氟碳铈矿氧化焙烧-盐酸催化浸出新工艺研究

针对氟碳铈矿盐酸处理过程中稀土浸出率低,高价值非铈稀土进入富铈渣造成高价元素低值利用,以及伴生资源氟综合利用等问题,研究开发了低温焙烧-催化浸出技术,考察了焙烧温度、浸出温度、盐酸用量、液固比及添加浸出助剂等对稀土浸出率的影响。在优化工艺条件:焙烧温度500℃,浸出温度50℃,酸矿质量比1.75∶1,液固质量比2∶1时,总稀土浸出率达到65.1%,非铈稀土浸出率为93.3%,浸出渣中CeO2/TREO为94.1%。本工艺简化了工艺流程,节省了大量化工原料消耗,降低了成本,整个过程实现了无氟排放,具有低消耗、高效能等特点,取得了良好的环保、经济和社会效益。     

HCl-H_2O_2溶液浸出氟碳铈矿的研究

以混合型稀土精矿为研究对象,采用HCl-H2O2溶液浸出氟碳铈矿,达到独居石与氟碳铈矿分离的目的。考察了焙烧温度、盐酸浓度、液固比、双氧水用量、浸出温度、浸出时间等对稀土精矿浸出率的影响规律,并得出最佳浸出工艺条件为:焙烧温度:600℃,焙烧时间:2 h,盐酸浓度:6 mol·L-1,液固比:30∶1,双氧水用量:10 m L,浸出温度:90℃,浸出时间:90 min。通过此实验条件,稀土精矿中氟碳铈矿的浸出率达到了98.69%,使稀土精矿中的氟碳铈矿大部分进入溶液中,达到与独居石分离的目的,为浸出氟碳铈矿的工艺提供新思路。     

硅酸钠焙烧提取钙热还原稀土冶炼渣中稀土的研究

采用钙热还原法生产稀土金属时会产生大量的稀土冶炼渣,渣中稀土的存在形式包括稀土金属单质、稀土氧化物和稀土氟化物,其中的稀土金属和稀土氧化物易于被无机酸直接浸出,而氟化稀土则难被酸浸出,成为从钙热还原稀土冶炼渣中高效回收稀土的瓶颈。在工业生产氟化钠晶体方法的启发下,开发了九水硅酸钠焙烧-HCl浸出提取钙热还原稀土冶炼渣中稀土的方法,通过九水硅酸钠焙烧钙热还原稀土冶炼渣,将渣中稀土氟化物转型为易溶于酸的稀土氧化物,而氟元素则转型为Na F被水洗除去,实现了稀土和氟的高效分离。考察了焙烧温度、时间和HCl浓度等因素对稀土提取率的影响,结果表明:在焙烧温度为850℃,焙烧时间为2 h,九水硅酸钠与钙热还原渣质量比为1∶1,酸浸温度为60℃,酸浸时间为1. 5 h,HCl浓度为4 mol·L~(-1),液固比为11∶1的条件下,稀土提取率高达99. 06%。     

微波氯化分解氟碳铈矿的研究

采用微波加热技术氯化分解四川冕宁60%品位的氟碳铈精矿(含氟碳铈矿57.78%，氟碳钙铈矿33.86%)，利用无水MgCl₂作为氯化剂，活性炭作为辅助剂，实现了微波场中空气气氛下氟碳铈精矿的无氧化焙烧分解。通过热重-差热分析(TG-DSC)、 X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)和能谱(EDS)分析等检测手段，阐明了微波氯化分解氟碳铈精矿的无氧化反应机理，得到了主要以氯氧化稀土(REOCl)和氟化镁(MgF₂)为主的微波焙烧矿。通过实验，确定了微波氯化分解工艺的最佳参数：微波功率1200 W，焙烧温度800℃，焙烧时间30 min，矿盐比(氟碳铈精矿∶无水氯化镁∶活性碳)为1∶0.25∶0.18。在此条件下，氟碳铈精矿的分解率为96.23%，酸浸液中氟的浸出率只有23.35%，铈的氧化率小于0.6%。     

