渣液相线温度，然而，由于可能存在固相钙钛矿及炉渣可能是酸性的，可能需要更高的温度以降低炉渣粘度，并且还保持产生的生铁熔化。由于这些助熔剂对耐火材料具有侵蚀性，所以采用石墨熔炉。
(D)通过降低粘度改进金属-炉渣分离的额外测试。
(E)比较1700℃与1600℃下进行的Na2CO3助熔剂测试，以评价较高温度对金属和炉渣的粘度和分离的影响。
(F)在石墨熔炉中于1800℃的无助熔测试，也研究了较高温度对金属-炉渣分离的影响。以相对较低的CaO助熔剂添加(相对于矿石输入为1-7％)的额外测试。
·这些测试于1600和1700℃执行以研究炉渣碱度对金属-炉渣分离的影响。
稀土元素的分布
Pyrosim和FactSage热力学软件包被用来估计冶炼过程产物的稀土元素分布。以下条件被考虑：
(A)矿石分析是以原材料分析的表1和表2中给出的ZKD矿石为基础的。
(B)加入100％化学计量的碳以供还原Fe2O3、MnO和P2O5。
(C)操作温度1700℃，在FactSage中Ce/Ce2O3被用来代表总稀土元素/氧化物，而钇被用于Pyrosim模型。仅金属和炉渣化学分析以及由所述模型预测的所选元素的回收率概述于表8和表9中。
表8：化学分析/炉渣品质(质量％)
炉渣 Al2O3 SiO2 CaO MgO TiO2 MnO FeO Y2O3
Pvrosim 25.0 23.2 7.95 4.36 13.4 16.1 2.10 7.24
FactSage 21.3 22.3 7.54 4.13 13.7 28.7 2.33 2.93
金属 Fe Mn P C Re/Y
Pyrosim 87.0 10.2 1.59 0.312 -
FactSage 90.1 2.21 1.48 5.78 -
表9：主要元素的回收率(质量％)
炉渣 Al2O3 SiO5 CaO MgO TiO2 MnO FeO Y2O3
Pyrosim 99.9 99.1 99.9 99.8 99.0 42.4 1.20 100
FactSage 85.4 95.4 95.2 94.9 91.9 76.0 1.19 -
金属 Fe Mn P C Re/Y
Pyrosim 98.5 57.6 100 0.99 100-6
FactSage >99.0 11.1 75.6 -
理论预测表明所有的稀土都在炉渣相作为稀土氧化物报告。Pyrosim模型给出的炉渣相的REE浓度为矿石中的REE浓度的4倍，而FactSage模型预测炉渣中相对较低的REE浓度(2.93倍)。与Pyrosim模型比较，由Factsage预测的较低的REE浓度主要归因于相对更低的MnO还原。Ce在FactSage金属中所计算的含量是0.000001％(于1700℃)，这也表明所有的稀土氧化物都在炉渣相报告。实际上，炉渣中固体AlCeO3相的存在将对炉渣最终等级不具有总体影响，而MnO的更有效的还原是可能的。炉渣中稀土的实际浓度可高于预测的水平。由Pyrosim预测的金属与炉渣比是1.56，而由FactSage预测的是1.46；意味着与金属相比，相对较低的炉渣吨数将从这些配方产生。最小化炉渣吨数和优化其在REE中的等级，将对湿法冶炼厂的杂质减至最少，减少提炼过程中消耗品的消耗以及使工厂规模及其资本成本最小。
含稀土氧化物的熔体的粘度的评估
