加碳氯化-氧化反应方法从氟碳铈矿-独居石混合精矿中提取稀土

以活性炭为还原剂、氯气为氯化剂、SiCl4为除氟剂、O2和H2O混合气体为氧化剂,采用氯化-氧化反应方法从氟碳铈-独居石混合精矿中提取稀土元素. 在脱氟剂SiCl4作用下,随着反应温度由500℃增至800℃,氟碳铈-独居石混合精矿稀土氯化率由92%增至99%,而无SiCl4时同样温度范围内,稀土氯化率为56%~88%,500℃氯化反应2 h时主要产物为稀土氯化物、氯化钙;当氯化反应温度小于500℃时,与原料比钍的氯化产物挥发量小于1.0%. 水洗氟碳铈-独居石混合精矿的焙砂,过滤并在空气中固化得到氯化产物,在550℃, O2+H2O气氛下氧化反应90 min,实现稀土元素和非稀土元素、铈和非铈稀土元素的分离.     

SiCl4作用下氟碳铈精矿的碳热氯化动力学

以活性炭为还原剂、Cl2为氯化剂、SiCl4为脱氟剂,研究氟碳铈矿的碳热氯化反应动力学. 在500℃以下,氟碳铈矿的氯化率较低;随反应温度和脱氟剂用量的增加,稀土氯化率增加. 但随着氯化反应的进行,温度的影响逐渐减弱. 在450~650℃之间,在脱氟剂SiCl4作用下,稀土的氯化率由36%增至98%,氟碳铈矿的碳热氯化反应可在低温下进行. 碳热氯化反应符合未反应核模型,反应模型的数学表达式为kt=1-(1-X)1/3,反应的表观活化能为42.5 kJ/mol.     

微山稀土精矿经固氟后采用氯化铵法回收稀土

微山稀土精矿经固氟后，采用氯化铵法回收稀土. 通过单因素条件实验确定了矿物固氟和氯化焙烧的较宜条件：固氟温度为550℃，固氟剂用量与精矿质量比为1:20，固氟焙烧时间50 min; 氯化剂用量与精矿质量比为1.2:1，氯化焙烧温度480℃，氯化时间60 min. 在较宜条件下，稀土的浸出回收率在87.8%以上. 利用X射线衍射探讨了固氟过程中可能发生的反应.     

氟碳铈矿-独居石混合精矿分离提取稀土元素

以气态配合物LnAlnCl3n+3(Ln=稀土元素)为载体,研究了从氟碳铈矿-独居石混合精矿中提取分离稀土元素的分步氯化-化学气相传输反应. 精矿经第一步氯化反应分离回收非稀土元素P, Fe和Th后,生成的稀土氯化物在1000℃与配体反应生成气态配合物,并化学传输分离6 h, CaCl2和BaCl2留在残渣中. 研究发现,递减温度场和波浪温度场中的化学传输反应的分离效果不同,在波浪型温度场中的波谷附近稀土沉积量高且分离系数大.     

氯化铵焙烧回收脱锰矿泥中的稀土及其动力学

攀西含稀土矿泥采用Na2SO3还原脱锰后,以NH4Cl作为固体氯化剂氯化该脱锰矿泥中的稀土,水浸取回收稀土.考察了不同因素对稀土氯化的影响,同时研究了氯化过程的反应动力学.结果表明,氯化反应是界面化学反应控制的动力学类型,其动力学方程式符合界面化学反应的方程式1-(1-α)1/3=kt,反应的表观活化能为44.0kJ/mol.     

热稳定剂邻苯二甲酸单异辛酯稀土的合成及性能

以邻苯二甲酸酐、异辛醇、氢氧化钠、氯化稀土、混合溶剂、助剂为原料 ,通过酯化反应、皂化反应、复分解反应以及复配制备了以邻苯二甲酸单异辛酯稀土为主要成分的液态稀土复合热稳定剂 ,其工艺条件为 :酯化反应的温度控制在 130～ 14 0℃ ,反应时间为 1h ;皂化反应的温度为 6 0℃ ,反应时间为 5min ;复分解反应的温度在 6 0～ 70℃ ,反应时间为 1h ;水洗温度控制在 6 0～ 6 5℃ ;混合溶剂的用量为 5 0 % ,稀土含量为 6 0 3% ;在复配过程中 ,采用亚磷酸酯作为辅助热稳定剂 ,其用量为 5 %～ 7% ,PVC中加入 2 %的这种稀土复合热稳定剂 ,在185℃下 ,其热稳定时间为 4 5min。     

无水稀土氯化铈制备工艺研究

研究了在氩气气氛下用氯化铵作为氯化剂氯化氧化铈制备高纯无水稀土氯化铈的工艺条件,通过正交实验考察了物料配比、反应温度、反应时间的影响,并用XRD对无水稀土氯化铈进行了表征. 结果表明,氯化铈的最佳制备工艺条件为：物料摩尔比n(NH4Cl):n(CeCl4)=12:1,氯化焙烧温度300℃左右,氯化时间30 min. 此条件下氯化率为96.16%,产物含杂量小于5%.     