稀土与天青石共伴生矿焙烧及浸出过程研究

稀土与天青石共伴生多金属矿主要由稀土氟碳酸盐和天青石组成,研究了含稀土和锶的混合矿的焙烧及浸出过程,考察了焙烧温度、焙烧时间、浸出初始酸浓度、浸出温度、浸出时间等对浸出率的影响,获得优化的工艺参数为:焙烧温度500℃,焙烧时间2 h,浸出初始酸浓度1.0 mol.L-1,浸出温度35℃,浸出时间1 h,稀土浸出率达95%以上,锶浸出率小于5%,几乎不进入溶液相而保留在固相浸出渣中得以分离和富集。     

硅酸盐稀土渣硫酸铵焙烧浸出研究

采用高温直接还原-磁选-(NH4)2SO4焙烧-水浴浸出的工艺流程,从低品位含稀土尾矿中提取稀土。主要考察了(NH4)2SO4配量,焙烧温度和焙烧时间等实验参数对La,Ce,Nd浸出率的影响。通过SEM-EDS,XRD和TG-DSC表征了尾矿经高温直接还原后稀土的赋存状态、不同温度(NH4)2SO4焙烧富稀土渣过程中的物相变化和浸出渣及浸出液烘干后析出晶的物相成分。结果表明:稀土尾矿经高温处理后分别得到了高品位铁精粉和富稀土渣。稀土元素主要以Ca2RE8(Si O4)6O2,CaRE2(Si O4)2硅酸盐形式存在。优化实验条件下,(NH4)2SO4与富稀土按8∶1混匀,400℃焙烧45 min,80℃热水浴浸出时间1 h,浸出液液固比10∶1,La,Ce,Nd浸出率分别为96.13%,98.88%,97.10%。经(NH4)2SO4焙烧处理后,稀土元素的最终产物变为可溶性的(NH4)RE(SO4)2和RE2(SO4)3,萤石部分转变为Ca SO4。     

MgCl_2焙烧分解白云鄂博氟碳铈矿的研究

针对氟碳铈矿高温焙烧产生含氟废气治理难度大,采用MgCl_2焙烧分解白云鄂博氟碳铈矿精矿。研究了焙烧温度、焙烧时间、盐矿比等工艺参数对稀土提取率的影响,得到最佳工艺条件:焙烧温度460℃,焙烧时间90 min,矿盐质量比1∶1.3,氟碳铈矿中的稀土提取率达到98.9%。通过热重分析(TGA-TG)、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)和能谱分析(EDS)等方法,研究了MgCl_2分解氟碳铈矿氯化焙烧过程的反应机制:氟碳铈矿与MgCl_2分解产物反应生成氯氧化稀土,氯氧化稀土进一步分解得到氧化稀土,氟以MgF_2的形式存在。此工艺节能环保,有效解决了含氟废气问题。     

两步酸浸法提高铈和铽浸出率的工艺研究

为了提高废弃荧光粉中Ce~(4+)和Tb~(3+)的浸出率,采用两步酸浸法。研究了助浸剂对蓝粉和绿粉的镁铝尖晶石结构的破坏作用,不同酸浸工艺参数对Ce和Tb浸出率的影响;对添加助浸剂后的酸浸反应动力学进行研究,并采用阿伦尼乌斯方程计算酸浸反应活化能。结果表明:不同助浸剂对尖晶石结构破坏作用不同,质量比为1∶0.8的柠檬酸钠作为助浸剂效果最优。酸浸工艺参数对Ce~(4+)和Tb~(3+)的浸出率具有重要的影响,最优工艺:HNO_3的浓度为2 mol·L~(-1),浸出温度60℃,浸出时间为2 h,反应转速300 r·min~(-1)。在最优工艺和质量比为1∶0.8的柠檬酸钠作为助浸剂的条件下,Ce~(4+)和Tb~(3+)浸出率分别达到了98.88%和97.12%。通过建立酸浸反应动力学模型和计算酸浸反应活化能,得到了加入助浸剂的浸出过程受扩散控制。     

活化温度对包头稀土精矿酸浸过程的影响

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。     

HCl-柠檬酸配合浸出稀土氧化物的研究

以白云鄂博稀土精矿-钙化焙烧-HCl浸磷后的矿物为原料,用HCl-柠檬酸混合溶液浸出稀土并对浸渣进行了场发射扫描电镜和能谱分析。考察了HCl-柠檬酸混合溶液浸出过程中HCl用量、柠檬酸用量、反应温度、反应时间、搅拌速度及液固比对稀土、氟浸出率的影响,并采用五因素正交回归试验对工艺参数进行了优化。结果表明:在HCl浓度3.0 mol·L~(-1),柠檬酸浓度0.3mol·L~(-1),反应温度40℃,液固比9∶1,反应时间40 min,搅拌速度300 r·min~(-1)时,稀土的浸出率大于92.0%,氟的浸出率小于5.0%,实现了稀土与氟的分离。     

