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。     

磁尾矿的硼盐混合焙烧抑氟-酸浸提取稀土和制备KBF4的研究

磁尾矿是包头白云鄂博矿经磁选后产生的尾矿,含有大量的稀土和氟资源,对其开发利用具有重大的环境和经济价值。利用F-B强的配位能力采用硼化物焙烧抑氟-盐酸浸出法,以硼砂为抑氟剂,650℃焙烧1.0 h后,稀土矿中RE-F的结合能力被高温下活泼的B弱化,焙烧混合矿继续在80℃条件下4.0 mol·L-1HCl中浸出3.0 h,氟浸出率为96.52%,稀土最大浸出率为76.68%。同样采用P204对浸出液进行萃取,稀土进入有机相,实现了氟、稀土的两相分离,萃余液中添加K+并调节pH,沉淀得氟硼酸钾,产物杂质单一,基本实现了氟的资源化和稀土与氟的分离。     

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。     

MgO焙烧-碳热氯化法提取包钢选矿厂尾矿中的稀土

包钢选矿厂尾矿中含有大量稀土,可以回收利用.提出MgO焙烧-碳热氯化提取包钢选矿厂尾矿中稀士的新工艺.在该工艺中首先将尾矿与MgO混合焙烧脱氟,然后使用氯气作为氯化剂,碳作为还原剂,碳热氯化该脱氟后的尾矿中的稀土,水浸取回收稀土.考察了MgO的用量、碳热氯化时间、碳热氯化温度对稀土提取率的影响.结果表明:尾矿与Mgo焙烧后,700℃氯化反应0.5 h,氯化率高达83%.利用X射线衍射探讨了脱氟过程可能发生的反应.     

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。     

Na_2CO_3-NaOH焙烧高品位混合型稀土精矿的研究

以包头混合型稀土精矿为原料,运用差热分析、X射线衍射分析技术及化学分析等手段,研究了Na_2CO_3-NaOH体系下焙烧温度、焙烧时间、Na_2CO_3加入量、NaOH加入量对稀土浸出率的影响。结果表明:在焙烧温度为500℃,焙烧时间为90 min,Na_2CO_3加入量为20%(质量分数),NaOH加入量为16%(质量分数)的条件下,稀土浸出率达到了99%以上。     

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。     

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%。     

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。     

包头稀土尾矿回收铁的直接还原研究

为了对包头稀土尾矿中的铁进行回收,同时兼顾稀土、铌的富集,采用"煤基直接还原—弱磁选"对稀土浮选尾矿进行了铁的回收试验。考察了焙烧温度、保温时间、配碳比对直接还原产品的金属化率的影响,以及磁场强度对磁选产品铁的品位、回收率和产率的影响。研究发现:在磨矿粒度-200目,焙烧温度为1200℃,保温时间为2 h,固定C/O=1.00的条件下,采用煤基直接还原,得到金属化率86.59%的还原矿;再对还原矿采用磁选管以160 kA.m-1的磁场强度进行弱磁选,从TFe=25.40%的稀土尾矿获得的磁选产品全铁品位达到82.36%,产率为32.08%,回收率达82.91%,稀土、铌均在磁选渣中富集。     

Leaching of rubidium from biotite ore by chlorination roasting and ultrasonic enhancement

Aiming at the problems of the low grade of rubidium (Rb) in biotite, and long leaching time and low leaching efficiency of Rb in mica ore, the chlorination roasting-assisted ultrasonic enhanced water leaching method was employed to extract Rb from biotite ore in this study. During the chlorination roasting process, the optimal conditions were obtained, namely roasting temperature 900 °C, roasting time 40 min, and the mass ratio of ore to calcium chloride 1:1, the optimum leaching rate was 96.75 %. Compared with conventional leaching, the ultrasonic field could greatly shorten the leaching time and realize fast and efficient leaching of Rb. The optimal conditions for ultrasonic enhanced leaching were: ultrasonic power 100 W, leaching temperature 60 °C, leaching time 20 min, liquid–solid ratio 4:1, the Rb leaching rate was 98.73 %, which was 40 min shorter than conventional leaching. The particle size and SEM results indicated that the samples by ultrasonic leaching were smaller, no agglomeration phenomenon in a large area, and the surface of the samples was relatively smooth.     

Ion-exchange resins containing s-bonded dithizone and dehydrodithizone as functional groups : Part 3. Determination of Gold,Platinum and Palladium in Geological Samples by means of a Dehydrodithizone Resin and Plasma Emission Spectrometry

A procedure is described for the determination of gold, platinum and palladium in sulphide ores, concentrates and mattes. The method is based on chromatographic separation and selective elution of precious metals on small resin beds (0.7 × 2.5 cm) of the sorbent P-TD. After roasting, the samples were digested with aqua regia, and the residues fused with sodium peroxide. The acid leaching solutions obtained from both procedures were separately passed through an ion-exchange column. The metals were quantitatively retained after one loading step and eluted by a sequence of 2 M perchloric acid and 5% (w/v) thiourea solution. Preconcentrated Au, Pt and Pd were finally quantified with a d.c. plasma emission spectrometer. The effect of roasting temperature on the recovery of precious metals as well as the efficiency of the aqua regia leaching from the different materials were investigated in detail. Repeated analyses of standard reference samples proved the proposed method to be reliable.     

