赤泥中钪的浸出动力学研究

研究了从某拜耳法生产氧化铝的富钪赤泥中酸浸钪的动力学,建立了钪的酸浸动力学模型。结果表明:在反应温度90℃、赤泥颗粒直径65~80μm、液固体积质量比3∶1、反应时间3 h条件下,钪浸出率达85%以上;钪的酸浸过程符合收缩未反应芯模型,动力学方程为1-(1-xB)2/3-2/3xB=2.156e-17.8/RTt,活化能为17.8 kJ/mol,反应主要受固膜扩散控制。     

赤泥中浸出铌工艺条件的研究

对拜耳法生产氧化铝的富铌赤泥进行铌的碱浸工艺条件研究,考察赤泥粒度、氢氧化钾浓度、浸出温度、液固比对铌浸出率的影响。结果表明,当赤泥粒度-80μm,氢氧化钾浓度6mol/L,温度260℃,液固比61时,铌的浸出率可达到85%以上。铌的碱浸过程符合收缩未反应芯模型,浸出反应的控制步骤是固膜扩散控制。     

赤泥中钪的循环浸出研究

研究了从赤泥中循环浸出钪。考察了循环方法及浸出过程中硫酸浓度、浸出温度、液固质量比对钪浸出率的影响。结果表明,在逆流循环浸出3次,硫酸质量浓度920 g/L,浸出温度90℃,液固质量比5∶1的最佳工艺条件下,硫酸利用率和钪浸出率都较高,钪浸出率达90%以上。     

复杂硅酸盐矿物中钪的浸出实验研究

以硅酸盐类含钪矿物为原料,分别用盐酸和硫酸为浸出剂,采用酸浸法对硅酸盐矿物进行了钪的浸出实验,探讨了酸的种类、酸的浓度、酸浸温度、酸浸时间以及固液比对钪的浸出率的影响。实验结果表明,盐酸为浸出剂时钪的浸出率最高可达89.4%,最佳工艺条件是:盐酸浓度15%(质量分数),酸浸温度80℃,酸浸时间10 h,固液比为1∶5;硫酸为浸出剂时钪的浸出率最高可达98.3%,最佳工艺条件是:硫酸浓度35%(质量分数),酸浸温度90℃,酸浸时间12 h,固液比1∶7。     

用盐酸从强磁铁尾矿中浸出铁及其动力学研究

研究了用盐酸从强磁铁尾矿中浸出铁，考察了温度、盐酸浓度、液固体积质量比和反应时间对铁浸出率的影响，探讨了浸出动力学。结果表明：在温度80℃、盐酸浓度8.8 mol/L、液固体积质量比7 mL/1 g、反应时间2 h最优条件下，铁浸出率可达94.37%;酸浸过程符合收缩未反应芯模型，受固相层扩散控制，表观反应活化能为23.55 kJ/mol;酸浸渣主要成分为石英与重晶石，可综合回收利用。     

某砂岩型铀矿石浸出渣样铀钪浸出特征及机理

随着高品位铀矿的枯竭,从低品位铀矿石中回收伴生元素以降低生产成本成为趋势。在溶浸采铀过程中,为了提高铀及其伴生元素钪的浸出率,以某砂岩型铀矿碱性柱浸后的渣样为研究对象,通过室内静态试验,探究不同硫酸浓度、液固比、温度对铀和钪浸出率的影响,并根据未反应收缩核模型建立浸出动力学模型。结果表明：硫酸浓度为30 g/L、液固比2 mL/g、浸出时间192 h条件下,铀和钪的浸出率随着温度的升高而增加;温度低于30 ℃时,浸出过程受化学反应控制,浸出速率增加较快,但浸出率低;温度高于30 ℃后,浸出过程受混合控制,且铀的浸出速率要高于钪,铀和钪受混合控制的浸出过程的活化能分别为41.28、15.887 kJ/mol。     

赤泥盐酸浸出提取钪的试验研究

以盐酸作为浸出剂,对从赤泥中提取钪的试验条件进行了较为全面的研究。试验结果表明,浸出剂盐酸浓度为6mol/L,液固比为5∶1,反应温度为60℃,反应时间为1h,钪的浸出率大于85%,每1kg赤泥酸耗量约为21.2mol。     

赤泥中氧化铝和氧化铁的浸出

为回收赤泥中的铝和铁,解决赤泥污染和占地问题,研究了用盐酸溶出废赤泥中的氧化铝和氧化铁的工艺,考察了赤泥的焙烧、盐酸与赤泥的液固比、盐酸的浓度、酸浸时间、酸浸温度及酸浸方式对赤泥中氧化铝、氧化铁浸出率的影响.结果表明:赤泥不需要焙烧,盐酸与赤泥的液固比4∶1,盐酸的浓度为6mol/L,酸浸温度在109℃左右,酸浸时间为60 min,酸浸方式为二次浸出,氧化铝和氧化铁的浸出率分别为89.00%和98.39%.     