所产生的炉渣主要是由FeO、MnO、SiO2、Al2O3、CaO和MgO及至多13％RE2O3的部分构成。通过忽略RE2O3部分，对炉渣粘度进行了大致分析，虽然热力学上不正确。通过将炉渣组成正常化为4种组分，即SiO2、Al2O3、CaO和MgO，使用7.0来评估由SiO2、Al2O3、CaO和MgO构成的熔体部分的粘度。FeO和MnO被假设完全还原；这将是一种理想的情况。FTOxid数据库被用来计算在1600℃下熔体的液相线以及熔体的相组成。来自FactSage的粘度模块被用来计算液体在液相线温度的粘度。对于在1600℃的计算，使用FactSage中的粘度模块计算熔体的液体部分的粘度，然后利用Roscoe关系调整至总熔体的“表观”粘度，以解释熔体中存在的固体(假设球形粒子)。
由于在氧化铝和氧化镁熔炉中操作时的耐火侵蚀，较高液相线温度的粘性炉渣将在表10中所示的测试1-6中产生。在这些炉渣中，氧化铝固体溶液沉淀。然而，FeO的存在和增加的温度将增加这些炉渣的流动性。
低于1600℃的较低液相线炉渣(在稀土氧化物的不存在下)在石墨熔炉中产生；这些炉渣的粘度是相对高的。金属和炉渣的良好分离在测试5、14和15中实现；这些炉渣具有较低的粘度和略高的碱度指数。通过加入石灰增加炉渣碱度指数被用来改善炉渣-金属分离。
表10：正常化的组成、液相线温度和粘度计算结果
3.实验结果
质量平衡和测试工作概述
实验室冶炼测试工作的总质量平衡在表11和表12中给出。这些表格包括对于研究的各种条件的原材料(矿石、助熔剂和还原剂)、炉渣和金属产物的质量。测试根据研究的特定目标分组如下。
测试1-4研究了对于在氧化铝熔炉中进行的测试，无烟煤添加对炉渣品质和熔化温度的影响。测试1-4证实(确证)，炉渣的熔点随着无烟煤添加的减少而降低，如通过FactSage预测的。最佳操作条件可能没有评价，因为生成的炉渣被侵蚀的耐火材料污染；炉渣中的REO含量被稀释。
测试1、5和6研究使用不同的熔炉/耐火材料(作为熔炉侵蚀的结果)对炉渣化学和最终炉渣REO含量的影响。测试1、5和6分别在氧化铝、菱镁矿和石墨熔炉中执行。在这些测试中的金属-炉渣分离似乎是良好的。最好的耐火材料是具有由矿石产生的原渣的最小侵蚀(或污染最少)(和随后将提供在炉渣中的最佳REO浓度)的耐火材料。此外，如此产生的炉渣还应该是可浸出的。测试6给出最好的结果，而随后的测试都在石墨熔炉中执行。
测试7-13研究了不同的助熔剂添加对为浸出目的产生的炉渣相的影响。由于所用助熔剂对氧化铝和菱镁矿耐火材料的侵蚀性质，这些测试都在石墨熔炉中执行。对于在1600℃执行的测试7-13，未记录金属和炉渣质量，而仅仅提出了炉渣和金属的合并质量。所有的测试几乎没有导致金属-炉渣分离。矿石的冶炼在1600℃有效，如从对熔炉产物的视觉检查观察到的。分离最有可能受到高炉渣粘度的影响，其可能是低碱度指数和固体存在的结果(如表7中的FactSage结果所指明的)。虽然炉渣改性剂的添加降低炉渣的液相线温度，但炉渣中的一部分稀土氧化物可作为高熔点固体存在。
执行测试14-21以研究导致改善金属-炉渣分离的条件。测试14在1700℃执行以研究温度增加对使用Na2CO3助熔的测试(具体是测试10)的金属-炉渣分离的影响。测试15在1800℃执行以研究温度增加对未经助熔的测试6的金属-炉渣分离的影响。测试14和15的炉渣-金属分离似乎分别好于测试10和测试6。
测试16-21用不同水平的CaO助熔，以评价提高炉渣碱度指数对金属-炉渣分离以及对MnO还原的影响。这些在石墨熔炉中执行以将它们针对无助熔剂测试6进行评价。测试16-18在1700℃执行和测试19-21在1600℃执行以评价碱度指数对液相线温度的影响。如在表12中的质量平衡结果所指明的，这些助熔测试导致更好得多的金属-炉渣分离。化学分析表明增加的碱度指数导致MnO的还原增加。测试19-21证实添加CaO还降低炉渣的液相线温度；与无助熔剂添加的测试6比较，更有效的冶炼在1600℃和1700℃进行。所有测试的化学分析如下。
