氟碳铈矿精矿焙烧稀土浸出新工艺研究

以四川冕宁氟碳铈矿精矿为研究对象,提出了一种减少氟碳铈矿中Ce(Ⅲ)的氧化来提高稀土浸出率的新工艺。通过控制焙烧温度和焙烧助剂NaHCO_3用量,利用焙烧助剂分解产物Na_2CO_3熔融包覆矿物以减少Ce(Ⅲ)的氧化,经水洗、酸浸过程,促使氟碳铈矿中铈进入酸浸液而减少留在酸浸渣,从而实现铈的浸出回收,提高总的稀土浸出率。得到的优化工艺条件为:NaHCO_3与氟碳铈矿质量比为40%,于900℃焙烧2 h,水洗温度50℃,水洗液固比10∶1,盐酸浓度为2 mol·L~(-1),酸浸液固比为15∶1,温度75℃酸浸2 h。在此条件下,总稀土浸出率达93.23%,铈的浸出率为87.43%。     

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。     

钕铁硼废料(NH_4)_2SO_4焙烧法回收稀土

将钕铁硼废料与(NH_4)_2SO_4混合后焙烧,选择性回收钕铁硼废料中的稀土成分。采用单因素控制变量的方法对焙烧过程中的焙烧温度、焙烧时间、钕铁硼与(NH_4)_2SO_4混料质量比进行研究,结合稀土、铁等浸出率的影响,结果表明:焙烧温度400℃,焙烧时间120 min,钕铁硼与(NH_4)_2SO_4混料质量比1∶2,该条件下稀土可以获得较高的浸出率,约为92%,而Fe的浸出率仅为3%。通过对原料和焙烧后的产物进行热力学、扫描电镜、 X射线衍射和热重差热分析,综合分析得知钕铁硼废料中的主要成分REFeO_3, Fe_2O_3, RE_2O_3和Al_2O_3等发生硫酸化反应,生成RE_2(SO_4)_3和(NH_4)_3Fe(SO_4)_3及(NH_4)Al(SO_4)_2等。升高温度不利于REFeO_3的反应,从而抑制大部分Fe的硫酸化。经过焙烧,稀土以可溶性硫酸盐的形式存在,铁铝等杂质保持一个低的浸出率大部分留在渣中。     

燃烧与催化气化灰中铝溶出行为的研究

实验对比了燃烧灰与负载Na_2CO_3催化气化灰中Al的溶出行为,考察了Na_2CO_3负载量(0-15%,质量分数)和温度(600-1 000℃)对催化气化灰中主要矿物组成与Al溶出行为的影响。同时,采用XRD分析了燃烧灰、催化气化灰以及酸浸残渣的主要组成。结果表明,燃烧灰的主要组成为莫来石,而催化气化灰的主要组成为硅铝酸钠((Na_2O)_(0.33)NaAlSiO_4)。6 mol/L硫酸、60℃和30 min浸取条件下,燃烧灰的浸出率只有40%,而Na_2CO_3负载量为10%的催化气化灰的浸出率达到88%。催化气化灰更易于回收灰中的Al。     

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。     

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。     

植物提取液沉淀CeCl_3工艺试验

创造性地采用速生植物提取液沉淀CeCl_3料液,分析研究了植物提取液沉淀CeCl_3的反应机制,考察了CeCl_3浓度、反应温度、反应时间、晶种加入量、陈化时间等因素对沉淀产品稀土总量的影响,并对制得的稀土沉淀物进行了化学成分分析以及X射线衍射、差热-热重、扫描电镜和粒度检测。结果表明:植物提取液主要成分为Na_2CO_3, NaHCO_3等碳酸盐类物质,用植物提取液沉淀CeCl_3,得到的沉淀产品为Ce_2(CO_3)_3。沉淀反应的最佳CeCl_3浓度为180 g·L~(-1)(以稀土氧化物计即以REO计),反应温度为30℃,晶种量为5%,反应时间为120 min,陈化时间为2 h,沉淀制得Ce_2(CO_3)_3稀土总量达46.67%,且粒度较大,各项质量指标均优于Ce_2(CO_3)_3产品国家质量标准。     

