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.     

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。     

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。     

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。     

用于部分氧化甲烷制合成气铈基氧载体的性能分析

对铈基氧载体在熔融盐中利用其品格氧直接部分氧化甲烷制合成气的反应性能进行了研究；分别制备了在650，750，850和950℃焙烧下的铈基氧载体，在不同的反应温度下，利用制备的铈基氧载体对甲烷转化率、H2及CO的选择性进行了试验研究，结果表明：750℃下焙烧的铈基氧载体具有最高的活性，反应温度为825℃时，甲烷的转化率达到了96．5％，同时H2的选择性也比其他温度制备的氧载体高；对750℃焙烧下的氧载体分别添加1％MgO和1％TiO2，考察助剂对氧载体反应性能的影响，结果表明：添加1％MgO和1％TiO2能较好的改善氧载体的性能，且添加1％MgO时氧载体的性能最好。     

从白云鄂博稀土尾矿回收铁的新工艺

根据弱磁性白云鄂博稀土尾矿在N_2环境下升温-降温过程中磁化率的变化,确定尾矿经磁化焙烧、弱磁选回收铁的可行性。对样品进行原位XRD分析进一步证实了在升温过程温度升至580℃时Fe_3O_4开始出现。通过大量实验,在N_2气氛、无任何添加还原剂的情况下直接磁化焙烧,之后用弱磁选回收铁,发现在焙烧温度800℃,磁选粒度在-45~+74μm之间时,精矿中的TFe由尾矿的17%提高到61.5%,实现了76.8%回收率的良好指标。     

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。     

气基磁化焙烧回收包头稀土尾矿中铁的研究

试验采用磁化焙烧-磁选的方法来回收包头稀土尾矿中的Fe。考察了还原球团的粒径、焙烧温度、还原气体的成分、还原气气体流量、焙烧时间对于磁化焙烧回收Fe的影响。在焙烧温度为580℃,CO与CO2的浓度比为40∶60,还原气体气流量为1.2 L·min-1,焙烧时间为60 min的条件下对球团进行磁化焙烧,并将焙烧后的球团进行磨矿,使得-200目的物料占物料总重量的95%。将磨矿后的物料置于磁场强度为233 k A·m-1的磁选管中进行磁选,可以得到品位为60%左右的铁精矿,其铁回收率达到70%左右。     

La2O3对氧化铝透明陶瓷显微结构和透光性能的影响

采用传统无压烧结工艺在氢气氛下制备Al2O3透明陶瓷。实验结果表明：MgO和La2O3复合添加时，随着La2O3掺杂量的增加体积密度总体上保持上升的趋势。随着保温时间的延长，陶瓷的致密化程度增大，残余气孔逐步排出，晶粒进一步长大。采用La2O3和MgO复合添加比单独掺入MgO陶瓷样品透过率更高，掺杂效果更好。在烧结温度为1750℃，保温时问为1h条件下，在波艮为300～800nm测试范围内，陶瓷样品的全透过率大于82％，最大值为86％。     

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。     

铁基粉末冶金材料中稀土元素与MoS2的交互作用研究

通过实验研究了添加到铁基粉末冶金摩擦材料中的稀土在材料中存在的位置和状态以及稀土对MoS2分解所产生的影响.电子探针检测的结果表明, 稀土在铁基粉末冶金磨擦材料中主要集中分布于孔隙处, 且其分布呈聚集的粒状, 常与Pb等重金属共存; 稀土有强烈的促进MoS2分解的作用, 当加入量超过3倍单位量时即可使加入的4%(质量分数)的MoS2完全分解.     

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%。     

湿法磷酸生产过程中控制稀土走向的研究

采用稀土含量0．55％REO磷矿为原料在间歇实验装置中进行二水物湿法磷酸模拟生产,研究了湿法磷酸生产中工艺条件及活性添加剂对磷矿中稀土走向的影响。研究结果表明：较低的体系温度、高的磷酸浓度及较大的液固比均有利于稀土在磷酸中的富集;控制合适的SO^2-4浓度有利于硫酸钙晶体的成长,可减少磷酸稀土的共晶和吸附作用,从而提高稀土的浸出率,在硫酸与磷矿的化学计量比为1.1时可形成易于洗涤和过滤的类球状聚晶;通过添加活性添加剂控制硫酸钙的结晶速度和结晶形貌,从而减少磷酸稀土和硫酸钙的共晶和吸附作用,以提高稀土在磷酸中的富集;添加不同活性添加剂,稀土在磷酸中的富集程度不同,其中以NS-2,NS-1及IA-1对稀土在磷酸中的富集影响尤著,稀土总浸出率可达75％以上。     

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。     

MgCl_2焙烧分解白云鄂博氟碳铈矿的研究

针对氟碳铈矿高温焙烧产生含氟废气治理难度大,采用MgCl_2焙烧分解白云鄂博氟碳铈矿精矿。研究了焙烧温度、焙烧时间、盐矿比等工艺参数对稀土提取率的影响,得到最佳工艺条件:焙烧温度460℃,焙烧时间90 min,矿盐质量比1∶1.3,氟碳铈矿中的稀土提取率达到98.9%。通过热重分析(TGA-TG)、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)和能谱分析(EDS)等方法,研究了MgCl_2分解氟碳铈矿氯化焙烧过程的反应机制:氟碳铈矿与MgCl_2分解产物反应生成氯氧化稀土,氯氧化稀土进一步分解得到氧化稀土,氟以MgF_2的形式存在。此工艺节能环保,有效解决了含氟废气问题。     

稀土对Al2O3陶瓷烧结温度、显微组织和力学性能的影响

研究了Y2O3, La2O3 等稀土氧化物对Al2O3陶瓷烧结温度、力学性能和显微组织的影响. 结果表明, 添加稀土氧化物可以降低Al2O3陶瓷的烧结温度, 改善显微组织, 提高力学性能. 添加复合稀土氧化物(Y2O3+La2O3)后, Al2O3陶瓷的抗弯强度和断裂韧性分别提高1.8倍和2.08倍. 其性能提高的主要原因是稀土氧化物对细晶强化、净化界面、固溶强化、自增韧补强等作用的贡献.     

碳酸稀土在冰晶石—氧化铝系熔体中的溶解度

用过饱和平衡法测定了碳酸稀土在冰晶石-氧化铝系熔体中的溶解度。考查了熔体温度等因素对溶解度的影响,得出了溶解度与碳酸稀土的焙烧温度、焙烧时间、氧化铝含量及熔体分子比之间的回归方程,并就碳酸稀土的热分解产物在冰晶石-氧化铝系熔体中的溶解机理进行了探讨。     

CaO和NaCl焙烧混合稀土精矿过程中的分解反应

用XRD和TG-DTA热分析技术, 研究了含独居石和氟碳铈镧矿的混合稀土精矿在100～1000 ℃焙烧过程中, 添加CaO, NaCl时, REPO4和REFCO3的分解反应. 研究结果表明: 不添加CaO和NaCl时, 仅在377～450 ℃范围内存在REFCO3的分解反应, 其产物是REOF, RE2O3, 以及Ce2O3进一步的氧化产物CeO2, 而REPO4不分解; 添加CaO后在660～750 ℃之间, CaO有3种分解作用: (1) CaO分解REPO4, 其产物是RE2O3和Ca3(PO4)2. (2) CaO分解REOF, 其产物是RE2O3和CaF2. (3) CaO和REOF的分解产物CaF2共同作用分解REPO4, 其分解产物为RE2O3, Ca5F(PO4)3; 添加CaO, NaCl后, 混合精矿的分解率明显提高, NaCl的作用是为反应体系提供了液相, 促进了固相反应物间的传质过程, 加快了反应速度. 与此同时NaCl还可能参加了CaO分解REPO4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。