含钪钛矿石氯化焙烧—浸出分离钪研究

云南含钪钛矿石原矿含TiO212.68%、Fe 31.65%、Sc2O392 g·t-1,钪主要分布于钛辉石、钛磁铁矿和磁铁辉石中。采用螺旋溜槽重选—弱磁选—摇床重选工艺处理该矿石得到了Sc2O3含量为266 g·t-1,钪回收率为90.34%的钪精矿及TiO2为48.62%,钛回收率为55.95%的钛精矿。采用氯化焙烧和湿法浸出相结合的工艺进一步分离钪精矿中的钪,工艺条件试验结果表明,在氯化钠用量为4%、焙烧温度为900℃、焙烧时间为90 min、浸出液固比R=1.5∶1、盐酸用量为3%、浸出时间为75 min的综合条件下,钪的浸出率为83.39%~83.47%,浸出渣中钪含量为40.08 g·t-1~40.37 g·t-1。浸出渣的扫描电镜图谱分析显示,浸出渣中没有出现钪的谱线峰值,表明钪的溶解较彻底。     

氯化铵法氯化混合氧化稀土及其动力学的研究

研究了氯化铵氯化混合氧化稀土的适宜条件及氯化反应动力学。结果表明 :氯化铵氯化混合氧化稀土的适宜条件为氯化剂用量为物质的量比n氯化铵∶n氧化稀土 =1 2∶1 ,氯化焙烧温度 380～ 42 0℃ ,氯化时间 30min ,稀土的氯化率在 99%以上 ;混合氧化稀土氯化反应的表观活化能Ea 为 75 .82kJ·mol- 1 ,过程限制环节是界面化学反应控制。CeO2 与NH4 Cl的反应和反应程度分别是混合氧化稀土氯化的控速步骤和决定混合氧化稀土氯化率的关键。混合氧化稀土的组成和配分是影响氯化铵氯化氧化稀土氯化率和氯化反应速率的重要因素。     

铝镁热还原无水氯化钪熔盐制备铝镁钪中间合金工艺试验研究

进行了铝镁热还原无水氯化钪制备铝镁钪中间合金的研究,并且进行了铝镁钪中间合金小型试验;氩气搅拌试验及熔盐钟罩压入加氩气搅拌的铝镁钪中间合金试验.小型试验和扩大试验都取得了较好指标,基本确定了铝镁钪中间合金制备的工艺条件,已为半工业试验打下一定基础.     

从氯化渣中浸出钪的研究

以富集钪后的氯化渣为原料,研究了浸出酸种类、原料粒度、浸出酸浓度、浸出液固质量比、浸出温度和浸出时间对钪浸出率的影响.条件试验和正交试验表明,最佳试验条件为:浸出酸种类为硫酸;浸出酸浓度为40％;原料粒度为44 μm(325目);浸出液固质量比为3.5;漫出温度70℃;浸出时间为8h.浸出温度、浸出液固质量比和浸出酸浓度对钪浸出率的影响大小依次为:浸出温度＞浸出液固质量比＞漫出酸浓度.稳定试验表明:钪的漫出率在95％以上,为下步进行钪的回收创造了有利条件.     

长江三峡淤砂提钪氯化焙烧工艺试验研究

以长江三峡淤砂为原料,在分选出钪精矿后以盐酸作为浸出介质,进行了钪精矿氯化焙烧—浸出工艺的试验研究,分别对氯化焙烧的氯化剂种类、氯化剂用量、氯化焙烧时间、焙烧温度等进行了试验研究。试验结果表明:长江三峡重庆段淤砂是以硅质岩屑及石英为主,含有少量铁和钛,微量的钇、镱及钪等成分;氯化焙烧的氯化剂以氯化钠为宜,氯化钠的用量以3%为宜,氯化焙烧时间以3h为宜,焙烧温度以800℃为宜。     

