废催化剂中稀土资源的回收与综合利用

研究了从废催化剂中湿法回收稀土。失效催化剂中稀土的含量约2%~5%,主要包含有镧和铈。实验结果表明,酸浸法能够浸出废催化剂中的稀土。用正交试验得出盐酸浸出实验的最佳条件为:浸出温度、固液比、盐酸浓度、浸出时间分别为30℃、1∶8、4.8mol/L、2 h,浸出率高达98.3%。浸出后,浸液pH调到约2,选择性沉淀稀土离子。从废催化剂中回收稀土的全过程总回收率达95%,Al离子也可被回收再利用。     

氢氧化钠焙烧法提取稀土电解渣中稀土的工艺研究

针对目前从氟盐体系稀土熔盐电解渣中回收稀土效率低的问题,提出了一种NaOH焙烧-盐酸优溶浸出法。系统考察了焙烧温度、焙烧时间、NaOH添加量,以及盐酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间对渣中稀土提取效果的影响。结果表明:在焙烧温度600℃、焙烧时间1.5h、NaOH与稀土熔盐电解渣质量比0.8∶1、盐酸浓度2mol/L、液固比8∶1、浸出温度40℃、浸出时间15min的工艺条件下,稀土浸出率为99.22%。     

废SCR脱硝催化剂钒、钛、钨选择性分离研究

分别采用NaOH、HCl浸出废SCR催化剂,碳酸钠焙烧-水浸废SCR催化剂选择性分离钛。试验表明:碳酸钠焙烧-水浸废催化剂可实现钛与钒、钨高效分离。较优工艺条件:焙烧温度850℃,焙烧时间3 h,碳酸钠与废催化剂质量比为1.3,浸出温度95℃,浸出时间1 h,搅拌速度500 r/min。V、As、W的浸出率分别为52.26%,98.24%和99.9%。采用硫酸浸出废SCR催化剂钠化焙烧渣实现高效提取钛。工艺条件:上述较优条件焙烧渣,40%硫酸,液固比4∶1,浸出温度90℃,浸出时间3 h,搅拌速度500 r/min。钛的浸出率为93.4%。采用自生晶种水解法制备偏钛酸,钛水解率为94.05%,偏钛酸纯度为94.07%。     

从高铜金精矿中综合回收有价金属试验研究

研究了以沸腾焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从高铜金精矿中综合回收铜、金等有价元素。试验确定的最佳条件为:1)高铜金精矿沸腾焙烧预处理温度为650℃,焙烧时间为2h;2)焙砂用硫酸浸出铜,硫酸质量浓度为50g/L,浸出时间为2h,浸出温度为80℃,液固体积质量比为4∶1~5∶1,浸出后渣铜品位降至0.286%;3)硫酸浸出渣与静态焙烧渣用氰化钠浸出金,金浸出率为96.5%,银浸出率为63.5%。该工艺对高铜金精矿中Au、Ag、Cu的综合回收率较高。     

低品位红土镍矿氧化焙烧—硫酸浸出试验研究

研究了以氧化焙烧浸出工艺从某红土镍矿中回收镍,考察了矿石焙烧、浸出工艺条件对镍回收率的影响.试验结果表明:在矿石粒度-0,074 mm占75％、焙烧温度800℃、焙烧时间2h、浸出温度70℃、浸出时间80 min、液固体积质量比1.5∶1条件下,镍浸出率在81％左右.     

从稀土抛光粉废料中回收稀土试验研究

研究了从稀土抛光粉废料中回收稀土,考察了稀土抛光粉预处理方式、焙烧产物粒度、氢氧化钠用量、焙烧温度和焙烧时间对稀土的盐酸浸出率的影响。试验结果表明,稀土抛光粉加NaOH焙烧,NaOH用量与抛光粉质量比为0.18、焙烧温度450℃、焙烧时间2.5h最优条件下,稀土的盐酸浸出率平均高于98%。     

从钨渣中浸出氧化钪的试验研究

研究了采用硫酸化焙烧—水浸工艺从钨渣中回收钪,考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间、水浸温度、水浸时间、水浸液固体积质量比对钪、钨、锰、铁、硅浸出的影响。试验结果表明:最佳条件(硫酸浓度3.5mol/L,焙烧温度200℃,焙烧时间2h,水浸温度90℃,水浸时间1h,水浸液固体积质量比5∶1)下,氧化钪浸出率达93%以上;工艺简单适用。     