固氟氯化法从山东微山氟碳铈矿提取稀土的氯化率动力学

研究了用固氟氯化铵焙烧法分解山东微山中品位氟碳铈精矿回收稀土的氯化率动力学. 结果表明：固氟焙砂的氯化反应动力学过程是区域反应速率模型，氯化反应过程经过了2个串联反应步骤，用Erofeev方程ln[–ln(1–a)]=lnk+nlnt处理反应速率，反应速率常数与温度T的函数关系式为k=2.7?107e–Ea/RT, 表观活化能Ea为125.9 kJ/mol，过程限制环节主要是界面化学反应控制.     

从稀土矿中提取高纯度混合稀土氧化物

本文研究了用稀土精矿提取高纯度混合稀土氧化物的工艺,分析讨论了除去精矿中主要杂质硅、氟、铁等的方法。实验结果表明:根据我们研究的方法,能除尽上述杂质,获得含量≥99.5％的混合稀土氧化物。     

稀土掺杂花状钨酸钙纳米晶溶剂 热法合成及其发光性能

以水-乙二胺二元溶剂热法及热处理合成了四方晶系稀土掺杂花状钨酸钙纳米晶。考察了混合溶剂比例、煅烧温度及掺杂稀土离子等条件对钨酸钙发光性能的影响,并分析了其形成机理。利用X射线衍射（XRD）、扫描电镜（SEM）、傅里叶变换红外光谱（FT-IR）和光致发光（PL）光谱等对钨酸钙结构、形貌及其性能进行了表征。结果表明：在水与乙二胺体积比为1∶2、反应温度为160 ℃、反应时间为24 h条件下合成前驱物,前驱物经800 ℃煅烧得到四方晶系稀土掺杂花状钨酸钙纳米晶;掺杂不同稀土离子得到在紫外光激发下发出不同颜色光的钨酸钙基荧光粉。     

预处理对废弃CRT荧光粉中稀土提取的影响

采用稀盐酸预处理工艺,对预处理前后废弃CRT荧光粉中稀土的提取效果进行了比较研究。结果表明,预处理工艺的最佳条件为：盐酸浓度为0.8 mol·L^-1,反应温度为65℃,反应时间为2 h。与未预处理样品相比,预处理样品酸解后得到的浸出液中稀土的浸出率由21.18%提高到60.17%,而杂质的浸出率由45.21%减少到10.43%。经沉淀、煅烧后所得稀土产物为Y₂O₃和Eu₂O₃,总含量为98.20%。其中,Y₂O₃含量为90.25%。稀土产物主要为立方晶型的Y₂O₃,由片状晶体密集堆积而成,片晶之间紧密结合,形成密实的方体结构。稀酸预处理工艺不仅能显著提高废弃CRT荧光粉中稀土提取的效率,实现稀土资源的高效、可持续利用,而且可以减少化学试剂的消耗,为废弃电子产品的综合利用提供研究基础与技术支撑。     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

稀土掺杂TiO2光催化还原CO2

采用溶胶-凝胶法制备了稀土掺杂TiO₂纳米光催化剂,并应用于光催化还原CO₂/H₂O体系中。通过XRD对光催化性能进行表征,研究稀土离子掺杂和焙烧温度对光催化性能的影响。结果表明,稀土La和Ce的加入可以抑制TiO2的晶相转变,提高光催化性能。催化剂800 ℃焙烧可达到最好的光催化活性,在反应时间7 h、CO₂流量200 mL·min^-1和反应液中NaOH与Na₂SO₃浓度均为0.10 mol·L^-1条件下,甲醇产率高达315.49 μmol·g^-1。并对稀土掺杂TiO₂催化剂光催化还原CO₂的机理进行了探究。     