表12：额外测试–质量平衡
表11：质量平衡
NA-无金属炉渣分离，这是由于熔炉失效，或由于炉渣金属分离不良；炉渣中的金属夹带炉渣的化学分析
炉渣的化学分析在表13和表14中给出。
测试1-4：金属-炉渣分离是好的。由于从熔炉耐火材料侵蚀的氧化铝的污染以及用比无烟煤添加的化学计量量相对较低执行的测试中相对较高的FeO含量，炉渣含有相对较低浓度的REO。碱度指数低于0.2。炉渣RE2O3浓度范围是从4.09至6.36％。
测试5：金属-炉渣分离也是良好的。由于从MgO熔炉侵蚀的MgO对炉渣的污染，炉渣含有较低的RE2O3浓度(5.36％)。炉渣具有相对较高的炉渣碱度指数(0.93)，并且这对MnO还原具有正面的影响。炉渣中MnO的浓度低于来自氧化铝熔炉中执行的测试1-4的炉渣。
测试6：金属-炉渣分离是好的。石墨熔炉中产生的炉渣的RE2O3等级(11.6％)高于氧化铝和MgO熔炉。在石墨熔炉中几乎不发生如在氧化铝和MgO熔炉中观察到的炉渣污染。石墨熔炉侵蚀有助于提供一个过度还原环境，这导致比在氧化铝和MgO熔炉中更高的MnO还原。然而，在炉渣中观察到相对较高的FeO含量(3.16％)。对炉渣的铁形态分析表明，炉渣中的FeO(作为Fe2+报告)实际为2.2％。炉渣含有4.2％的夹杂Fe。亚微米金属颗粒夹带至炉渣可能归因于相对较高的炉渣粘度/较高的液相线温度，如在FactSage模型中对炉渣中高REO含量所预测的。炉渣中较高的稀土浓度可导致较高的液相线温度和数量可观的固相钙钛矿(AlCeO3)。在未助熔的不同熔炉测试(1、5和6)之间，石墨熔炉中的无助熔剂冶炼是更优选的。
测试7-13：金属-炉渣分离是差的。收集和分析干净的炉渣碎片。REO浓度在7.13-11.9％范围内是相对较高的。因为这些测试在石墨熔炉中并因此在过度还原的环境中进行，观察到铁和锰的相对较高还原。FeO水平的范围介于0.19和4.98％之间。炉渣中夹杂Fe金属颗粒的范围是从2.8至32.4％。金属-炉渣分离差可能归因于高炉渣粘度，这将是低碱度指数和可能高的液相线温度(由于高REO含量)的结果。
测试14和15：进行这些测试以研究改进金属-炉渣分离的方法。温度增加似乎对炉渣粘度和可还原氧化物的还原有积极的作用。根据炉渣中的Fe分析，测试14的金属-炉渣分离好于测试7-13的分离，而测试15的分离好于测试6中实现的分离。炉渣中Fe含量是相对低的。
测试16-21：研究用石灰助熔冶炼配方，以改进金属-炉渣分离。良好的金属-炉渣分离在所有的CaO水平和操作温度下实现。这归因于由于作为助熔剂的石灰添加到冶炼配方而增加的炉渣碱度指数。炉渣中REO的等级对于测试16-18是在10.9-13.8％范围内和对于测试19-21是在8.39-8.87％范围内。在1600℃进行的测试19-21的炉渣REO等级比测试16-18的那些相对更低，因为MnO在1700℃比在1600℃的还原更高。在1600℃，可增加无烟煤的添加以提高MnO的还原及随后在炉渣中的REO含量。
与测试6中最佳非助熔条件比较，发现添加CaO在导致良好的金属-炉渣分离的测试中是最佳的，其中REO等级至少与测试6炉渣中相等。测试16和17满足这些要求。炉渣REO等级分别是13.6％和12.5％，如在表13中报告的。由于增加炉渣碱度和操作温度(1700℃)，与测试6比较，在这些测试中MnO的还原提高。
