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。     

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%。     

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。     

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。     

活化分解氟碳铈精矿对钙化转型提取稀土的影响

采用活化预处理-加压钙化处理氟碳铈精矿新工艺,研究了活化温度、活化时间对精矿分解、氟元素损失的影响,及不同温度活化分解精矿钙化转型后对稀土浸出率的影响,并计算了活化前后精矿钙化转型过程中动力学参数。结果表明:氟碳铈精矿经过活化分解更利于钙化转型过程的进行,稀土总浸出率由27.81%提高到70.76%;480℃温度下活化60 min,精矿基本分解完全,氟损失率为3.24%;通过计算得出氟碳铈精矿钙化转型过程为化学反应控制,而活化后精矿的钙化转型过程为扩散过程控制。     

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。     

包头磁尾矿稀土浸出和制备冰晶石的研究

包头白云鄂博矿床产生大量磁尾矿,会产生很大的环境问题。采用纯碱焙烧法对其进行了稀土浸出实验和氟的资源化利用研究。实验结果表明,包头磁尾矿与纯碱混合物于700℃焙烧1.0 h,经稀盐酸洗涤后,以3.0 mol.L-1稀硫酸于65℃下浸出4.0 h,氟的洗脱和稀土浸出效果较好,其中稀土浸出率为97.97%,氟浸出率为99.54%,氟洗脱率为77.32%。以该条件下产生的含氟废水为原料,于90℃下制备了冰晶石,溶液中氟回收率为85.63%,并推算出磁尾矿中氟的总利用率为66.21%。该法使磁尾矿由废弃物变为二次资源成为可能。     

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。     

焙烧温度对稀土基复合氧化物催化剂活性的影响

以白云鄂博稀土精矿为催化剂的原材料,采用水热方法,将稀土精矿经15 mol·L~(-1) HNO_3处理,过滤后取出滤液,进行干燥,焙烧制得稀土基催化剂,用在脱硝领域,研究焙烧温度对其脱硝活性的影响。通过XRF, TG-DSC, XRD, BET, SEM, TPD, TPR等手段对催化剂理化特性、 NH_3/NO吸附能力及氧化还原性进行表征分析。结果表明:随焙烧温度的增加,催化剂的催化活性呈先上升后降低的趋势。在焙烧温度为600℃,反应温度为350℃的条件下,催化剂的脱硝率能达到60%以上,并且此条件下制得的催化剂具有较好NH_3, NO吸附特性及较强的氧化还原性。随着焙烧温度的增加,催化剂的主晶相峰变得更加尖锐,结晶度增强。     

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.     

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%。     

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%。     

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...     

氟碳铈矿-独居石混合精矿碳热氯化反应

研究了氟碳铈矿-独居石混合精矿的高温氯化反应, 发现在活性脱氟剂存在下, 在500～800 ℃之间, 稀土氯化率由无脱氟剂时的55%～88%增至92%～99%. 当氯化反应温度低于600 ℃时, 氯化产物的酸不溶物的量随着温度的升高而降低; 而当温度高于900 ℃时, 酸不溶物的量明显增加. 脱氟剂的作用可以使氟碳铈矿-独居石混合精矿氯化反应在600 ℃的低温下进行, 这和1000～1200 ℃的Goldschmidt加碳氯化工艺明显不同.     

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%。     

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。     

HCl-H_2O_2溶液浸出氟碳铈矿的研究

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。     

HNO3-Al（NO3）3溶液分离包头混合稀土精矿的研究

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。