包头磁尾矿的铝盐混合焙烧-酸浸萃取稀土的研究

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。     

平朔矿区粉煤灰中有价锂元素的浸出实验研究

山西平朔矿区煤中发现伴生锂矿,且燃煤过程中元素Li二次富集,使得粉煤灰有可能成为宝贵锂资源的理想替代来源。为了提取富锂粉煤灰中有价元素Li,以平朔某发电厂粉煤灰为研究对象,使用X射线荧光光谱仪(XRF)和电感耦合等离子体质谱仪(ICP-MS)测定粉煤灰中常量和Li元素含量,采用NaCl焙烧—HCl浸出的方法,确定粉煤灰最佳焙烧、酸浸条件,并结合扫描电镜(SEM)对形貌特征进行表征。结果表明,粉煤灰中常量元素Si、Al占主体,有价元素Li较富集;矿物主要为莫来石和刚玉;粉煤灰在950℃、与NaCl助剂1∶2条件下焙烧,加入4mol·L~(-1) HCl在150℃、固液比为1∶20条件下酸浸4h,Li元素浸出效果最佳,可达62.31%。粉煤灰焙烧后形貌蓬松度较大,与焙烧前相比变化明显,有利于Li的高效浸出。     

包头混合稀土精矿络合浸出的研究

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.     

包头混合稀土矿清洁冶炼资源综合提取技术研究

研究了烧碱溶液连续焙烧分解包头混合稀土精矿综合提取有价元素制备氯化稀土的工艺。对混合稀土精矿和烧碱溶液的混合矿浆进行了不同温度的连续焙烧,研究了焙烧温度对稀土分解率、铈氧化率和氟、磷溶出行为的影响,考察了该工艺对不同稀土品位精矿的适应性。结果表明:使用56%品位的稀土精矿,300℃以上焙烧时稀土分解率达到97%以上,铈的氧化率达到93%以上。提出了包头混合稀土矿液碱连续焙烧分解、水洗除氟、盐酸分步溶解、萃取回收磷和铁,中和除钍后得到氯化稀土溶液的资源综合提取工艺,精矿中稀土、氟、磷、钙、铁和钍得到综合回收。     

HCl-AlCl_3溶液络合浸出稀土氧化物和氟化钙的研究

CaO-NaCl-CaCl2焙烧包头混合型稀土精矿的产物经脱磷处理后,矿物中的物相主要为稀土氧化物和氟化钙。以较低浓度AlCl3作为助浸剂用HCl溶液浸出矿物,利用低浓度的Al3+与氟形成氟铝配合物,有效地帮助难溶物相氟化钙浸出,同时避免浸出过程中氟离子与稀土形成氟化稀土沉淀而造成损失。结果表明:盐酸浓度为3 mol.L-1,Al3+浓度为0.25 mol.L-1,温度为60℃,液固比为10∶1,浸出时间为60min,搅拌速度为200 r.min-1时,稀土氧化物的浸出率为70.8%,氟化钙的浸出率为55.8%。五级逆流浸出后,RE2O3的浸出率为99.6%,CaF2的浸出率达到98.5%。     

直接还原熔分-酸浸出处理稀土复合铁矿实验研究

采用高温直接还原熔分工艺处理白云鄂博稀土复合铁矿,在1400℃条件下还原12和15 min,可得到含Fe 94.35%~95.20%的珠铁和含稀土9.71%~10.55%的富稀土渣。直接还原熔分过程未添加CaCO_3获得的稀土渣其稀土相以Ce_(4.667)(SiO_4)_3O析出,当配加5%的CaCO_3时,稀土富集相转变为铈磷灰石(Ca_3Ce_2[(Si,P)O_4]_3F),但两种稀土富集相均属于硅酸盐系。将获得富稀土渣磨碎至74μm并置于HCl中浸出,实验结果表明:在HCl浓度1 mol·L~(-1),浸出时间2 h,固液比为1∶14和环境温度50℃时,稀土浸出率均能达到95%以上,还原熔分过程未添加CaCO_3设定还原时间12和15 min或还原熔分过程加入5%CaCO_3还原时间12 min,富稀土渣中Th的浸出率从21.92%分别增加到31.43%和51.58%。     

