从钕铁硼废料中提取氧化钕

采用硫酸处理生产钕铁硼的工业废料,磷酸盐沉淀钕离子使钕铁分离。经碱转化、酸溶解、碳酸铵沉淀得碳酸钕。煅烧得纯度大于99.00%Nd2O3,钕总回收率大于90.00%。     

黄铵铁矾法分离钕铁硼二次废料酸浸液中铁和稀土

研究采用黄铵铁矾法从钕铁硼二次废料硫酸酸浸液中分离铁和稀土。实验考察了反应时间、反应温度、pH、碱滴加速率对铁回收率和稀土损失率的影响。结果表明：反应时间越长、温度越高、pH越高,铁回收率越高,而碱滴加速率对稀土损失率影响较大。在反应时间为16 h、反应温度为80 ℃、反应pH为2.0~2.5、碱滴加速率为7.2 mL/min条件下,铁回收率可达到96.67%,而稀土损失率为18.74%,相对较少,说明通过黄铵铁矾法可以使铁和稀土得到有效分离。通过X射线衍射（XRD）和扫描电镜（SEM）表征,证明回收的铁沉淀物为斜六方体形貌的黄铵铁矾。     

阳极氧化浸出钕铁硼废料中的钕和铁

针对钕铁硼废料中金属离子浸出成本高、污染大的问题,采用电化学阳极氧化技术直接浸出钕铁硼废料中的钕和铁元素。研究电解时间、电压、电解质浓度、温度和pH值等条件对浸出速率的影响,通过扫描电镜(SEM)、X射线能谱仪(EDS)和X射线衍射仪(XRD)分析产物微观结构和组成。结果表明,随着电解质浓度、温度和电压增加,浸出速率增大,电解时间和pH值对浸出速率无明显影响,但过低的pH值会降低回收率。最合适浸出条件为：电压2.5 V,温度25℃,电解液浓度为0.2 mol·L^-1的硫酸钠溶液,此时浸出速率为2.88 mg·min^-1,Fe和Nd的回收率分别为96.1%和94.6%,每千克钕铁硼能耗为1.74 kW·h,回收产物为疏松多孔的氢氧化物。与现有浸出工艺相比,该工艺操作简单,能耗低,无需使用强酸,是一项绿色环保的钕铁硼浸出工艺。     

钕铁硼永磁废料回收处理技术研究现状

针对第三代稀土永磁材料钕铁硼永磁体生产过程中约有30％左右的稀土元素转移到废料中,造成极大浪费的现象,收集整理了近年来有效处理钕铁硼废料、分离回收稀土元素的工艺方法.从回收率、回收纯度和操作工艺等方面对比分析了湿法工艺和火法工艺两类分离提取稀土元素回收工艺.为钕铁硼永磁体废料的回收利用技术未来发展思路提供参考.     

镍钴铜铁和稀土混合废料中各元素的分离提纯

综合使用溶剂萃取法和化学沉淀法,研究了从镍钴铜铁和稀土混合废料中分离各主要有价金属元素的工艺条件。通过前处理,得到有价金属溶液,调节pH值为2.0沉淀稀土元素,在pH值为1.0时用Acorga M5640萃取分离铜,再在pH值等于5.0时用Cyanex 272萃取钴,剩余水相溶液用来制取镍皂,从而使镍钴铜铁和稀土元素逐步得以分离提纯处理,达到处理含镍钴铜铁和稀土元素的混合废料,回收有用物质,控制污染,保护环境的目的。     

硫化物除杂法回收钕铁硼废料中稀土元素的研究

为了回收废旧NdFeB永磁材料中的稀土元素Pr、Nd,本文采用硫化物除杂法除去废料中的Fe等杂质元素.研究了沉淀剂(NH4)1S加入前、后溶液的pH值;沉淀剂的用量以及反应时间对稀土元素回收率和纯度的影响.得到硫化物除杂法的最佳工艺参数:沉淀剂加入之后溶液pH值保持在4.8;沉淀剂(NH4)2S与原料中Fe的物质的量比为3∶1;在室温下反应过程不少于40 min.该条件下得到的的产物中稀土元素占金属总质量的97.34％,稀土Pr、Nd的回收率达到83.24％.     

从硅胶生产废液中回收硫酸：硫酸与硫酸钠分离实验

硅胶生产的酸泡液,经过蒸发浓缩,冷却,固液分离,可将硫酸和硫酸钠分离。     

硫酸稀土复盐母液中稀土的测定

采用铜试剂分离杂质,偶氮氯膦－３作显色剂快速测定硫酸稀土复盐母液中稀土的总量。该方法相对标准偏差为３．６８％,回收率为９８．６８％,回收率为９８．９６％～１０１．２１％。     

新型高性能永磁材料——稀土钕铁硼

本文介绍了稀土永磁材料——稀土钕铁硼的生产工艺、性能特点、应用范围及其广阔的发展前景。     

ICP-OES法测定钕铁硼废料中镝含量的不确定度评定

建立了电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-OES)测定钕铁硼废料中镝含量结果计算的数学模型,分析确定了测量结果不确定度的主要来源,通过对各测量不确定度分量的分析量化,得到测量结果的合成标准不确定度和扩展不确定度.当测量镝含量为1.80％的钕铁硼废料样品时,扩展不确定度为0.03％(k=2).     