在较大的商业运营中，CaO添加可进行至多3％，因为这些将导致炉渣中较高的REO，较低的FeO，较低的MnO，以及更好的熔炉操作，更好的金属-炉渣分离，且在炉渣中几乎没有金属夹杂。然而，最佳配方(非助熔或者助熔)的最重要的参数是有效浸出炉渣的适应性。
表14：炉渣中的其它金属氧化物的化学组成，及总REO
痕量CoO、NiO、CuO、ZnO、PbO<0.01％S＝SiO2；A＝Al2O3；M＝MgO表13：炉渣中的RE化学组成
耐火材料对REO等级和炉渣品质的影响
如在表13和表14中指明的，REO在炉渣相中的浓度从4.09至13.80％变化，这取决于冶炼条件。在它的最高值时，炉渣中的总稀土元素达到其在矿石中的浓度的约5倍，一种明显的升级。氧化铝熔炉中的化学侵蚀是急性的，而MgO熔炉中仍然很明显。因此，在氧化铝和菱镁矿熔炉中进行的测试工作产生REO浓度相对较低的炉渣，而在石墨熔炉中进行的测试(测试6-21)中获得较高的REO浓度。
根据熔炉侵蚀对炉渣品质的影响的以上评价，基于碳的耐火材料将被推荐以尽量减少炉渣污染，因而最大限度地提高炉渣REO等级。操作带有冷固线的熔炉可获得与碳熔炉中冶炼的那些类似的结果；这个选项是高度推荐的。
产生较高的炉渣REO等级并降低炉渣中有害杂质的水平是非常重要的，因为它将减少湿法冶金回路中试剂的消耗，并最终降低工厂的规模和成本，这将对过程经济学产生积极影响。
合金品质
所生产的铁合金的组成见表15。碳饱和铁-锰合金从这些测试中产生。在冶炼过程中，铁比锰优先被还原。在所研究的所有各种条件下，铁的还原几乎是完全的。合金的组成似乎与锰还原的程度密切相关。例如，增加锰还原将增加合金锰含量，同时它通过稀释降低其铁浓度。
因为氧化锰是浸出过程中造成酸消耗增加的不受欢迎的杂质，其在冶炼步骤中还原至合金应被优化。氧化锰的还原受还原剂的添加、温度和炉渣碱度指数的影响。由于较高的炉渣碱度指数，在用CaO助熔的石墨熔炉测试中MnO还原甚至更好。与在用CaO助熔的石墨熔炉中获得的结果比较，在菱镁矿熔炉中进行的测试5的FeO和MnO的还原有明显的差异。
表15：合金分析
金属中的碳和磷
碳饱和铁-锰合金在熔炉冶炼测试中生产。最高水平的P来自测试3和4。这些测试在相对较低的温度下进行，配方中无烟煤的添加小于化学计量的量。因此，生产较低量的金属，同时P2O5几乎完全还原至合金。
对应于最佳炉渣生产的金属组成被认为是最佳金属组成。最佳金属在测试6，和测试16和17中生产。基于这些配方，从这种特定的Zandkopsdrift矿石样本生产的最佳合金组成将是：75-79％Fe，10-12.5％Mn，2-4％C，3-6％Si和0.7-1.3％P。这种合金组成落入由11-13％Mn组成的商品锰钢组成范围内。
金属与炉渣比率
仅对于导致好的炉渣-金属分离的测试，计算了表16中报告的金属与炉渣比率。这些结果与使用Pyrosim和FactSage计算的金属与炉渣比率的理论值进行比较。这些比率可被用来评估熔炉侵蚀对炉渣的污染程度，相对于预测的还原程度，和含有REE的炉渣相对于矿石的质量拉出(mass pull)。
表16：金属与炉渣比率
由于炉渣中存在未还原的FeO和MnO且还由于增加炉渣体积的显著的熔炉侵蚀，对于用低于化学计量量的无烟煤添加进行的测试3和4，无助熔剂冶炼条件的金属与炉渣比率相对较低。
