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相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 234 毫秒
1.
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。  相似文献   

2.
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。  相似文献   

3.
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%。  相似文献   

4.
包头混合稀土精矿络合浸出的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
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.  相似文献   

5.
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%。  相似文献   

6.
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%。  相似文献   

7.
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。  相似文献   

8.
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。  相似文献   

9.
对太平洋中部深海粘土中的稀土元素赋存状态进行了表征,同时还研究了H2SO4溶液浸出稀土工艺,考察了H2SO4浓度、浸出时间、液固比、浸出温度等因素对深海粘土中Y浸出率的影响。研究结果表明:深海粘土主要由粘土、沸石、磷灰石等组成,稀土元素主要赋存于磷灰石中;Y的最佳浸出工艺条件为:H2SO4浓度为1 mol·L-1,浸出温度为40℃,浸出时间为60 min,液固比为4∶1,Y的浸出率为84.38%。  相似文献   

10.
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。  相似文献   

11.
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。  相似文献   

12.
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。  相似文献   

13.
在还原萃取分离铕的反萃余液中加入NH_4Cl,用固体NH_4HCO_3与稀土反应生成碳酸稀土沉淀,而Zn与NH_4Cl形成配合物存在于母液中,实现反萃余液中稀土和锌的分离。考察了料液中NH_4Cl,RECl_3,Zn Cl_2浓度、沉淀终点p H和沉淀反应温度这些因素对碳酸稀土中Zn O含量的影响。实验结果表明:在料液中NH_4Cl浓度4 mol·L~(-1),RECl_3浓度0.34 mol·L~(-1),Zn Cl_2浓度不大于0.62 mol·L~(-1),反应温度50℃,沉淀终点p H为6.5条件下,得到的碳酸稀土中Zn O含量小于0.005%。  相似文献   

14.
为了回收矿渣中的镍,研究了还原剂、温度、有机酸种类及浓度、固液比等因素对矿渣中低品位镍浸出的影响,实验结果表明还原剂的加入与否对镍的浸出影响很小,镍浸出率随温度的升高而增大,草酸对镍的浸出效果最佳,有机酸的浓度越高,固液比越小,镍浸出率越大,但镍浸出速率随时间的增加逐渐变小,之后趋于平衡.另外,草酸优先浸出矿渣中的铁、铝.在170 r·min~(-1)、75℃、固液比1∶50,浸出时间3 d,1.0 mol·L~(-1)的草酸对镍的浸出率可达到70%以上.  相似文献   

15.
直接还原熔分-酸浸出处理稀土复合铁矿实验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
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%。  相似文献   

16.
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。  相似文献   

17.
合成了缓蚀剂1,2-二(苯并咪唑-2-硫基)乙烷((bit)_2E),用元素分析、红外光谱、核磁共振谱和液质联用技术确证了缓蚀剂的分子结构。用静态失重法、动电位极化曲线法和扫描电子显微镜评价了(bit)_2E在HCl溶液中对碳钢的缓蚀性能。结果表明(bit)_2E是一种混合型缓蚀剂,缓蚀率随缓蚀剂浓度增加而增大,随HCl浓度增大而减小,受腐蚀体系温度和放置时间影响较小。在30℃的1.0 mol·L~(-1)HCl溶液中,(bit)_2E浓度为1.0×10~(-3)mol·L~(-1)时的缓蚀率为95.68%。(bit)_2E作为新型缓蚀剂在碳钢表面上的吸附符合Langmuir吸附等温方程式,属于自发进行的物理和化学吸附。  相似文献   

18.
风化壳淋积型稀土矿物中稀土元素主要富集在以高岭土为主的粘土矿物中,目前主要通过原地浸矿工艺开采。开采过程中,浸矿液自矿体顶部注液孔流至矿体底部或集液巷道的过程中,不断交换浸出粘土中的稀土离子,其过程可视作液-固萃取,因此可通过其中的萃取平衡和物料平衡关系进行模拟计算。介绍了一种基于液-固萃取模型的风化壳淋积型稀土矿柱浸过程模拟计算方法,并探讨了离子交换反应系数、浸矿剂浓度、原矿品位等因素对于浸矿效果的影响。计算表明:铵根离子具有较强的交换浸出稀土的能力;浸出液所能达到的理论浓度峰值主要决定于浸取液中初始硫铵浓度;浸矿所需顶水理论注入量可依据矿体饱和含水率估算,并进而通过模拟计算的浸矿液/顶水比计算所需浸矿液注入量;浸矿液硫铵浓度越高,原矿稀土品位越低,则稀土离子穿透曲线浓度峰值持续时间就越长,之后浓度下降速度也越快,同时浸矿液/顶水比以及硫铵投入/稀土产出比也越小,说明浸矿剂利用效率越高。  相似文献   

19.
在硫酸介质中,Fenton反应产生的羟基自由基使固绿褪色,双酚A对羟基自由基氧化固绿的反应具有抑制作用,据此提出了测定双酚A含量的固绿褪色-分光光度法。优化的试验条件如下:1 0.005mol·L~(-1)硫酸溶液的用量为200μL;2 0.005mol·L~(-1)硫酸亚铁溶液的用量为75μL;380mg·L~(-1)固绿溶液的用量为300μL;420mmol·L~(-1)过氧化氢溶液的用量为60μL;5反应时间为10min;6反应温度为50℃。双酚A的质量浓度在1.6×10-5~2.0×10-4g·L~(-1)范围内与其吸光度呈线性关系,检出限(3σ)为6.3×10-6g·L~(-1)。加标回收率在94.2%~104%之间,测定值的相对标准偏差(n=5)在2.9%~3.2%之间。  相似文献   

20.
氟碳铈矿氧化焙烧-盐酸催化浸出新工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
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。  相似文献   

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