酸浸提取赤泥中钪的研究

对比了盐酸、硫酸和硝酸从赤泥中提钪的效果。结果表明,硫酸是一种合适的浸出剂,在硫酸体积浓度为30%、液固比6、100℃浸出120min的条件下,钪浸出率可达84%。影响赤泥中钪浸出率的因素显著性依次为硫酸浓度、反应时间、浸出温度、液固比。     

赤泥循环酸浸提钛实验及动力学研究

采用3级循环酸浸提取赤泥中的钛,考察了硫酸浓度、浸出温度和反应时间对钛浸出率的影响。根据浸出实验数据进行动力学分析,确定了反应控制步骤。结果表明:在浸出级数为3级、硫酸浓度为6mol/L、液固比为5∶1、浸出温度为90℃、反应时间为60min的条件下,钛浸出率可达82%,且酸耗量降低25%。该浸出过程表观活化能为21.77kJ/mol,主要受内扩散步骤控制,动力学曲线的线性相关系数大于0.98。硫酸浓度和浸出温度是影响钛浸出的关键因素。     

Separation and recovery of scandium and titanium from red mud leaching liquor through a neutralization precipitation-acid leaching approach

Selective recovery of scandium and titanium from red mud leaching solution was achieved through neutralization precipitation followed by acid leaching approach.In the neutralization precipitation section,the effects of pH,temperature and reaction time on metal precipitation efficiency were investigated.Under the optimal co ndition,the precipitation efficiencies of scandium and titanium were 93.74% and 99.47%,respectively.In the acid leaching section,the effects of acidity,temperature,reaction time,and raffinate to acid solution ratio on leaching efficiency were investigated.Under the optimal condition,the leaching efficiencies of scandium and titanium were 99.97% and 5.44%,respectively.The loss of scandium and titanium were 6.3% and 5.9%,respectively.Compared with the traditional extraction procedure of scandium in red mud,this method could separate titanium from scandium effectively,which is beneficial for the purification of the products and improvement of value of the metal.     

Kinetics of manganese reduction leaching from weathered rare-earth mud with sodium sulfite

The kinetics of manganese reduction leaching in an acidic medium from a weathered rare-earth mud (WREM) were investigated. Using sodium sulfite as a reductant, the effect of reaction temperature, mechanical agitation rate, sulfuric acid dosage, and feed particle size on leaching kinetics were examined. The leaching process can be described by the shrinking-core model. An apparent activation energy of 11.5 kJ/mol for manganese reduction leaching is estimated. The diffusion of reactants and leaching products through a porous ore matrix was found to be the rate-limiting step. An empirical equation relating the manganese leaching rate constant with feed-particle size and leaching temperature was established. It was found that the smaller the feed-particle size or the higher the leaching temperature, the faster the leaching proceeds, as anticipated. The kinetic process exhibited a self-catalysis characteristic of Mn²⁺ in the mud. This finding suggests that Mn(III,IV) in the mud was rapidly reduced to Mn²⁺ during the initial stage of leaching.     

盐酸浸出赤泥回收铝的研究

研究了盐酸浸出拜耳法赤泥中铝的过程。考察浸出温度、浸出时间、液固比和酸度对铝浸出率的影响,并进行了赤泥回收铝的工业化试验。结果表明,影响铝浸出率的主次因素依次是浸出温度、液固比、盐酸浓度和浸出时间。赤泥在80℃下进行两段浸出,再经蒸发、除钛、除钙、中和及氢氧化钠溶液溶出,铝浸出率为88.13%,回收率为80.26%。     

硫酸浸出赤泥渣回收二氧化钛的研究

对硫酸浸出赤泥渣的反应机理进行研究,参照晶粒模型将酸浸过程分为化学反应控制阶段、孔隙率控制阶段和传质扩散速率控制阶段,并通过试验对其进行了分析。通过正交试验考察了酸浸温度、硫酸浓度、酸浸时间和液固比(L/S)对二氧化钛浸出率的影响。最佳浸出条件为:酸浸温度150℃,硫酸浓度9mol/L,酸浸时间2h,L/S=6∶1。在此条件下,二氧化钛的浸出率达到了95.2%。     