用P204从钛氯化烟尘酸浸液中萃取钪

本文是以二-(2-乙基己基)磷酸(P204)为萃取剂,从钛的氯化烟尘盐酸浸出液中萃取钪与分离Fe、Mn的实验。结果表明,当O/A=1/20时,钪的一级萃取率达86％;Fe、Mn的萃取率均小于2％。原始溶液中氧化钪/杂质=1/1000,萃取后有机相中氧化钪/杂质=1/12,钪富集83倍。     

从钛冶炼氯化烟尘中提取的粗氧化钪的纯化工艺研究

本文采用Dowex50W×8树脂吸附洗脱分离-PMBP苯萃取的联合流程,纯化氧化钪,分离从钛冶炼氯化烟尘提取粗氧化钪中杂质元素Fe、Mn、Ti、Al、Th、Zr、∑RE等。氧化钪纯度≥99.5%。     

LiF-ScF3-ScCl3体系熔盐电解制备铝镁钪合金

以氧化钪为原料、液态铝镁合金作阴极,在氟化锂-氟化钪-氯化钪(LiF-ScF3-ScCl3)体系中通过熔盐电解制备铝镁钪(Al-Mg-Sc)合金.针对LiF-ScF3-ScCl3体系,实验考查了温度、熔盐组成、电流强度和电解时间等因素的影响.结果表明,熔盐电解可制备出钪含量在2%～10%、镁含量0.2%的铝镁钪合金.采用XRD,SEM和电子能谱分析等方法对合金样品进行了表征,结果表明,合金金相分为两相,连续相为铝基,间断相为ScAl3.     

溶剂萃取法从氯化烟尘中提取钪

本文将一种新型萃取剂体系 P5709-N235-煤油应用于从氯化烟尘中提取钪的工艺。研究了影响钪回收的各种操作参数。其最佳工艺条件为:萃取剂1vol%P5709-1.1vol%N235-97.9vol%煤油,料液 pH0.8,O/A=1,室温;5mol/dm~3HCl,60℃反萃,O/A=1。可使 Sc~(3 )与 Fe~(3 )、Fe~(2 )、Ti~(4 )、Al~(3 )、Mn~(2 )、Ca~(2 )等完全分离,较好地解决了 Sc~(3 )-Fe~(3 )分离及分相慢等问题,具有较好的实用价值。     

从粗钪中提取高纯氧化钪的研究

采用二段萃取法从粗钪中分离提取氧化钪,当一段TBP萃取体系中羧酸盐型表面活性剂用量与氧化钪用量比为0.1∶1时,抑制稀土、钍、锆等杂质被萃取的效果显著。在二段TBP萃取体系中加入酸类络合剂用量与氧化钪用量比为0.15∶1时,可以显著抑制锆、铁等杂质被萃取。     

Sorption of Scandium from Sulfuric–Chloride Solutions by Activated Carbons

Sorption of scandium by activated carbons of VSK, DAS, and PFT brands of different origin (coconut shell, anthracite, and thermosetting-plastic waste, respectively) from sulfuric–chloride solutions (pH 2) simulating the composition of solutions for the underground leaching of complex ores is studied in batch conditions. It is established that the sorption of scandium by carbons of DAS and VSK brands proceeds with the highest distribution coefficients (133 and 45.8 cm3/g, respectively). Herewith, the sorption of scandium by DAS carbon is also characterized by a large volume coefficient (116 $${{{\text{cm}}_{{{\text{sln}}}}^{{\text{3}}}} \mathord{\left/ {\vphantom {{{\text{cm}}_{{{\text{sln}}}}^{{\text{3}}}} {{\text{cm}}_{{{\text{carb}}}}^{{\text{3}}}}}} \right. \kern-0em} {{\text{cm}}_{{{\text{carb}}}}^{{\text{3}}}}}$$). Sorption isotherms of scandium by these carbons are linear and described by the Henry equation with constants 133 ± 21 and 46 ± 7 cm3/g, respectively. The integral kinetic curves of sorption of scandium are found by the method of the limited volume of the solution, and their linearization according to the kinetic models of the pseudo-first and pseudo-second order, the Elovich model, and the Weber–Morris intraparticle diffusion model evidences that the sorption kinetics of scandium by VSK carbon with a higher correlation coefficient (0.999) is described using the pseudo-second-order model. Processing the kinetic data on the sorption of scandium by DAS carbon showed that, when using all models, the correlation coefficient is low (<0.939) and the highest value is observed when applying the intraparticle diffusion model. It is assumed that the sorption of scandium occurs in the mixed diffusion region. The possibility of eluting scandium from VSK and DAS carbons by the sodium carbonate solution (10%) is studied under the batch conditions and the degree of desorption of scandium for two elution steps is 84.0 and 90.4%, respectively.     

