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%。     

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%。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

6-硝基喹哪啶的合成工艺改进

以I2/KI为氧化剂,甲苯为乳化剂,对硝基苯胺(2)和巴豆醛(3)经环合反应合成了6-硝基喹哪啶(1)。最佳反应条件为:28.92 mmol,甲苯10 mL,混酸45.5 mL[V(AcOH)∶V(HCl)=1∶90],n(2)∶n(I2/KI)=1∶1,于100℃反应4 h,收率达93.1%。1的结构经1HNMR,IR和元素分析表征。     

锂离子电池正极材料Li[Li0.2Ni0.2Mn0.6]O2的酸浸改性研究

为提高锂离子电池正极材料Li[Li0.2Ni0.2Mn0.6]O2的首次充放电效率,对固相法合成的该材料进行了酸浸的改性研究。通过X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)对所得样品的结构、形貌进行了表征。结果表明,Li[Li0.2Ni0.2Mn0.6]O2经过酸处理后,首次放电效率得到了较大的提高,但是放电中值电压明显下降。其中,0.5 mol.L-1的硝酸浸泡5 h的效果最佳,首次放电效率达到了86.7%,同时放电容量达到最大值的循环次数大大减少。酸浸改性的原因被归结于材料表面出现了富锂尖晶石结构Li4Mn5O12相。     

类水滑石Ti/Li/Al-LDHs的制备及其CO_2吸附性能

采用共沉淀法制备了一系列新型的类水滑石Ti/Li/Al-LDHs材料,通过原子吸收光谱(AAS)、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)、热重分析(TG)和傅里叶变换红外光谱(FT-IR)等技术对其进行了表征,研究了不同金属元素比例和焙烧温度对该Ti/Li/Al-LDHs材料的结构、形貌及其CO_2吸附性能的影响。结果表明,当Ti/Li/Al比为1∶3∶4时,水滑石Ti/Li/AlLDHs的结晶度最好,形貌最规整,而Ti/Li/Al比为1∶3∶2、300℃下焙烧后得到的Ti_1Li_3Al_2-LDHs_(300)的CO_2吸附性能最好。Ti_1Li_3Al_2-LDHs_(300)上CO_2吸附量可达53.5 mg/g,10次循环吸附后,CO_2吸附量仅下降了2.4%。     

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。     

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。     

LiAl_xMn_(2-x)O_4的制备及其在酸介质中的稳定性

采用沉淀法合成了系列掺Al尖晶石氧化物LiAl_xMn_(2-x)O_4(x=0,0.3,0.5,0.7,1.0)。通过X射线衍射(XRD)、能量色散谱(EDS)和扫描电子显微镜(SEM)等方法对其结构、成分和形貌进行了表征,并通过酸浸实验考察了不同组成和不同焙烧温度的LiAl_xMn_(2-x)O_4在弱酸性介质中的稳定性。结果表明当x为0.5,合成温度为850℃时,Al能最大程度地纳入尖晶石晶格,形成结晶致密、成分均匀的产物。同时,LiAl_(0.5)Mn_(1.5)O_4能较大程度地抑制Mn在弱酸条件下的溶出,而具有较低的Al溶出率和较高的Li溶出率。酸浸后LiAl_(0.5)Mn_(1.5)O_4仍保持尖晶石结构且形貌完整。     

工艺参数对o-LiMnO2相纯度及Li1.6Mn1.6O4合成的影响及作用（英文）

以MnSO4,KMnO4及LiOH为原料,经水热处理后得到LiMnO2,再由固相焙烧得到尖晶石相Li1.6Mn1.6O4,酸洗处理后得到锂离子筛。研究了水热温度,氧气和MnO4-/Mn2+的物质的量之比(nMnO4∶nMn^2+)对所得LiMnO2的组成及相应前驱体Li1.6Mn1.6O4酸处理中Mn溶损率的影响。开路电势测量及化学分析表明,氧气会参与反应。若按照理论氧化剂用量nMonO4∶nMn^2+=1∶4进行水热反应会导致杂质Li2MnO3和LiMn2O4的生成。若控制水热温度为160℃,nMnO4∶nMn^2+=1∶6时可得到纯相正交LiMnO2(o-LiMnO2)。所得离子筛在高镁锂比盐湖卤水中Li+吸附容量可达42.87 mg·g^-1,且对Li+具有优异的选择吸附性并遵循化学吸附过程。经过5个循环后吸附容量保持在37.21 mg·g^-1,锰溶损率降至0.34%。     

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。     

钴镧掺杂富锂型锰酸锂制备及其性能

应用共沉淀-高温固相法制备钴镧共掺杂富锂型Li1.1Co0.02La0.01Mn2O4材料.X射线衍射(XRD)和扫描电镜(SEM)测试表明,在700~850℃的焙烧温度范围内,合成材料为单相,但随着焙烧温度升高,材料结晶度上升,粒径增大,比表面减小.该材料具有较小的极化电阻,以其作正极(800℃焙烧)组成扣式电池具有最佳电化学性能,1 C倍率50周循环充放电容量保持率达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%。     

锂离子交换剂制备及交换反应动力学

通过XRD分析、Li＋抽出率βLi及Mn2＋溶出率γMn的计算，考察了不同焙烧温度及抽锂剂对前驱体锂锰氧化物LiMn2O4结构及稳定性的影响.结果表明, 750 ℃下焙烧2 h，并使用过硫酸铵(NH4)2S2O8作抽锂剂，制备的Li＋交换剂MnO2(Li)对Li＋的交换容量αLi较大.另外，通过Li＋在固液两相间分配系数的测定及交换反应动力学实验，对离子交换反应机理进行了研究，并建立了有限浴条件下MnO2(Li)离子交换反应动力学模型.结果表明,该离子交换过程近似符合颗粒扩散控制；交换反应主要发生在交换剂颗粒外层；提出的动力学模型与实验结果符合较好.     

富锂锂锰氧化物的制备及其在溶液中的抽Li+/吸Li+性能

采用柠檬酸配合法合成了系列尖晶石富锂锂锰氧化物Li2O.nMnO2(n=1.75,2.0,2.25,2.5,3.0)。通过X射线衍射(XRD)和酸浸实验发现,350℃合成的Li2O.2.25MnO2具有纯相尖晶石锂锰氧化物结构,且在弱酸性介质中具有较高的锂溶出率和较低的锰溶损率。Li2O.2.25MnO2在酸浸之后转型为锂离子筛。XRD和扫描电子显微镜(SEM)分析发现锂离子筛能够保持尖晶石锂锰氧化物的结构和形貌。吸附实验表明,该锂离子筛在碱性含锂溶液中对Li+具有吸附性能,且吸附容量随着溶液温度和pH值的升高而增大,最高能达到40.14 mg.g-1。通过傅立叶红外光谱(FTIR)研究了锂离子筛的吸附机理,并用Langmuir模型描述了其在LiCl+LiOH溶液中的吸附行为。