氧化铝赤泥盐酸浸出稀土元素研究

在用盐酸浸出氧化铝赤泥提取氧化钪的过程中,稀土元素镧,铈,钕也一同浸出,进入到浸出液中。研究了拜耳法赤泥盐酸浸出稀土元素镧,铈,钕的过程。研究了浸出温度、酸度、液固比和浸出时间对稀土元素浸出率的影响。研究结果表明,影响稀土浸出率的因素依次是浸出温度,盐酸浓度,配料液固比,和浸出时间。当接近沸点109℃浸出时,镧、铈、钕浸出率提高最快。盐酸酸度在4～5 mol.L-1时,浸出率升高较快,5～7 mol.L-1时,缓慢提高,当超过7 mol.L-1时,镧、铈、钕的浸出率基本不变化。当液固比为4.0时,镧、铈、钕元素的浸出率较低,仅为60%～75%之间,当液固比提高到5.0时,稀土元素的浸出率升高较快。随着浸出时间的延长,氧化稀土的浸出率从60～180 min时,缓慢提高,在180 min时达到最大值,超过180 min后,变化不大。在温度为沸点(109℃),液固比6.0,时间180 min。盐酸浓度7 mol.L-1的条件下浸出,赤泥中La,Ce,Nd的浸出率能达到95%以上。     

用盐酸从矿泥中浸出稀土的动力学控制分析

某风化矿泥含稀土在2%～5%,且稀土以氧化物形式存在于矿泥中。用盐酸加热浸取可将稀土浸出,转化为氯化稀土,再用草酸沉淀回收稀土。分析了盐酸浸出稀土的条件和动力学,其速率常数k=(760+0.64×1/ro2)exp(-10500/RT),表观活化能为10.5kJ/mol,是一个典型的内扩散控制过程。温度越高,矿泥粒度越细,越有利于稀土的回收。     

复杂硅酸盐含钪精矿钪浸出助浸剂试验研究

对复杂硅酸盐含钪矿进行了化学成分分析,钪物相的测定等的研究。研究是在复杂硅酸盐类矿物选钪试验的基础上,进行复杂硅酸盐含钪精矿浸出助浸剂试验研究,通过试验研究找到了合适的浸出液和适当的助浸剂,对有用离子进行浸出富集,对有害的离子使其保留在浸渣中。试样的钪以类质同象分布于多种复杂硅酸盐矿物中,研究采用盐酸添加浸出助浸剂来解离硅酸盐类矿物,把钪元素浸出在盐酸溶液之中。浸出助浸剂是影响钪浸出率的主要因素之一,在盐酸作为浸出试剂基础上,本研究对助浸剂种类、用量、液固比、浸出时间、盐酸浓度、浸出温度及入浸物料粒度等条件进行了试验研究。研究表明:(1)本试样的成分复杂,含众多杂质离子,包含对浸出有很大影响的的活泼金属离子,和对后续萃取有很大影响的钙、镁离子等杂质离子。(2)盐酸加二号助浸剂时钪的浸出效果最佳,其最佳工艺条件为:入浸物料粒度为-0.05 mm,液相中HCl质量分数为15.2%,液固比5:1,添加二号助剂量为4%,温度为90℃,连续搅拌浸出时间为12 h,钪的浸出率达88.33%。     

钛白废酸与赤泥联合提取氧化钪的工艺研究

以钛白废酸、赤泥为原料,经过浸出、一次萃取反萃、酸溶水解、二次萃取、酸洗、二次反萃、草酸沉淀、精制等提纯工序,可得到纯度99.99%的Sc2O3。赤泥和钛白废酸中钪的回收率分别达到57.8%和93.3%。     

含钪料液中杂质的去除

含钪赤泥盐酸浸出液中杂质含量很高,在提取钪之前必须去除。研究了含钪赤泥盐酸浸出液中杂质Fe、Al、Ti、Zr的去除：首先在溶液中加入3%H_2O_2—3．0mol/L H_2SO_4溶液,将钛转化为不被P507萃取的过氧钛酸,然后用P507萃取钪,用6mol/L HCl和蒸馏水洗涤有机相,除去被同时萃取的Fe和Al,再用1%HF溶液洗涤除去Zr,最终使钪与杂质元素分离。最后得到的产品中Sc_2O_3质量分数为96．25%。