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%。     

Synthesis of Scandium Oxide Nano Power and Fabrication of Transparent Scandium Oxide Ceramics

Synthesis of Sc₂O₃ nanopowder from scandium sulfate and hexamethylenetetramine [(CH₂)₆N₄] using a precipitation method was investigated. Fourier transform infrared spectroscopy combined with differential thermal analysis/thermo-gravimetry analysis showed that chemical composition of the precursor precipitates was (Sc(OH)_2.2(SO₄)_0.04)·0.4H₂O. Phase transformation of the precursor precipitated during calcinations was investigated by X-ray diffractometry. A Sc₂O₃ nanopowder with good dispersion and a mean particle size of 80 nm was obtained by calcining the sulfate precursor at 1100 °C for 4 h. The Sc₂O₃ nanopowder was sintered into transparent Sc₂O₃ ceramic by vacuum sintering at 1700 °C for 5 h without any additives.     

盐酸加助浸剂从钪精矿中浸出钪

进行了盐酸加助溶剂浸出钪精矿的条件试验，得出其最佳工艺条件为：盐酸质量浓度35．3g／L，液固体积质量比2.5：1，浸出温度90℃，浸出时间10h，物料粒度小于0．043mm，加7^#助浸剂，用量为40g／t。在最佳工艺条件下，钪的浸出率达80．47%。     

高纯金属钪的制备

以Sc2O3粉末为原料通过氟化、钙热还原反应以及蒸馏工序,制备了高纯的金属钪。X-射线衍射分析表明,氟化、提纯后产物单一,无其它杂质峰出现。通过ICP-AES分析,金属钪成分达到Sc-164040国家标准,其相对纯度可达到99.99%。通过控制工艺流程,氟化、钙热还原、蒸馏的转化率分别为99.2%、93.4%及80.1%。     

钪的回收及提取现状

我国钪资源十分丰富,已探明的含钪矿物种类高达800多种。钪金属及其化合物具有许多优异性能,广泛应用于多种生产领域。然而,钪在自然界中主要以伴生矿物的形式较稀散地分布于其他矿物中,其分离和提取难度高、工艺复杂。归纳可回收钪的原料类型、简化回收及提取钪的工艺受到我国选矿工作者的普遍重视。介绍了主要赋钪矿物资源,根据处理含钪矿物时钪的富集走向不同,进一步将可回收及提取钪的物料归纳为原生矿、渣和处理液3类;分析了从不同类别含钪物料中回收及提钪的方法和步骤;列举了一些从具体含钪物料中回收及提取钪的研究和应用实例;根据国内外回收及提钪的现状,提出发展方向:兼顾主金属及其他有价金属的回收、尽量简化钪的回收和提取工艺、尽可能降低生产成本;注重联合多种方法来改善浸出和提钪工艺;寻求更多可回收钪的物料和回收、提钪的方法。     

高纯金属钪的制备

采用氟化氢铵氟化法制取氟化钪和选用高纯金属钙还原制取粗钪,再经真空蒸馏提纯可得相对纯度大于９９．９９％的高纯金属钪     

高纯金属钪锭的制备

在理论分析的基础上,以3N级金属钪为原料,对金属钪真空蒸馏提纯过程进行了研究,并通过真空蒸馏—电弧熔炼制备高纯金属钪锭。结果表明,在自行设计制作的蒸馏塔中,采用1 500℃预蒸馏、1 560℃蒸馏的工艺条件下,经过一次真空蒸馏、电弧熔炼即可获得纯度达99.995%的高纯金属钪锭。