石油亚砜树脂分离稀土的性能研究

应用石油亚砜萃取树脂与ＮＨ＿４ＣＮＳ体系，测定了稀土元素的分配比（Ｋｄ）、分离因素（β）和分离度Ｒｓ），讨论了ＮＨ＿４ＣＮＳ的浓度、稀土进样量和温度等对稀土分离的影响。应用于混合稀土的分离和测定，分析了６０．３２％的氧化钇，相对标准偏差为±１．４７％。     

Recovery of oxalate from scrubbing solution containing rare earths and iron produced during uranium recovery from phosphoric acid

A solution containing oxalate complexes of rare earths, yttrium and iron (III) is obtained during the processing of wet process phosphoric acid for uranium recovery by solvent extraction. A process is described to recover oxalic acid from such a solution. The process is based on the conversion of iron (III) oxalate into calcium oxalate by calcium chloride followed by the metathesis of calcium oxalate with sulphuric acid to produce calcium sulphate and free oxalic acid. Data is presented to illustrate the influence of various parameters such as pH, temperature, digestion time and amount of calcium chloride on effective conversion of calcium oxalate. Under optimized conditions of pH 1, digestion time 2 h, twice the stoichiometric ratio of calcium chloride at ambient temperature (30±1°C) the recovery of calcium oxalate was found to be >94%. An overall schematic material balance flow -sheet for treating the oxalate solution of rare earths, yttrium and iron (III) to oxalic acid recovery has been presented. An improvement in the second cycle of patented process flow-sheet based on 1.5 M D2EHPA + 0.2 M TBP incorporating oxalic acid scrubbing / recycle for uranium recovery from phosphoric acid has been tested and found to be simple in terms of operations and capable of meeting product specifications..     

从磷石膏中提取稀土的研究现状

从资源优化利用角度出发,综述了从湿法磷酸副产的磷石膏中提取回收稀土的原理、研究现状、方法及主要工艺,为开发稀土资源及综合利用磷石膏联产高附加值产品的研究提供依据。     

大柴旦柱硼镁石矿酸法制硼酸工艺优化研究

针对大柴旦柱硼镁石矿特点．对酸法制硼酸进行了工艺优化研究。通过试验,缩短了酸化反应时间,提高了反应收率,达到了优化工艺的目的。该工艺已在实际生产中应用。     

Solvent extraction of rare earths from chloride medium with mixtures of 1-phenyl-3-methyl-4-benzoyl-pyrazalone-5 and sec-octylphenoxyacetic acid

In the present study, the extraction of rare earths with mixtures of 1-phenyl-3-methyl-4-benzoyl-pyrazalone-5 (HPMBP, HA) and sec-octylphenoxyacetic acid (CA12, H₂B₂) in benzene has been studied from chloride medium. The synergistic enhancement coefficient decreases with increasing atomic numbers of rare earths. The synergistic extraction of lanthanum and neodymium has been studied with the methods of slope analysis and constant mole. The extracted complexes are determined as LaH₂ClA₂B₂ and NdH₃ClA₃B₂, respectively. The equilibrium constants, formation constants, and the thermodynamic functions are calculated. Furthermore, the different extraction effects on rare earths have been employed to discuss the possibilities for the separation of rare earths.     

利用浓硫酸和富铁矿渣制备聚合硫酸铁的研究

研究以富铁矿渣和浓硫酸为原料,采用低温焙烧制取絮凝剂聚合硫酸铁(PFS)的方法,考察了焙烧温度、浓硫酸用量对铁浸出率的影响。通过一系列的絮凝沉降实验,研究了产品用量、浓度、pH对絮凝沉降效果的影响规律。实验结果表明:最佳焙烧温度为180℃,最佳浓硫酸用量为0.46mL/g。在产品的性能研究中,当产品用量为4mL/L时,不仅絮凝效果显著,而且上清液透光度高,沉淀物体积小。     

硫铁矿制酸净化工序废酸回用的探讨

为了考察硫铁矿制酸净化工序产生的废稀酸回用于湿法磷酸萃取系统的可行性问题．将经简单沉淀和经深度处理的废稀酸分剐回用于制取磷酸。结果表明,未经深度处理的废稀酸直接回用将导致磷酸产品中砷及重金属元素铅、镉的浓度明显升高,分别升高34．13、0．22、0．50倍;废稀酸经化学沉淀法深度处理后．砷及重金属元素达到GB8978--1996《污水综合排放标准》中相关指标的要求,将其回用后所得的磷酸产品中砷及重金属元素浓度不会升高。选择合适的工艺将净化工序产生的废稀酸处理达标后再回用于湿法磷酸生产系统,能够同时取得良好的经济效益和环保效益。     

钛白水解废酸中钪的回收

研究了钛白水解废酸中钪的回收及钪与钛的分离。在P204-TBP萃取体系中进行了钛白水解废酸提钪实验研究,在此基础上绘制了钪的萃取等温线,并进行了串级逆流萃取实验。针对萃取后含钪钛的有机相,提出了用洗脱剂EL洗脱负载有机相中的钛,并进行了相应的实验研究。对除钛后的有机相,考察了钪反萃的影响因素。实验结果表明：P204-TBP萃取体系基本可以实现钪的回收富集,经洗脱剂EL三级逆流洗脱,钛的洗脱率可达到98%,而钪的损失率仅为4%,钪钛的分离效果明显。洗脱钛后的有机相用氢氧化钠反萃,钪的单级反萃率能达到97%以上。钛白水解废酸经一次萃取、洗脱、反萃后得到的粗钪产品纯度可达到85%。