采用固氟氯化法从氟碳铈矿中提取稀土氯化动力学的研究进展

针对我国主要的稀土矿物氟碳铈稀土矿目前在分解回收中主要采用浓硫酸焙烧法产生氟化氢污染环境的问题,清华大学核能与新能源研究院从1998年以来开展了氧化镁固氟、氯化铵选择性氯化提取氟碳铈中稀土及其动力学的研究。选择我国典型的稀土矿物包头混合型稀土矿及山东氟碳铈稀土矿展开研究,确定了适宜的工艺条件、氯化选择性和氟的转化形态。稀土以氯化稀土形式被浸取,对于两种稀土矿物稀土浸出回收率均在85%以上。氯化铵氯化稀土的氯化动力学符合Bagdasarym提出的多相区域反应动力学模型,氯化反应的速率αRE遵从Erofeev方程。氯化铵氯化不同形态氧化稀土氯化反应表观活化能的大小顺序为:EaLa2O3+CeO2相似文献   

氯化铵焙烧法从中品位氟碳铈矿精矿提取稀土的研究

采用氯化铵焙烧法分解中品位氟碳铈矿精矿(REO～30%),热水浸取焙砂后,浸取液采用环烷酸全捞制备氯化稀土产品。研究了氯化反应温度、氯化剂用量及氯化时间等因素对稀土氯化率的影响。将中品位氟碳铈矿精矿与2倍氯化铵混合并加入少量添加剂,在480℃焙烧1.5h,焙砂用90℃热水浸取得氯化稀土浸出液,稀土收率为82.8%,浸出液进一步用环烷酸全捞,浓缩结晶得相对纯度为99.2%的氯化稀土产品。     

氯化钪熔盐制备过程中抑制氯化钪水解试验研究

分析了氯化钪易水解生成ScOCl的机制, 提出了抑制ScOCl生成的研究方案: 在熔盐中加入氯化铵, 从而抑制了无水氯化钪熔盐脱水过程中氯化钪的水解, 制定了脱除氯化铵和剩余结晶水的新工艺.对无水氯化钪熔盐制备过程中脱氯化铵和剩余结晶水阶段的温度、氯化铵用量、时间、升温速度和惰性气体流量等因素对钪水解率的影响进行了试验研究.得出此阶段的最佳工艺条件为: 温度400 ℃, 氧化钪与氯化铵质量比1∶1.5(氧化钪与辅盐质量比1∶5.4), 时间120 min, 升温速度10 ℃·min-1, 惰性气体流量5 L·min-1.     

选择性氯化法提取白云鄂博中品位混合精矿中稀土

白云鄂博中品位混合稀土精矿经脱氟处理 ,采用氯化铵法回收稀土。考察了反应温度、时间及固氟剂用量对稀土氯化的影响。在最佳条件下稀土浸出回收率达到 85 %。而浸出液中非稀土杂质的含量低 ,特别是钍的含量仅为 0 .0 0 0 1g/ L (WRE/Th=8.0 5× 10 4) ,从而实现了稀土与钍等非稀土的预分离。达到了选择性氯化混合稀土矿中稀土的目的     

氯化铵氯化法制备无水稀土氯化物的反应机制

采用氯化铵氯化法制备了无水稀土氯化物LnCl3(Ln = La,Ce,Pr,Nd,Sm).用热分析方法研究了单纯NH4Cl的热分解过程及NH4Cl氯化稀土氧化物的反应过程.结果表明,在N2气氛下加热NH4Cl,150℃开始分解,264℃基本分解完全.在研究温度范围内,用氯化铵氯化稀土氧化物,既有氯化铵直接参与的氯化反应发生,又有氯化铵热解产物HCl使稀土氧化物氯化的反应存在.轻稀土氧化物的氯化在300℃基本完全,继续升温,导致稀土氯化物的部分水解.反应的主要方式决定于原料的混合方式.与传统的研磨混匀法相比,采用氯化铵和稀土氧化物层铺的方法能够提高稀土氧化物的氯化产率.     