磷酸硼固体酸催化合成邻苯二甲酸二乙酯的性能研究

以邻苯二甲酸酐和无水乙醇为原料,固体磷酸硼为催化剂,在醇酐比为4：1,催化剂用量为苯酐用量的20．3％,反应时间8h,反应温度80℃条件下合成邻苯二甲酸二乙酯（DEP）,探讨了影响催化剂催化效果的各个因素。实验表明,催化剂最佳的制备条件为：磷酸、硼酸和硫酸的摩尔比为1：1：1,焙烧温度为300℃,焙烧时间为3．5h。DEP最高产率可达75％。     

火焰原子吸收光谱法测定焙烧氰化尾渣中的银

建立了火焰原子吸收光谱法测定焙烧氰化尾渣中银的分析方法。试样经盐酸、硝酸、氢氟酸、高氯酸溶解,在盐酸介质中实现银含量的准确测定。利用氢氟酸破坏硅酸盐结构可溶解样品中硅酸盐类的特点,通过多种酸配合溶解,解决了氰化尾渣焙烧后出现硅酸盐包裹银元素,进而导致测定结果严重偏低的问题。研究表明,样品经拟定的方法处理,方法检出限为0.003 0mg/L;加标回收率98.90%~101.1%。此方法能满足焙烧氰化尾渣中银含量测定。     

金银花中绿原酸的酶法提取工艺优化

采用酶法优化提取金银花中的绿原酸,考察纤维素酶酶的用量、酶解时间、酶解温度及回流提取温度对绿原酸含量的影响;用高效液相色谱法(HPLC)测定绿原酸含量。用纤维素酶法提取金银花可提高绿原酸得率。酶法提取最佳条件为:加入纤维素酶3.0%,在46℃下酶解4 h,再在56℃下浸提1 h;其绿原酸含量为3.57%。     

中空纤维膜萃取分离混合稀土中的钍

通过中空纤维膜逆流萃取，研究了伯胺Ｎ１９２３对Ｔｈ４＋和ＲＥ３＋的萃取分离过程。测定了水相料液硫酸浓度、水相与油相流量对传质系数的影响，并对包头矿硫酸分解浸出液进行中空纤维膜萃取实验。结果表明，Ｔｈ４＋的传质系数受水相流量影响，与酸度及油相流量无关，总传质速率受水相临界层传质步骤控制。ＲＥ３＋的传质系数不受水相流量影响，油相流量影响很小，但受硫酸浓度的影响，总传质速率受萃取反应速率控制。根据传质速率的不同，对包头矿硫酸浸出液进行萃取分离，在８ｈ内Ｔｈ４＋可基本萃取完全，而ＲＥ３＋及Ｆｅ３＋基本不被萃取，故可在密封条件下分离钍。     

我国现行主要稀土矿分解流程的经济技术指标分析

对我国主要稀土矿分解方式进行了阐述，着重讨论了离子吸附型稀土矿、氟碳铈矿和包头白云鄂博矿的典型前处理方式的经济技术指标，对目前最常用前处理方法的投资、生产单耗、成本进行了统计和分析。离子吸附型稀土矿赋存状态奇特，富含高价值中重稀土，但品位低、分布广，多以离子交换的方式开采，环境保护面临的突出问题是植被恢复和废水达标排放；北方矿以轻稀土为主，价值相对较低，原矿品位高，分布集中，露天开采后多以重、磁、浮选工艺选出精矿，然后用煅烧和酸浸结合的工艺进行冶炼，废水和废气以及废渣是环境保护的主题。这些不同稀土矿前处理工艺的特点、发展历史以生产消耗等情况，既可作为稀土生产的投资参考，也可作为稀土企业挖潜改造、提高生产管理水平和环境保护水平的重要依据。     

蔗汁酒精废液色素的提取及其抗氧化活性研究

针对蔗汁酒精废液中含有的大量色素物,采用大孔树脂吸附提取色素,对蔗汁酒精废液中色素的提取工艺及其抗氧化活性进行了研究。通过静态吸附实验筛选出吸附树脂D101及对应的洗脱溶剂乙醇。最佳流速为3BV/h,最佳洗脱条件为40%的乙醇在pH6～7范围内进行洗脱。经测定,色素的黄酮含量为茶多酚的27.2%,但对自由基的抑制率却为茶多酚的88.06%,表明蔗汁酒精废液中提取的色素具有较高的抗氧化活性。