在石墨熔炉非助熔测试中获得较高的比率。高比率归因于以下因素：最少的助熔剂添加，缺乏熔炉侵蚀，和MnO还原至合金的增加。
在测试6中测定了金属与炉渣比率为1.48，其接近于使用Pyrosim和FactSage模型预测的值。在较高温度下重复测试6的测试15导致1.94的比率。由于更好的金属-炉渣分离以及较高的MnO还原，测试15比率是最高的。
如与测试6比较的，测试16-21导致相对较高的金属与炉渣比率，其随着CaO添加的增加而降低。石灰添加促进了MnO的还原，改进了金属-炉渣分离，并且还稀释了炉渣。金属与炉渣比率的结果表明，为了生产较高的REO浓度的可浸出炉渣进料的目的，较高的金属与炉渣比率必须以尽量减少熔炉侵蚀或熔炉材料对炉渣的污染为目标。这可通过使用基于碳的耐火材料或者通过在操作期间发展熔炉冷固线实现。
对炉渣和金属的回收率
表18和表20中分别给出了炉渣相的REE和金属氧化物的回收率。对合金的回收率在表20中给出。仅计算了产生良好的金属-炉渣分离的测试的回收率。
对炉渣的回收率
稀土氧化物在铁氧化物还原条件下是稳定的。在石墨熔炉中进行的测试6-21导致REE回收率在从80至100％的范围内。这些测试且尤其是产生干净的金属-炉渣分离的那些证实，所有的稀土氧化物将在研究的冶炼条件下报告至炉渣相。
稀土在产物流中的分布根据REE分析和产生的炉渣和金属的质量计算。TREE在选择的合金中的浓度非常低，如在表17中指出的。
FeO和MnO在较高的炉渣碱度指数时被明显还原。这特别出现在用CaO助熔的测试16-21中。在所有的这些测试中，炉渣的FeO的回收率是低于3％，表明尽管在一些测试中金属-炉渣分离差，但在所有测试工作中都有效地还原了FeO。然而，约40％的MnO在炉渣中未被还原。
表17：所选合金的REE分析
表18：炉渣相的REE的回收率
表19：氧化物的回收率
表20：对金属的回收率
金属相的Fe、P和Mn的回收率
如在表20中指明的，基于进料中这种元素含量计算的合金的Fe的回收率介于86％和98％的范围之间。这进一步证实，在所进行的测试中FeO还原是有效的，尽管在一些测试中金属和炉渣分离差。
在低的无烟煤添加中，金属的P的回收率最高，而在高的无烟煤添加和高温下，金属的P的回收率最低。
然而，在1700℃的石墨熔炉中进行的测试16中，其中冶炼配方中含1％CaO助熔剂添加，最高比例的REE存在于Ca-硅酸盐相中，在CaAl硅酸盐和富含Ba的Ca-硅酸盐相中检测出较低的量，如可在表12中所示的。这种分布类似于测试6炉渣的分布。
冶炼测试的结论
实验室冶炼测试工作证实，ZKD矿石的冶炼可在约1700℃的温度下，在无助熔剂添加的情况下进行。然而，在添加助熔剂的情况下，冶炼的温度可降低至约1600℃。
在各种熔炉类型中的无助熔剂冶炼证实，应使用石墨或基于碳的耐火材料，因为它最大限度地减少了炉渣产物的污染(稀释)，因而导致炉渣中的较高浓度的REE。然而，高度推荐操作具有有效的冷固线的熔炉以防止熔炉侵蚀。
研究用相对于矿石的1-7％的石灰最少添加的助熔。这提供了干净的金属-炉渣分离以及促进了MnO还原。用最少的CaO(1-3％)助熔最大限度地减少了浸出步骤中的酸消耗，并且它将提高MnO的还原，同时生产高REO等级炉渣。
4.浸出
使冶炼测试中产生的各种炉渣样本经历浸出，以确定稀土元素对浸出的适应性。研究下面所列的3种浸出方法以确定所用的最经济的路线：
1.酸烘烤，
2.氢氧化钠裂化，接着HCl浸出，
3.直接HCl浸出
酸烘烤和水浸出