SO2对稀土精矿催化剂NH3-SCR脱硝催化性能的影响

抗硫性能是评价脱硝过程中催化剂性能的关键指标,研究SO₂对催化剂理化特性的影响对催化剂脱硝应用具有重要意义。通过焙烧处理白云鄂博稀土精矿得到稀土精矿催化剂,利用催化剂抗硫性能实验台,结合SEM、BET、XRD和FT-IR,分析了O₂、NH₃、NO气氛下SO₂在催化剂表面的吸附及不同SO₂浓度对催化剂催化脱硝性能的影响。结果表明, SO₂对稀土精矿催化剂脱硝性能有显著的促进作用,300℃时,NO转化率从28%提高至50%,350℃时,NO转化率从42%提高至75%; SEM、BET和XRD结果表明催化剂抗硫性能测试前后的物理结构和化学组成基本保持不变,稀土精矿催化剂具有较好的抗硫性能;FT-IR结果证实SO₂的吸附使稀土精矿催化剂表面B酸性位点增多,催化剂对NH₃的吸附能力增强,因此有利于提高催化剂活性。研究结果可为白云鄂博稀土精矿催化剂NH₃-SCR脱硝应用过程中抗硫性能提供有价值的基础数据参考。     

环烷酸萃取法从氯化矿泥水浸液中分离稀土元素 2.萃取工艺研究

川西稀土矿泥氯化物水浸液经除杂处理后,用环烷酸萃取。研究了皂化度、平衡水相ｐＨ值、萃取剂浓度等影响因素。用４级逆流串级萃取、２级反萃,可得到纯度９９．８％、含量约５６ｇ·ｄｍ－３的氯化稀土溶液,稀土收率达９６％。整个萃取工艺闭路循环,无废液污染产生。     

Solvent Extraction Studies of Rare Earths from Thiocyanate Medium with N,N,N´,N´-tetra(2-ethylhexyl) diglycolamide

The extraction behavior of rare earth (RE) elements from thiocyanate medium by N,N,N^’,N^’-tetra(2-ethylhexyl) diglycolamide (TEHDGA), a neutral extractant, has been investigated and the optimum conditions for their separations were determined. Isodecyl alcohol was used as phase modifier and a concentration of 5%(v/v) was found sufficient to mitigate third phase formation under our experimental conditions. The extraction mechanism of RE with TEHDGA was established by analyzing distribution data with slope analysis technique and showed the formation of a neutral species, RE(SCN)₃.2TEHDGA, in the organic phase. The extraction of rare earth decreased with increase in temperature indicating exothermic nature and the enthalpy change (ΔH) obtained for Y(III) was ?14.27 kJ/mol. Among various stripping agents studied, oxalic acid was found to be efficient in quantitative stripping of rare earths from TEHDGA. The extraction efficiency for all the rare earths by TEHDGA was also investigated. High separation factor of 6.4 for Er/Y pair at 0.03 M thiocyanate has indicated the feasibility of using TEHDGA as extractant to separate Y from heavy rare earths, in particular Er, from thiocyanate medium.     

环氧化稀土异戊橡胶的制备与表征

以过氧化氢为氧化剂,甲酸为催化剂对稀土异戊橡胶（Ln-IR）进行环氧化改性。采用核磁共振氢谱（1 H-NMR）对制备的环氧化Ln-IR的结构进行了表征,并进行了定量计算。结果表明,在反应温度40～60℃,反应时间2～5h,甲酸与过氧化氢物质的量的比约为1时,环氧化度较高且没有副反应发生。     

Recycling of nickel–metal hydride batteries. I: Dissolution and solvent extraction of metals

Nickel–metal hydride batteries contain valuable metallic components and although they are not considered a hazardous waste, recovery of these materials is necessary from an economic point of view. In this work a hydrometallurgical method for the dissolution and separation of the metals from cylindrical nickel–metal hydride rechargeable batteries was investigated. Hydrochloric acid was employed as the leaching agent to dissolve the metals from the batteries. Dissolution of metals was investigated as a function of acid concentration, leaching time and temperature. Suitable conditions for maximum metal dissolution were 3 h leaching with 4.0 mol dm^?3 hydrochloric acid solutions at 95 °C. Extraction of 98% of nickel, 100% of cobalt and 99% of rare earth elements was achieved under these conditions. Separation of the rare earths from nickel and cobalt was preliminarily investigated by single batch solvent extraction with 25% bis(2‐ethylhexyl)phosphoric acid. Efficient separation via complete extraction of the rare earths was obtained at a pH of approximately 2.5 while leaving nickel and cobalt in the raffinate. A shrinking particle model which can enable, under certain conditions, evaluation of the extent of metal dissolution present in nickel–metal hydride batteries was developed. A proposed electrochemical recovery of nickel and cobalt is also briefly discussed. Copyright © 2004 Society of Chemical Industry