HDS渣综合回收利用钒钼的研究

针对V_2O_5含量16.3%、Mo含量2.02%的HDS渣开展综合回收利用钒、钼的研究。结果表明,优选试验条件为:350℃脱油1h,HDS渣粒度-212μm百分含量≥96%,750℃脱碳脱硫2h,碳酸钠添加量与钒钼含量的摩尔比为1.2,800℃焙烧2h,浸出液固比2∶1,浸出温度40℃,浸出时间30min。钒浸出率为94.76%,钼浸出率为96.93%。结果可为含钒废催化剂的综合回收利用提供参考。     

中钇型稀土的浸出及Gd?Tb分组串级萃取分离钇

研究了用盐酸从广西某中钇型稀土矿石中浸出稀土,考察了浸出温度、时间、液固体积质量比及盐酸浓度对稀土浸出率的影响,确定了最佳浸出条件。试验结果表明:稀土浸出最佳条件为浸出温度100℃,液固体积质量比6∶1,盐酸浓度9 mol/L,浸出时间3h;稀土串级萃取分离钇的级数为6,流比vF∶vS∶vW=1∶6.309 5∶0.724 1;在Gd/Tb进行分组分割,高钇富集物中w(Y2O3)≥70%。     

从废稀土荧光粉中酸浸回收稀土的研究

从稀土荧光灯生产工艺过程产生的废稀土荧光粉中酸浸出稀土的实验结果表明,酸浸出法能够浸出废稀土荧光粉中的稀土。与用盐酸和硝酸浸出相比,用硫酸浸出废稀土荧光粉中稀土的浸出率较高,从技术、经济及环保角度考虑,优选用硫酸作为从废稀土荧光粉中浸出回收稀土的浸出剂。提高浸出反应温度、增加硫酸浓度和提升浸出器转速,都能提高稀土的浸出率。在温度45℃条件下,用2 mol.L-1硫酸浸出工艺废稀土荧光粉8 h,4种稀土Y,Eu,Ce,Tb的浸出率分别为67.9%,73.1%,66.4%,67.9%,非稀土成分Al的浸出率为39.2%。当升高温度到接近100℃进行硫酸浸出时,4种稀土Y,Eu,Ce,Tb的浸出率分别上升到80.4%,82.2%,81.4%,80.0%,非稀土成分Al的浸出率则增高到86.1%。扫描电镜图像显示废稀土荧光粉浸出前表面较平整,而其浸出渣的表面则有微小的絮状物和粒度变细,表明硫酸浸蚀废荧光粉而使稀土进入溶液中。浸出前后能谱分析显示,废稀土荧光粉浸出渣中稀土的相对含量已大大降低,表明稀土大部分已被硫酸浸出,浸出渣中的不溶物主要是C。     

Rare earth recovery from fluoride molten-salt electrolytic slag by sodium carbonate roasting-hydrochloric acid leaching

Fluorinated rare earth molten-salt electrolytic slag contains a considerable amount of rare earth elements,as well as a variety of heavy metals and fluorides that cause environmental pollution.Therefore,it is of great importance to fully utilise this resource.In this study,the transformation mechanism of fluorinated rare earth molten-salt electrolytic slag roasted with sodium carbonate,and the regulation mechanism of rare earth leaching under different roasting conditions were investigated with ...     

从钕铁硼废料中提取稀土工艺研究

采用氧化焙烧-盐酸分解法,研究从钕铁硼废料中提取稀土的工艺条件,探讨了焙烧温度和时间对铁的氧化率的影响,在浸出过程中考察了盐酸浓度、反应时间、反应温度以及液固比对稀土浸出率的影响,并分析了pH值和陈化时间对浸出液除杂效果的影响.结果表明:在700℃焙烧1.5 h,铁的氧化率最高,铁基本完全氧化成三价铁,在最佳浸出条件下稀土浸出率高达到99.33%,浸出液中和除杂时,调节pH值为3.5,陈化时间大于2 h,料液中非稀土杂质含量低,特别是铁仅为0.0014 g/L,浸出液完全达到稀土萃取的要求.      