在氧化铝熔炉的测试25中，用于酸烘烤浸出测试的炉渣在100kVA熔炉中生产。其用Al2O3饱和(由于熔炉侵蚀)，具有低浓度的TREE和高MnO含量。REE和其它金属元素的炉渣组成分别示于表25和表26中。La和Ce是进料固体中存在的主要REE元素，占3.76％的总稀土元素(TREE)含量的几乎70％。样本中的主要杂质是Fe、Mn、Si、Mg、Ca和Al。
酸烘烤程序
使炉渣与预定量的浓H2SO4(98％(m/m))接触。对酸和炉渣的混合物称重并转移到烤盘里。与酸接触的炉渣在规定测试温度的烘炉中烘烤。在烘烤期结束时，对样本称重，然后使它们经历水浸出。
使烘烤的样本经历水浸出以溶解稀土硫酸盐；去离子水被用作浸出剂。以20％(m/m)的矿浆浓度，进行2小时的保留时间的水浸出。测试结束时，过滤整个反应器的内容物。测量滤液体积并对湿润的未洗涤的滤饼称重。称重过的滤饼初始用pH调节的水洗涤3次，此后用1:5比例的去离子水(即1kg样本使用5L去离子水)洗涤。
NaOH裂化和水浸出
碱裂程序
在140℃的温度和20％(m/m)的初始矿浆浓度下，使炉渣样本经历使用50％氢氧化钠(NaOH)裂化4小时。测试结束时，用去离子水稀释全部浆体，然后过滤。过滤的湿滤饼再用去离子水重新制浆一次，以除去夹带的Na，并在水浸出前在烘炉中干燥过夜。测量滤液和残留物并对REE和基础金属进行分析。
来自碱裂测试的残留物被用作水浸出的进料。进行水浸出测试以清洗掉样本中夹带的Na。然后使来自水浸出测试的洗涤过的残留物经历HCl浸出。进行HCl浸出以溶解REE氢氧化物并回收其呈氯化物的形式。一个测试使用葡萄糖作为还原剂进行，而另一个测试在无还原剂的情况下进行。将葡萄糖添加到浆体中的目的是还原Ce(IV)，以改进样本中其它REE的浸出。根据进料中的总Ce，提前加入化学计量量的葡萄糖，以120％的化学计量为目标。两个测试都在40℃下进行4小时，以1.5的pH值为目标。
直接HCl浸出
粉碎炉渣，然后在HCl溶液(16％(m/m)或32％(m/m))中制浆，以所需的目标矿浆浓度(10％和20％)为目标，并搅拌。然后使温度升高至60℃。反应3小时后，过滤混合物并记录湿的未洗涤的残留物的质量。对过滤的滤饼称重，随后重新制浆并洗涤3次(初始用酸化的去离子水(酸化至浆体的pH的去离子水)，随后用去离子水洗涤)。滤饼初始用1倍比率(洗液质量:湿滤饼质量)洗涤，并且用5倍比率(洗液质量:湿滤饼质量)洗涤第二次和第三次。
约95％的浸出效率水平在直接盐酸浸出中达到；其它浸出方法都导致小于60％的浸出效率。
所附流程图中示出的过程的经济可行性在很大程度上取决于采矿和电力成本以及矿石10的稀土元素总等级。在冶炼步骤14期间使用的熔炉的性质可对本发明的方法的技术和经济方面有影响。如果采用石墨熔炉，则炉渣20不一定需要助熔，并且可以进行未助熔炉渣的直接HCl浸出。测试表明，在不同的酸剂量时，获得范围介于93％和96％之间的总稀土元素浸出效率。此外已证实，与酸烘烤和碱(NaOH)裂比较，炉渣的直接HCl浸出是优选的。还已经观察到，当在浸出前用助熔剂处理炉渣时，轻稀土元素(包括La、Ce、Nd和Pr)的提炼效率降低。
助熔过程的益处是冶炼的温度可从约1700℃降低至1600℃。采用石墨或基于碳的耐火材料熔炉是优选的，因为它最大限度地减少炉渣产物的污染，并且这导致炉渣中的较高浓度的稀土元素。已注意到由于化学腐蚀的作用，在氧化铝熔炉或在MgO熔炉中产生的炉渣的稀土氧化物等级，与石墨熔炉中产生的炉渣的稀土氧化物等级比较相对更低。使用石墨熔炉，几乎不发生炉渣污染。