P204-N235体系协同萃取稀土钇和钆的实验研究

普遍的稀土分离采用一种萃取剂萃取,其萃取率较低,为提高稀土萃取率使其资源最大化利用,本文采用P204-N235混合共同萃取体系来萃取氯化钇和氯化钆的混合稀土料液,通过研究P204-N235相比、P204-N235体积比、震荡时间、P204-N235协同萃取氯化钇与氯化钆水相初始料液PH值及稀土离子浓度,实验结果表明P204-N235协同萃取稀土当P204-N235相比为3∶1、P204与N235萃取剂体积比为1∶1、震荡时间为10 min、P204-N235协同萃取氯化钇与氯化钆水相初始料液PH值=3、稀土离子浓度为0.1 mol/L时可强化稀土的萃取效果。     

稀土钼杂多配合物催化合成尿囊素的研究

合成制备了稀土钼杂多配合物K11[Y(PMo11O39)2],并以之作为催化剂,双氧水为氧化剂,乙二醛和尿素为原料合成尿囊素。探讨研究了催化剂量、反应温度、反应时间及n(C2H2O2)∶n(H2O2)对尿囊素收率的影响。得到了适宜的合成条件为:n(C2H2O2)∶n(H2O2)=1.0∶1.1,氧化反应温度约为5℃~8℃,尿囊素生成温度约为75℃~80℃,反应时间7小时,在该条件下尿囊素的收率可达28.75%。     

混合铵盐浸出风化壳淋积型稀土矿中稀土的研究

采用氯化铵和硝酸铵配成的混合铵盐作浸出剂,用柱浸模拟风化壳淋积型稀土矿的浸出过程,考察混合铵盐浸出剂的配比、浓度、液固比、pH和流速等对稀土浸出率的影响。结果表明,这种类型的浸出剂对该稀土矿有较高的稀土浸出率,且能较好地抑制黏土矿物的膨胀,最优工艺条件为:NH4Cl和NH4NO3的质量比8∶2、浸出剂质量浓度10g/L、浸出液pH=4.0、液固比2∶1、流速0.5mL/min,在此条件下稀土浸出率为96.29%,黏土矿物的线膨胀率为2.738%。     

P507-N235体系协同萃取稀土钕和钆的实验研究

本文用P507和N235组成的协同萃取体系萃取氯化钕和氯化钆的混合稀土料液。通过研究萃取体系,协同萃取剂的配比,振荡时间及相比对萃取率的影响,研究结果表明,当P507与N235的体积比为1∶1、振荡时间10 min、相比3∶1时,协同萃取体系具有最佳萃取效果,萃取率可达90%;红外表征中萃取相出现的特征峰,可定性说明萃取反应的发生。     

HCl-AlCl_3溶液络合浸出包头50混合稀土精矿的研究

由于Al3+与F-结合在一起能够形成稳定的配位离子[Al F6]3-,所以本文采用HCl-AlCl_3体系所配成的混合溶液络合浸出包头50混合稀土精矿中的氟碳铈矿,通过热力学研究表明用HCl-AlCl_3体系所配成的混合溶液络合浸出包头50混合稀土精矿中氟碳铈矿的反应是可以自发进行的。同时得到了HCl-AlCl_3体系所配成的混合溶液络合浸出包头50混合稀土精矿的精矿浸出率和稀土浸出率;通过实验研究发现,改变各反应条件,在盐酸浓度达到6.0 mol·L-1,反应温度控制在95℃,氯化铝浓度为1.0 mol·L-1,搅拌速度为400 r·min-1,反应时间为120 min,液固比为20∶1的条件下,包头50混合稀土精矿的精矿浸出率达到了74.80%,并且稀土浸出率达到了69.08%,通过化学分析与X射线衍射(XRD)检测可知,用HCl-AlCl_3体系所配成的溶液络合浸出包头50混合稀土精矿,基本上使包头50混合稀土精矿中的氟碳铈矿全部进入溶液中,达到了与独居石分离的目的。     

锰电解液中氯离子的脱除研究

采用氯化亚铜沉淀法脱除锰电解液中的氯离子,通过正交试验和单因素试验考察了反应温度、反应时间、硫酸铜和铁粉用量等因素对氯离子脱除率的影响。结果表明,硫酸铜用量对氯离子脱除率的影响最大,较适宜的脱氯条件为:反应温度40℃,反应时间30min,硫酸铜用量30.0g/L,铁粉用量3.0g/L。在此条件下,氯离子的脱除率为60.8%。     