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。     

碱金属碳酸盐在煤气化中的催化作用——(Ⅱ) 在C-H_2O反应中Na_2CO_3的催化活性

本文研究了气化温度、Na_2CO_3载量和煤(焦)粒度对水蒸汽与几种焦反应的影响。实验室结果表明,当气化温度为750—950℃时,加入Na_2CO_3能使水蒸汽的分解率α从53%提高到100%。水蒸汽分解率的提高几乎同碳一汽反应转变成CO和H_2的化学计量一致。在考察Na_2CO_3对不同试样的活性影响后认为,冶金焦反应性最差。     

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%。     

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%。     

钠碱焙烧分解混合型稀土精矿工艺中稀土与氟磷的强化分离研究

针对包头混合稀土精矿钠碱焙烧分解产物中氟、磷洗涤率低的问题,研究了水洗温度以及高压分解对焙烧矿中氟、磷洗涤率的影响。结果表明:常压下,水洗温度80℃,氟的洗涤率为75.65%,磷的洗涤率为40.87%;高压条件下,反应温度240℃,氟的洗涤率可达到95.11%,磷的洗涤率可达到62.85%。运用XRD,SEM-EDS分析发现:混合稀土精矿钠碱焙烧分解生成的Na_3PO_4,NaF易与Ca(OH)_2形成低熔点共熔体,胶结于稀土氧化物的边缘或者充填于其孔洞、裂隙内,是氟、磷洗涤率低的主要原因。高压反应对于稀土和氟、磷的分离具有强化作用,提高氟、磷的洗涤率。     

活化焙烧分解含钾页岩提钾的研究

本试验对贵州铜仁万山地区含钾页岩进行提钾研究。在焙烧过程中,通过添加低熔点的助熔剂来降低含钾页岩焙烧提钾的温度,分别添加Na_4P_2O_7·10H_2O、P_2O_5、Na HCO_3等作助熔剂进行了实验研究,经对比实验选择了Na HCO_3作助熔剂。考察助熔剂与含钾页岩的质量比、焙烧温度、焙烧时间对提钾的影响。试验结果表明,利用碳酸氢钠作助熔剂提钾的最佳反应条件是:助熔剂与含钾页岩的质量比为1,焙烧温度为600℃,焙烧时间为1.5 h,在此工艺条件下的有效钾溶出率可达80%。此工艺程序简单,对万山区含钾页岩的浸出研究有一定的科学应用前景。     

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。     

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。     

高活性固体碱Na_2O/Al_2O_3-MgO的合成与表征

过量NaOH易引起铝离子流失,造成以Al_2O_3-MgO为载体的催化剂性能不稳定,为此以NH3为沉淀剂制备了Mg-Al共沉淀物,进而通过Na_2CO_3浸渍、老化、焙烧处置,制备了Na_2O/Al_2O_3-MgO催化剂,借助XRD、SEM、SEM-EDS、TG-DSC、N2吸附-脱附等手段对其结构及形貌进行表征,以蒜头果油甲酯化率对其活性进行评价,结果表明:采用共沉淀-浸渍的处理方法可以获得类水滑石片层结构的催化剂前驱体,该前驱体主要分解温度在200~500℃之间,经高温煅烧处理后所得催化剂中有Na-Al及Na-Mg-Al氧化物形成。制备高活性Na_2O/Al_2O_3-MgO催化剂的条件为:镁铝离子比nMg/nAl=3∶1~1∶3、老化时间12 h、焙烧温度550℃、焙烧时间5 h。以nMg/nAl=1∶1时制备的催化剂进行验证实验发现,所得催化剂比表面积为30 m~2·g~(-1)、平均孔径为8.8 nm,是一种介孔催化剂,该催化剂在蒜头果油甲酯化实验中表现出高的催化活性,蒜头果油甲酯化率最高达到96.4%。     

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%。     

唐村煤焦的反应性及其催化气化的初步研究

采用反应速度常数、反应温度,表观活化能三个动力学参数;评价了唐村焦样及其它四种来源于不同工艺过程与不同母体煤的焦炭与CO_2反应的反应性。试验表明,由含C79.81%,H4.99%(可燃基)和活性组份>90%的唐村煤于850℃下炼制的焦炭具有极好的反应性。对于唐村焦炭一水蒸汽系统,于常压、850℃下反应50分钟,催化剂加入量皆为5%(Na/C)时,Na_2S 可使炭的转化率提高到87.5%,Na_2CO_3—80.0%,Na_2S_2O_3—73.0%,Na_2SO_4—70.6%。而不如催亿剂时,其转化率仅为20.9%。试验还发现,NaNO_3与Na_2S 一样,对于唐村煤一水蒸汽反应具有良好的催化作用。     

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。