还原酸浸对废旧稀土荧光粉中稀土提取的影响

为解决废旧稀土荧光粉中高价态Ce、Tb氧化物浸出困难的难题, 在碱熔焙烧预处理的研究基础上, 采用还原酸浸的方法, 以抗坏血酸作为还原剂, 来提高废旧稀土荧光粉的稀土浸出率。实验表明:在HCl浓度为4 mol/L, HCl与水洗渣液固比(单位为:mL/g, 下同)为10:1、抗坏血酸用量为10%、温度为338 K、时间为120 min、搅拌转速为650 r/min的条件下, 稀土浸出率可以达到98%以上。      

Recovery of rare earth and cobalt from Co-based magnetic scraps

The reuse of RE and cobalt in Co-based magnetic scraps was studied.The optimized feat lixiviated condition was:200 mesh,sulfuric acid dosage was of 1.4 times theoretic dosage,temperature was 80 oC and leaching time 1 h.The optimum technology conditions was:Na2S2O8 dosage was of 8 times theoretic dosage,oxidation temperature 80 oC,oxidation time 2 h and pH=4.5.Rare earth was precipitated by saturated(NH4)2C2O4 solution,after roasting of rare earth oxalate,rare earth oxide was received.Cobalt-iron residue was soaked by hydrochloric acid,the Fe(OH)3 was preferential solution,pH was adjusted to 1.4 by hydrochloric acid,Co(OH)3 did not dissolve,cobalt and iron were separated,after roasting of Co(OH)3,cobalt oxide was received.The total recovery of cobalt was found to be 97% and rare earths was 96%.     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。     

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。     

碳酸钠焙烧盐酸浸出分解氟碳铈矿精矿工艺的研究

系统地研究了焙烧温度、焙烧时间和碳酸钠的加入量对氟碳铈矿精矿焙烧分解的影响及浸出时间、浸出温度、盐酸浓度和盐酸用量对三价稀土和铈的浸出率的影响。针对氟碳铈矿精矿的分解,提出了碳酸钠焙烧、水洗除杂、稀盐酸浸出处理氟碳铈矿精矿的简单工艺。在实验室内扩大实验的条件下,首次由焙烧、浸出两步制得了高质量的高铈抛光粉,同时也得到了制取少铈富镧氯化稀土的原料。     

原位硫酸焙烧浸出低品位软锰矿及元素分离

研究了一种低品位软锰矿焙烧-水浸提锰的新方法.以锰和铁的提取率为指标,通过正交试验,确定了焙烧工艺的最合适条件为酸矿比2 ∶ 1,焙烧温度650℃,水酸比0.2 ∶ 1,焙烧时间4h.进一步研究溶出温度、溶出时间、溶出液固比等因素对锰、铁提取率的影响,确定了溶出试验的最合适条件为搅拌速度300 r/min,溶出温度90...     

复杂稀有金属矿稀土回收新工艺

研究一种从不能用物理选矿法有效富集稀土的复杂稀有金属矿中回收稀土的工艺。原矿在酸矿质量比为1.2时于400℃酸化90min,然后在液固比5∶1、90℃浸出120min,稀土浸出率可以达到85.64%。浸出液经氧化、中和除杂后,按稀土理论用量1.2倍添加草酸。得到的草酸稀土沉淀在950℃煅烧60min,可获得REO含量92.4%的氧化稀土产品,全流程稀土总回收率为71.32%。     

某碳质金精矿富氧焙烧—氯化浸出试验研究

某碳质金精矿直接氰化浸出金浸出率很低,小于30%,为进一步提高金浸出率,针对碳质金精矿性质,进行了富氧焙烧—氯化浸出试验研究。结果表明:与常规氧化焙烧相比,富氧焙烧降低了焙烧温度,缩短了焙烧时间;富氧焙烧最佳焙烧温度550℃~600℃,氧气体积分数50%,焙烧时间2.0 h,在此条件下,碳、硫去除率均在95%以上;焙砂采用M-NaCl氯化浸出,在最佳浸出条件为固液比1∶6,浸液pH=3,浸出剂用量8 kg/t,试样粒度62~75μm,浸出时间4 h时,金浸出率可达92.50%,相对于试样直接氯化浸出时有显著提高;表明富氧焙烧—氯化浸出工艺是可行的。