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%。     

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。     

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%。     

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。     

氟碳铈矿焙烧过程中脱氟机制的研究

测定了La F3和La OF在饱和水蒸气气氛下1000℃焙烧3 h后的脱氟率,采用X射线衍射技术对焙烧产物进行了物相分析。测定了氟碳铈矿在饱和水蒸气气氛下700~1000℃焙烧3 h后的焙烧产物中的氟含量,并对焙烧产物进行了物相分析,对焙烧前后的氟碳铈矿进行了SEM扫描对比分析。结果表明:氟碳铈矿发生脱氟反应的过程为:REF3·RE2(CO3)3首先分解生成REF3和RE2O3,同时伴随REOF的生成,然后在有水分子的条件下,REF3,REOF相继发生脱氟反应生成RE2O3和HF。     

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。     

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。     

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.     

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。     

稀土尾矿中氟碳铈矿分解反应动力学研究

分解反应动力学可以深入分析氟碳铈矿分解反应过程,基于程序升温热重和质谱数据,采用Li Chung-Hsiung方法和Malek方法确定了氟碳铈矿分解反应过程的最概然机理函数、活化能和指前因子。热重实验结果表明,氟碳铈矿在空气和N₂气氛围下400～600℃温度范围内分解,空气氛围更有利于氟碳铈矿分解反应的进行,分解过程可用A模型很好地描述,即氟碳铈矿分解反应的速率控制步骤包含产物成核、核增长和核吸收长大。空气氛围下,氟碳铈矿分解反应过程活化能和指前因子分别为17.657～24.885 kJ·mol^-1和6.223～29.653 min^-1;N₂气氛围下,氟碳铈矿分解反应过程活化能和指前因子分别为25.532～30.236 kJ·mol^-1和36.882～64.250 min^-1,基于最概然机理函数、活化能和指前因子,建立了N₂气和空气氛围下的稀土尾矿中氟碳铈矿的分解反应动力学模型。     

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。     

氯化铵焙烧法从氟碳铈矿提取稀土的研究进展

介绍了选择性氯化铵焙烧法分解氟碳铈稀土矿提取稀土的新工艺.在该工艺中首先将氟碳铈稀土矿与脱(固)氟剂Na2CO3(MgO)混匀后高温焙烧进行脱(固)氟,然后通过NH4Cl在一定温度条件下分解成HCl使矿物焙砂中的稀土氯化,最后用热水浸出稀土氯化物.本文综述了选择性氯化铵焙烧法提取稀土的热力学基础、动力学、脱(固)氟机理及氯化反应机理的研究进展.     

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。     

硫酸铵焙烧法从低品位菱镁矿提取镁及其反应动力学研究

将低品位菱镁矿经900 ℃煅烧3 h,产物轻烧镁粉按比例与硫酸铵均匀混合后焙烧,MgO转化为MgSO4,产生的氨气用水吸收得到氨水.焙烧产物经过水溶、过滤,得到硫酸镁溶液.采用TG-DTA和XRD技术分析了轻烧镁粉与硫酸铵的反应历程,计算了反应过程的动力学,采用正交实验确定了反应的最佳工艺条件.研究表明:轻烧镁粉与硫酸铵的焙烧反应分3个阶段完成,第1阶段MgO转化为(NH4)2Mg2(SO4)3;第2阶段 (NH4)2Mg2(SO4)3与MgO反应生成MgSO4;第3阶段 (NH4)2Mg2(SO4)3分解生成MgSO4;3个阶段反应的表观活化能分别为(99.10±1.50),(97.51±1.85)和(133.65±0.46) kJ*mol-1,反应速率常数为2.21,1.07和1.56,并得到每个阶段反应的速率方程.当焙烧温度为475 ℃,焙烧时间为4 h,硫酸铵与氧化镁的物质的量比为1.1∶1时,镁的转化率可达91.4%.     

二氧化碳碳化法制备氧化镧粉体研究

对二氧化碳直接碳化制备氧化镧粉体进行了研究,以氯化镧溶液和二氧化碳为原料,通过调控反应体系pH值制备获得稀土碳酸盐,再经过焙烧得到粒径小、粒度分布窄的氧化镧粉体。研究表明:在不同反应温度和pH条件下,通过碳化法可以获得不同形貌的前驱体,其中控制反应温度为25℃,pH为5的条件下,可以获得片状碳酸镧前驱体;经XRD,FI-IR,TG-DSC分析表征,确定该前驱体化学组成为La2(CO3)3·3.2H2O;通过焙烧可获得中值粒径D50为4.75μm,粒度分布(D90-D10)/(2×D50)<1.00的氧化镧粉体。二氧化碳碳化法制备氧化镧粉体技术具有条件温和、产品粒径小、粒度分布窄、易规模化生产的优点,而且可以实现二氧化碳循环利用以减少温室效应。     

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%。     

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。     

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。     

电解氧化分解稀土沉淀废水中草酸的研究

为有效去除稀土草酸沉淀废水中残留的草酸,采用电解氧化探索氧化分解废水中草酸的可行性。考察不同阳极、反应温度、反应时间、废水初始酸度等因素对氧化效果的影响。草酸的氧化速度随反应温度、电流和反应时间的增加而升高,随初始酸度的增加反而降低,确定了优化工艺条件。[C_2O_4~(2-)]=1.84 g·L~(-1),[H~+]=0.90 mol·L~(-1)的Eu草酸沉淀废水,在反应温度30℃,电流1.5 A,反应时间5 h,草酸的氧化率可达99%,废水中残留的草酸质量浓度仅为0.01 g·L~(-1),处理后的废水可直接返回稀土萃取分离,实现了工艺流程的闭路循环。     

焙烧温度对稀土基复合氧化物催化剂活性的影响

以白云鄂博稀土精矿为催化剂的原材料,采用水热方法,将稀土精矿经15 mol·L~(-1) HNO_3处理,过滤后取出滤液,进行干燥,焙烧制得稀土基催化剂,用在脱硝领域,研究焙烧温度对其脱硝活性的影响。通过XRF, TG-DSC, XRD, BET, SEM, TPD, TPR等手段对催化剂理化特性、 NH_3/NO吸附能力及氧化还原性进行表征分析。结果表明:随焙烧温度的增加,催化剂的催化活性呈先上升后降低的趋势。在焙烧温度为600℃,反应温度为350℃的条件下,催化剂的脱硝率能达到60%以上,并且此条件下制得的催化剂具有较好NH_3, NO吸附特性及较强的氧化还原性。随着焙烧温度的增加,催化剂的主晶相峰变得更加尖锐,结晶度增强。