从钙热还原氟化稀土渣中提取稀土热力学分析

在已有较优直接酸浸和碱处理(碱煮、焙烧)-酸浸工艺条件下,对钙热还原稀土渣(简称稀土渣)进行酸浸热力学理论分析,应用X射线多晶衍射仪(XRD)分析碱处理过程物相变化,应用扫描电镜型附带的能谱仪(SEM+EDS)对碱煮的样品进行线性扫描和元素分析。热力学理论计算和实验结果均表明:碱煮条件下,氟化稀土能转化为氢氧化稀土;碱性添加剂焙烧条件下,氟化稀土能转化为氧化稀土,但NaOH,Na_2CO_3焙烧-酸浸工艺稀土却不能完全浸出,原因是酸浸过程CaF_2对稀土浸出影响大。此外,碱煮-酸浸的稀土提取率低,原因是碱煮时新生成的氢氧化稀土"包裹"了氟化稀土,阻碍了氟化稀土进一步碱转。在与添加Na_2SiO_3焙烧方面,Na_2SiO_3焙烧处理能削减CaF_2对稀土浸出的影响,使稀土接近完全浸出,因为酸浸Na_2SiO_3焙烧产物将生成偏硅酸和SiF~(6-)络合物,[SiF_6]~(2-)络合物的生成结合了CaF_2中大量的F-,同时抑制了稀土离子对CaF_2的解离作用,促进了稀土的浸出。此时,溶液中CaF_2固体与Ca~(2+),[SiF_6]~(2-)和稀土离子共存达到新的平衡。     

HNO3-Al（NO3）3溶液分离包头混合稀土精矿的研究

根据Al3+与F-能形成稳定的络合离子[AlF6]3-,采用HNO3-Al(NO3)3溶液络合浸出包头混合稀土精矿中的氟碳铈矿。热力学分析结果表明:HNO3-Al(NO3)3体系对稀土精矿浸出反应为自发过程。考察了HNO3浓度、Al(NO3)3浓度、液固比、搅拌速度、温度、搅拌时间这些因素对稀土精矿浸出的影响。实验结果表明:在HNO3浓度3 mol·L-1,Al(NO3)3浓度1.5 mol·L-1,液固比30∶1,搅拌速度300 r·min-1,温度100℃,搅拌时间90 min的条件下,稀土精矿中氟碳铈矿的浸出率达到92.18%,氟碳铈矿与独居石基本分离。通过产物层受界面交换和扩散混合控制的新缩小核模型可用来描述浸出过程的动力学,计算推导出了反应的宏观动力学方程。     

低品位菱锰矿浸出锰的工艺条件研究

对低品位菱锰矿浸出工艺条件进行了研究,发现还原剂(绿矾、煤粉及双氧水)、硫酸、液固比、pH值、浸出温度及时间等因素对锰浸出率存在重要影响.通过单因素分析试验,得出最优工艺条件:当矿酸比为1∶ 0.324、温度为90℃、液固比为6:1、pH值为4.50、浸出时间为5h时,锰的实际浸出率可达80%以上.该工艺具有能源消耗低,生产成本低,锰的回收率高等优点.     

白云鄂博稀土矿的超声波强化浸出工艺研究

针对现有碱法工艺中酸浸碱饼环节中存在浸出时间长、温度高、环境差、间歇性操作等问题,采用超声波浸出过程,研究起始液固比、 HCl浓度、超声功率、浸出温度及浸出时间对稀土浸出率的影响规律。结果表明:超声强化手段在稀土的浸出过程中具有明显的作用,稀土的最佳浸出条件为起始液固比1.3∶1, HCl浓度5 mol·L~(-1),超声波功率50 W,浸出温度为常温,浸出时间20 min,在此条件下稀土的浸出率为93.89%。室温条件引入超声可以替代常规高温加热,缩短反应时间,降低反应能耗,为稀土浸提工艺的改进提供了新的思路。