Claims (6)

1.一种处理富铁的含稀土矿石的方法，其包括使用碳热冶炼矿石以生产炉渣的步骤，冶炼的步骤包括加入还原剂并调节还原剂的输入以实现至少98％重量的铁还原，并通过加入至少一种合适的助熔剂并通过控制冷却对炉渣进行调整处理并将炉渣的可浸出物类中的稀土氧化物矿物富集，其中熔渣在固化后，被粉碎至大约35微米的尺寸，并且粉碎的炉渣在盐酸中浸出，以从炉渣提炼稀土氧化物矿物，和其中在冶炼步骤期间，矿石中的铁氧化物和锰氧化物被还原为金属相中的低锰生铁。
2.依据权利要求1的方法，其中在冶炼中加入助熔剂以促进炉渣中尖晶石相、稀土氧化物类和其它相之间结合的断裂，所述结合阻碍浸出。
3.依据权利要求1或2的方法，其中矿石的冶炼通过使用石墨或基于碳的耐火材料熔炉实现。
4.依据权利要求2的方法，其中在提炼步骤之前，助熔剂被加入到溶体中，以促进炉渣中尖晶石相与氧化物元素之间结合的断裂，同时生成的炉渣在固化过程中经调整处理。
5.依据权利要求2或4的方法，其中助熔剂选自石灰、Na2CO3、K2CO3和硼砂。
6.依据权利要求1的方法，其包括用石灰或CaO助熔冶炼以促进MnO还原的步骤。
CN202311258948.2A 2016-04-26 2017-04-26 富铁的含稀土矿石的处理 Pending CN117403079A (zh)