铟置换后液回收氯化锌的生产实践

介绍了铟置换后液的来源及其直接排放的弊端,探讨了从铟置换后液回收有价金属,生产氯化锌的效果,其中氯化锌可按化工产品出售,加锌粉置换渣可综合回收铟和铅。     

两性壳聚糖的合成条件优化及结构表征

以硝酸铈铵为引发剂,利用二甲基二烯丙基氯化铵（DMDAAC）在羧甲基壳聚糖骨架上的接枝反应,制备了羧甲基二甲基二烯丙基氯化铵壳聚糖（CMCTS-DMDAAC）.通过三因素三水平正交实验得出羧甲基壳聚糖与DMDAAC反应的优化实验条件为：反应温度为90℃,反应pH为7.0,反应时间为2 h,引发剂用量为占羧甲基壳聚糖质量的1.5%,单体用量为羧甲基壳聚糖质量的1.5倍.反应产物的结构通过红外光谱、紫外光谱、热重/差热分析、X-衍射及扫描电镜进行了表征.     

钙锶氯化物体系中钙和锶的重量法分析

针对氯化钙氯化锶混合体系,探索出能够准确分析该体系中钙和锶含量的分析方法。首先,用碳酸盐重量法分别对氯化钙和氯化锶单盐溶液进行分析,能够获得比较准确的测定结果且确定了碳酸盐沉淀适宜的烘干温度和烘干时间分别为200 ℃和20 h。在此基础上,结合碳酸盐重量法和经典的氯化银重量法对氯化钙和氯化锶的混合溶液进行准确地分析,分别获得碳酸盐沉淀的总质量和总氯的物质的量,再通过联立方程组求解得到钙锶氯化物共存体系中各组分的含量。最后,将实验方法用于分析钙和锶物质的量之比YB(YB=nCa∶nSr)为49、9.4、0.98、0.10和0.030的氯化物体系中氯化钙和氯化锶的组分含量时,测定结果比较准确,绝对误差小于0.5%。     

氯化亚铜沉淀脱氯反应平衡的研究

对氯化亚铜沉淀氯体系中各反应平衡进行了分析,得到形成CuCl(s）稳定区域热力学条件及脱氯的限度。化学位图分析表明,铜离子总浓度是影响氯脱除率的主要因素。锌电解液脱氯实验进一步证明,随着[Cu]t增大,除氯率也增大[Cu]t为2．5g/L时,除氯效率可达到79．6％,效果较好。     

铵离子选择性电极的研制

设计与制作了一种新型银—氯化银/氯化铵/膜选择性电极,并用不同的探针电极测量了不同阳离子膜在氯化铵溶液中的膜电位。分析了膜电位的形成原因,讨论了溶液浓度、探针电极和离子膜种类对膜电位的影响。     

化学法除铈

当氯化镨、氯化镨钕中的铈未达到要求指标时,通过化学法可以把铈除去。化学法除铈是一种比较快速有效的方法,它的特点是设备简单、操作方便,化工试剂和原材料消耗少,而且也是一种较为方便的除铈方法,经一年生产表明,氯化镨、氯化镨钕中铈可从1%左右降低至0.01%以下。     

二氯二氨锌的制备及性质

以次氧化锌为原料,经氨浸、除铁、深度除杂、结晶等工序制备二氯二氨锌(Zn(NH3)2Cl2)。结果表明,在NH4Cl浓度4 mol/L、NH4Cl与Zn的摩尔比4∶1、浸出温度70℃、浸出时间60 min的条件下,Zn浸出率高达99%以上。采用质量分数为27.5%的双氧水氧化除铁和锌粉置换可基本彻底除杂。对二氯二氨锌进行了主含量、XRD、SEM、TG-DSC分析验证,结果表明二氯二氨锌的纯度较高,晶形完整。     

六水氯化铝脱水制备无水氯化铝的设想

在"粉煤灰—无水氯化铝—电解铝"的新工艺路线中,六水氯化铝脱水制备无水氯化铝是关键。评述了六水氯化铝制备无水氯化铝的方法,并在参考六水氯化镁脱水工艺的基础上,设计了六水氯化铝的脱水方案。     

氯化钠存在下溴离子-十六烷基三甲基氯化铵体系浮选分离金的研究

研究了氯化钠存在下溴离子-十六烷基三甲基氯化铵体系浮选分离金的方法及条件。在盐酸介质中，金（Ⅲ）浮选率为98．0％，与常见贱金属分离，并对浮选分离机理进行了探讨。