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。     

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。     

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%。     

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%。     

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-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。     

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。     

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。     

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。     

富铈混合稀土对AZ81合金组织与性能的影响

研究了富铈混合稀土对挤压铸造AZ81合金的显微组织和力学性能的影响。结果表明:加入不同含量富铈混合稀土的合金中都出现了一种新相Al11(Ce,La)3相,Al11(Ce,La)3相数量增多而Mg17Al12相则减少,能细化合金的组织晶粒,其细化作用在添加了1.5%富铈混合稀土的镁合金中尤为明显,但是当富铈混合稀土加入量大于2.0%时,合金中Al11(Ce,La)3相开始长大以粗大长杆状存在;在富铈混合稀土含量为1.5%时,AZ81合金的室温和150℃的综合力学性能达到最佳效果,超过2.0%时合金的室温和150℃综合力学性能开始下降;合金试样的拉伸断口带有局部韧窝的解理断裂和韧性断裂的混合特征。     

包头混合稀土精矿络合浸出的研究

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.     

Ni_aCu_b(ZrCeO_4)_8O_x催化剂在水煤气变换反应中的活性和选择性研究

用共沉淀法制备Ce O_2-Zr O_2复合氧化物载体,浸渍法制备Ni_aCu_b(ZrCeO_4)_8O_x催化剂;用X射线衍射技术(XRD),程序升温还原(H_2-TPR)技术对催化剂的物相结构和还原特性进行表征;研究了催化剂对CO水煤气变换反应的活性与选择性,考察了催化剂组成对CO水煤气变换反应的影响。实验结果表明:Cu_aFe_b(Zr Ce_4)_8O_x具有稳定的立方晶相结构,催化剂对水煤气变换反应表现了良好的活性;载体表面的铜镍物种间存在相互作用,Ni0为甲烷化反应的活性中心;在400℃下,以(Ni_6Cu_4)(Zr Ce_4)_8O_x催化CO水煤气变换反应,CO转化率达到95.42%,甲烷的产率为5.22%;550℃下使用该催化剂时,也未出现明显失活。     

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。     

湿磨活化对稀硫酸加压浸出攀枝花钛铁矿的影响

采用40 wt.%稀硫酸加压浸出湿磨活化钛铁矿富集二氧化钛,着重考察了磨球尺寸配比(Φ10mm+Φ20mm)、球料比、球磨时间以及浸出时间对钛铁矿富集的影响。结果表明,采用Φ10mm单一磨球活化时TiO2富集效果最好,提高球料比可以强化钛铁矿的浸出,延长球磨时间会增加铁和钛的浸出,但当球磨时间超过120min时,球磨时间对浸出的影响很小。获得了优化的湿磨活化条件:磨球尺寸Φ10mm、球料比20∶1和球磨时间2h。此条件下的湿磨钛铁矿在反应温度150℃、硫酸浓度40 wt.%和酸矿比2∶1下浸出反应3h,所得富钛料中TiO2含量达到~84%。本研究结果表明,将浅度浓缩至~40wt.%的硫酸法钛白废酸用于攀枝花钛铁矿的加压浸出制备富钛料是可行的。     

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。     

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。     

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。     

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。     

(Ce_(15)Nd_(85))_(30)Fe_(bal)B_1M永磁体湿热条件下的腐蚀性研究

研究了双主相的富Ce烧结磁体湿热条件下的腐蚀行为,得到了磁体的显微结构图和失重数据、腐蚀形貌图,同时比对研究了一种性能相近的常用商业N45磁体。结果显示:富Ce烧结磁体的失重比N45磁体的低,腐蚀深度较浅,且腐蚀产物较附着性较好。富Ce烧结磁体的腐蚀机制和N45磁体一样,都是先从富稀土相开始,富Ce烧结磁体腐蚀产物为Fe_2O_3,Fe_3O_4,γ-FeOOH,Nd_2O_3,Ce_2O_3等。富Ce磁体比所选商业N45磁体失重较小的原因是它的晶粒较细小,晶界相均匀分散,腐蚀通道较窄且不连续。所以富Ce烧结磁体可以作为一种新型商业磁体而推广使用,此外,控制富稀土相的分布,减少稀土元素的大量富集及腐蚀通道宽度,是提高磁体耐蚀性能的关键。     

山梨酸镧复合热稳定剂的制备及协同性能研究

以山梨酸, NaOH, La(NO_3)_3, Ca(NO_3)_2, Zn(NO_3)_2为原料,制备山梨酸镧、山梨酸钙和山梨酸锌热稳定剂,并通过机械共混,制备了复合稀土热稳定剂。采用刚果红试纸法和转矩流变法考察其协同效应,从中筛选出协同效果最好的复合稀土热稳定剂。通过红外光谱法探讨了复合稀土热稳定剂的热稳定机制。研究表明:山梨酸镧-硬脂酸钙的协同效果最好,最佳复配比例为1∶1,静态热稳定时间为56.25 min,动态热稳定时间为1709 s。山梨酸镧复合稀土热稳定剂主要通过吸收中和HCl和与不稳定的氯原子络合以抑制聚氯乙烯(PVC)脱HCl,从而起到稳定作用。