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
ZA2016/02817 2016-04-26
ZA201602817 2016-04-26
CN201780039207.1A CN109689904A (zh) 2016-04-26 2017-04-26 富铁的含稀土矿石的处理
PCT/ZA2017/050026 WO2017190162A1 (en) 2016-04-26 2017-04-26 Processing of iron-rich rare earth bearing ores

Related Parent Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201780039207.1A Division CN109689904A (zh) 2016-04-26 2017-04-26 富铁的含稀土矿石的处理

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN117403079A true CN117403079A (zh) 2024-01-16

Family

ID=59313348

Family Applications (2)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201780039207.1A Pending CN109689904A (zh) 2016-04-26 2017-04-26 富铁的含稀土矿石的处理
CN202311258948.2A Pending CN117403079A (zh) 2016-04-26 2017-04-26 富铁的含稀土矿石的处理

Family Applications Before (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201780039207.1A Pending CN109689904A (zh) 2016-04-26 2017-04-26 富铁的含稀土矿石的处理

Country Status (11)

Country Link
US (1) US10894998B2 (zh)
EP (1) EP3449021A1 (zh)
CN (2) CN109689904A (zh)
AU (1) AU2017257514B2 (zh)
BR (1) BR112018072153B1 (zh)
CA (1) CA3022279C (zh)
MY (1) MY186025A (zh)
NZ (1) NZ747681A (zh)
RU (1) RU2701594C1 (zh)
WO (1) WO2017190162A1 (zh)
ZA (1) ZA201807191B (zh)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7568925B2 (ja) 2021-01-19 2024-10-17 日本製鉄株式会社 希土類元素の回収方法
WO2023137523A1 (en) * 2022-01-20 2023-07-27 Australian National University Recovering rare earth elements

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1003865B (zh) * 1985-05-21 1989-04-12 包钢稀土一厂 稀土精矿球团(或块)矿热炉制备稀土精矿渣和磷铁
CN1055133C (zh) * 1996-08-20 2000-08-02 李才全 综合利用多金属共生白云岩方法
CN101363079A (zh) * 2007-08-10 2009-02-11 有研稀土新材料股份有限公司 一种富铁独居石稀土矿的冶炼方法
CN102643992B (zh) * 2012-04-19 2014-07-30 五矿（北京）稀土研究院有限公司 一种稀土废料的回收方法
KR101450658B1 (ko) * 2012-11-20 2014-10-21 한국지질자원연구원 용융 환원법을 이용한 희토류 농축 방법
RU2551332C1 (ru) * 2013-12-02 2015-05-20 Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) Способ переработки железистых редкоземельных фосфатных руд

Also Published As

Publication number Publication date
WO2017190162A1 (en) 2017-11-02
US20190136343A1 (en) 2019-05-09
CN109689904A (zh) 2019-04-26
US10894998B2 (en) 2021-01-19
BR112018072153B1 (pt) 2022-11-29
EP3449021A1 (en) 2019-03-06
ZA201807191B (en) 2019-06-26
AU2017257514A1 (en) 2018-11-22
CA3022279C (en) 2021-09-21
NZ747681A (en) 2024-02-23
CA3022279A1 (en) 2017-11-02
MY186025A (en) 2021-06-15
RU2701594C1 (ru) 2019-09-30
AU2017257514B2 (en) 2021-11-04
BR112018072153A2 (pt) 2019-02-12

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CA3007755C (en) Lithium-rich metallurgical slag
Tang et al. A cleaner process for lead recovery from lead-containing hazardous solid waste and zinc leaching residue via reducing-matting smelting
Erdem et al. Kinetics of Pb and Zn leaching from zinc plant residue by sodium hydroxide
CN106086437B (zh) 湿法锌冶炼渣的直接还原的方法和系统
CN117403079A (zh) 富铁的含稀土矿石的处理
Wang et al. Leaching of iron concentrate separated from kiln slag in zinc hydrometallurgy with hydrochloric acid and its mechanism
Li et al. Leaching kinetics of magnesium from spent magnesia-chromium refractories
AU2008316326B2 (en) Production of nickel
CN101775531B (zh) 镍钼铜合金及其制备方法
RU2553117C2 (ru) Способ переработки катализаторов, содержащих металлы платиновой группы на носителях из оксида алюминия
CN111979423B (zh) 一种利用石膏渣强化回收铜熔炼渣中有价金属的方法
OA19464A (en) Processing of iron-rich rare earth bearing ores.
KR20200070348A (ko) 코발트 함유 재료로부터 금속을 회수하는 방법
Moosavi-Khoonsari et al. Technology selection for slag zinc fuming process
CA2804288C (en) Pyrometallurgical method
Bisaka et al. Flowsheet Development for The Extraction of Rare Earths Using Mintek’s PyEarth™ Process
NAGRAJ et al. Effect of CaO on the submerged plasma slag fum-ing process
WO2020149777A1 (en) Treatment of ferric iron based material comprising zinc and sulphur
Abdellatif Smelting of calcined basic nickel carbonate concentrate in a 200 kW DC arc furnace
Wang Utilisation of unconventional ferrous materials by sintering
Erdem et al. Investigation of Leaching Kinetics of Pb and Zn from Zinc Plant Residue

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination