钛氯化炉渣和收尘渣中微量钪的光度法测定

先于pH4沉淀分离除去杂质,再于含氯化铵的pH7.0溶液中沉淀钪,与钙、镁等分离,以富集钪。然后,在pH4用1-苯基-3-甲基-4-苯甲酰基-吡唑酮[5](PMBP)苯溶液萃取钪,用4%盐酸反萃取钪于水相,再于pH7.0用8-羟基喹啉-三氯甲烷溶液萃取显色。经如此分离,锡、钛、铁、铝、锆、钙、镁、锰、铅、铜、镍、钾和钠等均可除去而不干扰测定。络合物在室温下可稳定40分钟;工作曲线在     

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。     

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。     

稀土萃取分离废水制备高纯碳酸氢镁溶液过程中铁杂质的行为与影响

以稀土冶炼分离过程中产生的氯化镁废水和白云石为原料制备氢氧化镁,然后采用碳化法制备高纯碳酸氢镁溶液,研究了铁杂质离子的行为与影响。结果表明:碳酸氢镁溶液中的杂质铁是由于二价固态铁发生碳化反应而引入并以重碳酸亚铁(Fe(HCO3)2)形式存在,即碳化反应过程是除铁的核心工序,Mg(HCO3)2溶液经过除铁后沉淀稀土离子可以明显降低沉淀产物中铁杂质含量。本文为氯化镁废水-白云石碳化法制备碳酸氢镁溶液过程中铁杂质离子的去除提供切实可行的理论指导。     

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。     

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。     

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。     

选择性萃取分离酸溶液中钪的试验与热力学研究

采用P507选择性萃取分离赤泥酸浸液中的钪。研究了溶液pH值、P507用量、A/O和萃取时间对钪萃取率和分离效果的影响,同时分析了此体系中钪萃取热力学及钪和铁的萃取分离动力学特征。结果表明:当溶液pH值为0.6,P507用量为8%,A/O为15和震荡时间为6 min时,钪萃取率可达99%。铁离子是影响钪萃取和分离的主要杂质离子,随着震荡时间从2 min提高至10 min,D_(Sc)可由48提高到1650,而D_(Fe)仅提高至3.1,此时钪和铁均未达到平衡。当反应时间为6 min时,钪对铁的分离系数最大,β_(Sc/Fe)可达到776,此体系中钪的萃取焓变为20.46 kJ·mol(-1)。     

氯化铝中萃取铁工艺

采用萃取剂N,N,N',N'-四丁基丙二酰胺(TBMA) 、N,N,N',N'-四辛基-3-氧戊二酰胺(TODGA)和甲基异丁基甲酮(MIBK)从氯化铝水溶液中萃取铁,以制备高纯氯化铝。 研究结果表明,当氯化铝溶液中盐酸浓度在4 mol/L左右时,TBMA和MIBK的萃取率在90%以上。 TODGA显示出优异的萃取分离性能。 当氯化铝溶液中Al³⁺浓度为2.0 mol/L,Fe³⁺浓度为0.0036 mol/L(0.2 g/L),HCl浓度为1.2 mol/L时,0.20 mol/L TODGA的环己烷或环己烷有机相对铁的一次萃取率达到99.9%以上,多次萃取后溶液中的铁含量低于0.01 mg/L,能深度去除氯化铝中的铁杂质,在工业化生产中有极大的应用价值。     

不同类型协萃剂与PMBP协同萃取铀和稀土元素的研究及其应用

PMBP(1-苯基3-甲基-4-苯甲酰基吡唑酮-5)是萃取稀土、钛、锆、铀和钍等金属离子的优良萃取剂,国内外已有报导。为使PMBP能直接从含有易水解的铌、钽、钛和锆等溶液中萃取分离出稀土、铀和钍,我们曾研究在酒石酸等络合剂存在下用PMBP萃取铌、钽、钛、锆、钨、钼、铁、铀和稀土     

2-乙基己基磷酸单(2-乙基己基)酯萃淋树脂分离-火花源质谱法测定高纯氧化镱中痕量稀土杂质

本文采用萃取色谱法以2-乙基已基膦酸单(2-乙基已基)酯(P_507)萃淋树脂为固定相,以HCI-NH_4CI体系为淋洗液,研究了99.999%~99.9999%的高纯Yb_2O_3中稀土杂质和Yb基体的分离条件,将杂质淋洗液富集于复合螯合剂-活性碳上,经灼烧灰化后制成样品电极,进行质谱测定.测定下限达 0.01~0.05 μg/g,可用于高纯 Yb_2O_3中杂质的测定.回收率在80%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。     

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%。     

数种钪的分析方法之研究

在pH～1时0.5微克钪可用偶氮胂酸Ⅰ及甲基紫所形成的沉淀从一升溶液中共沉淀,在pH=4时,5,7-二硝基-8-羟基喹啉的环己酮液可以完全萃取钪,而用8-羟基喹啉萃取钪则否,在10毫升溶液中当镱及其他多种元素共存时,用偶氮胂酸Ⅲ可以比色测定5-30微克钪.2-400微克钪可用乙二胺四乙酸二钠盐溶液在pH=1.1时滴定,以偶氮胂酸Ⅲ作指示剂,相对误差为0-2.6%.     

MgO对包头选铁尾矿磁化焙烧和稀土分解的影响

为对包头选铁尾矿中的铁和稀土进行回收利用,以MgO为添加剂进行了磁化焙烧实验研究,考察了焙烧温度、MgO添加量、焙烧时间对稀土分解率和磁化率的影响.结果 表明:在焙烧温度为750℃,MgO添加量为10％,工业煤粉添加量为0.67％,焙烧时间为120 min的实验条件下,稀土分解率达到98.68％,磁化率为3.04.采用...     

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定高纯氧化钪中痕量铁

<正>钪作为稀土元素,具有独特的物理化学性质,如钪元素加到铝合金中,可以显著提高合金的再结晶温度,强烈抑制沿晶断裂倾向,提高合金强度、塑性和断裂韧性~([1-2])。近年来,随着新材料技术的迅猛发展,氧化钪(Sc_2O_3)更是广泛应用于固体氧化物燃料电池(SOFCs)~([3])、新一代激光晶体~([4])、大功率金属卤素灯、高能辐射用核能屏蔽、特种陶瓷等领域。但氧化钪中含有的杂质元素会导致这些材料性能极大下     

Ce_(1-x)Sc_xO_(2-x/2)固体电解质的微观结构及电性能研究

研究了Sc_2O_3掺杂CeO_2基电解质材料的微观形貌和电性能。采用溶胶凝胶法制备了Sc_2O_3掺杂CeO_2基电解质粉体, Sc_2O_3掺杂量分别为6%, 8%, 10%。采用单向压力法将电解质粉体压制为圆片状素坯,分别在1400, 1450, 1500℃下,空气中烧结制备电解质材料。研究分析了不同掺杂比例及不同烧结温度对电解质的相组成、微观形貌及电导率的影响。实验结果表明:低温下, Sc_2O_3能溶于CeO_2中形成固溶体,随着Sc_2O_3掺杂量由6%增加到10%(摩尔分数,下同),晶胞参数减小;高温烧结时溶于CeO_2中的Sc_2O_3会析出,且随着烧结温度的升高析出量增加;当Sc_2O_3掺杂量为8%、烧结温度为1500℃时,在750℃时Sc_2O_3掺杂CeO_2电解质电导率最大为8.78×10~(-3) S·cm~(-1),活化能为1.220 eV。     

PMBP-TBP协同萃取连续测定稀土、钪和钍

PMBP 已用于连续测定稀土、钍;稀土、锚、钍、锆(铪)。也曾用于分离测定钪,但钍有严重干扰。本文拟定以铜试剂-三氯甲烷萃取除去铁、锰、铜、镍及铋等干扰元素后,用 PMBP-TBP 协同萃取,再分别用不同浓度的盐酸连续反萃取,以偶氮胂Ⅲ显色测定稀土和钍;以甲基百里酚蓝显色测定钪。方法简便、快速,可用于组成复杂的试样中含量为0.005～2.0%的稀土、钪和钍的测定。     

鈧与釷之分离及测定 Ⅰ.以间硝基苯甲酸作试剂

本文报告用间硝基苯甲酸作钪的沉淀剂,适宜于沉淀的溶液酸度为pH2.5—5.8,沉淀剂之用量以超过理论量一至四倍为宜。曾用于测定1—51毫克氧化钪,均能获得满意之结果。此外尚测定钪盐的热分解曲线,该热解曲线在75—450℃有一平台,经有机元素分析及钪之测定,证明在该温度范围存在的化合物为无水正盐。另在885—1000℃(高于1000℃未测)处有一平台,代表氧化钪之形成。热分解曲线证明此钪沉淀可以其无水正盐作为称衡形式(换算因数为0.12693)。文中尚报告数种阴离子和碱金属盐类之影响,及与其他希土分离的情形,经两次沉淀,轻镧系元素虽多至二百倍,钇多至十倍亦不干扰。同时还设计一分离及分别测定钪和钍的方法。系先在pH1.7两次沉淀钍,再将合并滤液调节至pH2.8—3.0沉淀钪。在ThO_2:Sc_2O_3重量比为1.66:1至19.6:1之分离结果良好,绝对误差在-0.7至 0.5毫克二氧化钍和-0.2至 0.3毫克氧化钪之范围内。     

次亚磷酸钠分离-重铬酸钾容量法测定钨尾矿中砷含量

选矿中产生的钨尾矿长期堆放,经过雨水冲刷,钨尾矿中的砷会进入到水土中,造成环境污染,准确测定钨尾矿中砷含量,利于监测钨尾矿中砷对环境的污染程度。采用硝酸-氯酸钾饱和溶液和氟化铵溶液分解样品,再用硫酸溶液冒烟赶尽硝酸,在盐酸介质中,以硫酸铜为催化剂,用次亚磷酸钠将砷离子还原成元素态,析出的砷过滤分离,除去其他杂质。在硫酸溶液中,用过量的重铬酸钾标准溶液滴定溶解单质砷,过量的重铬酸钾以二苯胺磺酸钠为指示剂,用硫酸亚铁标准溶液反滴定。通过优化样品溶解条件和砷沉淀还原条件,建立了次亚磷酸钠分离-重铬酸钾容量法测定钨尾矿中砷含量的分析方法。通过测定滤液中的砷含量,考察了滤液中砷含量对砷测定结果的影响,可忽略不计,表明实验中砷沉淀完全。通过沉淀单质砷,过滤使砷与杂质元素分离,消除了杂质元素对砷测定的影响。运用重铬酸钾容量法测定3个钨尾矿样品中的砷,并进行加标回收实验,测定结果的相对标准偏差（RSD,n=11）在0.14%～2.1%,加标回收率在97%～101%。方法操作简单、精密度高,适合钨尾矿中高含量砷的测定,测定结果与碱融分离-碘量法结果基本一致。