碳热氯化法分解包头混合稀土精矿提取稀土

研究包头氟碳铈-独居石混合稀土精矿的碳热氯化反应,考察反应时间、反应温度和脱氟剂对稀土提取率的影响.结果表明,包头氟碳铈-独居石混合稀土精矿的碳热氯化反应的较佳工艺条件为反应温度800℃,反应时间2h.在脱氟剂AlCl3存在下,800℃时氯化反应2h,稀土提取率高达98%.X射线衍射结果表明,在脱氟反应过程中,AlCl3和矿物分解产生的REOF发生了脱氟反应,使氟碳铈矿中的氟被转化为难溶于水的AlF3而留在滤渣中,同时AlCl3促进了独居石的分解反应.     

氯化法分解氟碳铈精矿提取稀土的研究

研究了氟碳铈精矿经预脱氟后加氯化铵焙烧分解,再用热水浸取焙砂从而制氯化稀土的新工艺。系统考察了脱氟剂、反应温度、氯化剂用量、氯化时间因素对氟碳铈精矿稀土提取率的影响,并对工艺进行了优化;当在５００℃下添加相当于矿重３０％的脱氟剂脱去氟后,再在４８０℃下加入相当于矿重２倍的氯化铵焙烧１．５ｈ,焙砂用热水浸取得到氯化稀土溶液,稀土提取率可以达８０％以上,浸出液中Ｆｅ、Ａｌ、Ｓｉ等非稀土杂质含量很低。     

包钢选矿厂尾矿的碳热氯化反应及稀土含量的测定

以S iC l4为脱氟剂,在活性炭存在下,对包钢选矿厂的尾矿进行碳热氯化反应。生成的氯化物溶于水后,用安替吡啉偶氮Ⅲ测其稀土总量。结果表明,在pH2.0的HC l-KC l溶液中,安替吡啉偶氮Ⅲ与镧形成蓝色的配合物,其最大吸收波长在740nm,表观摩尔吸光系数ε=8.8965×104L.mol-1.cm-1,稀土的浓度在0~30μg/25mL范围内符合比耳定律。该方法灵敏可靠,用本法测定尾矿氯化产物中稀土的总量,结果满意。     

碳热氯化法分解富硼渣的可行性研究

富硼渣是硼铁矿高炉铁硼分离生产含硼生铁时得到的一种含硼、镁的重要产品。富硼渣的综合利用工艺研究是高炉直接冶炼硼铁矿能否工业化的关键,也是硼铁矿资源能否合理开发利用的关键。本文提出了一种富硼渣综合利用的新方法—富硼渣碳热氯化反应法,计算了富硼渣碳热氯化反应的标准摩尔反应吉布斯函数,应用热力学方法分析了富硼渣碳热氯化反应的可能性,得到反应进行所需要的热力学条件,富硼渣中各组分的氯化反应能力为3MgO.B2O3>2MgO.B2O3》2MgO.S iO2>2CaO.Al2O3.SiO2。     

沸腾氯化炉中加盐除三氯化铝的工艺条件研究

针对国内沸腾氯化生产的粗四氯化钛中AlCl3偏高的问题,在对AlCl3除去机理深入分析的基础上,进行了在沸腾氯化炉中加工业盐除去AlCl3的实验,研究了在沸腾氯化炉内加盐除AlCl3最佳反应温度及加盐量,讨论分析了上述因素对粗TiCl4中AlCl3的去除率的影响,最终得出控制氯化炉炉顶反应温度为900~1000℃,工业盐最佳加入量为高钛渣加入量的1.0~1.2%。     

氢氧化钠焙烧钙热还原氟化稀土还原渣及其热力学分析

针对钙热还原氟化稀土还原渣,开展了直接酸浸实验、氢氧化钠焙烧-酸浸实验。结果表明,直接酸浸时稀土提取率约72%,而氢氧化钠焙烧-酸浸稀土提取率达92.3%。热力学分析和实验结果共同表明: 在298~1 300 K温度范围内,氢氧化钠与渣中DyF₃、CaCO₃和CaF₂反应,生成Dy₂O₃、NaF、CaO、Na₂CO₃和CO₂; 氢氧化钠能将氟化稀土转化为氧化稀土,这是稀土提取率提高的主要原因。     

四川某企业沸腾氯化炉中加盐除三氯化铝的工艺条件

针对国内沸腾氯化生产的粗TiCl4中AlCl3偏高的问题,在对AlCl3除去机理深入分析的基础上,研究在沸腾氯化炉内加盐除AlCl3反应温度及加盐量对粗TiCl4中AlCl3去除率的影响.最终得出控制氯化炉炉顶反应温度为900～1 000℃,工业盐最佳加入量为高钛渣加入量的1.0％～1.2％.     

碳酸钠焙烧-酸浸法从钙热还原稀土冶炼渣中提取稀土的研究

针对目前金属钙热还原法制备稀土金属的冶炼渣中稀土回收率低的问题,研究开发了一种从钙热还原稀土冶炼渣中提取稀土的工艺,采用碳酸钠焙烧-酸浸的方法提取渣中的稀土,系统考察了焙烧及酸浸过程中各因素对稀土提取的影响。结果表明,在最佳工艺条件下,稀土提取率为94.09%。与传统的直接酸浸工艺相比,新工艺极大地提高了渣中稀土的提取率。     

白云鄂博氟碳铈矿-独居石混合精矿中非稀土元素的氯化反应

研究了白云鄂博氟碳铈矿-独居石混合精矿中非稀土元素的等温碳热氯化反应以及反应过程中物理状态的变化。当反应温度低至500℃、活性炭为还原剂、SiCl4+Cl2的气氛下氟碳铈-独居石混合精矿中非稀土元素Ca、Ba、Mg基本反应完全并和稀土元素的氯化产物共同存在于氯化产物水溶液中,Th的氯化产物主要存在于氯化产物的水不溶物中,小于1%的ThCl4在反应过程中挥发,沉积在450℃的温区,精矿中Fe的氯化产物沉积在300℃～150℃的温区,P的氯化产物主要沉积在低于150℃的温区内。通过水溶氯化反应产物可实现少量的没有氯化的物质和氯化物之间的分离以及Fe、P、Th的分离。     

微波碳热还原含锌铅电炉粉尘

利用含锌铅电炉粉尘、焦炭、无烟煤和烟煤吸收微波能力强的特点,采用微波加热方法对配碳电炉粉尘进行碳热还原。结果表明,选用粒度为-0.096 mm的无烟煤为还原剂,在碳氧比为0.9、还原温度为1 100 ℃、保温时间为15 min的条件下,还原产物中铁的金属化率可达90.33%,蒸发脱锌率为96.26%,脱铅率为88.89%。     

川西稀土矿泥的氯化焙烧研究

川西冕宁牦牛坪稀土矿区的黑色土状风化物作为一种新型的稀土矿物已受到各方矿物研究者的注意。由它形成的黑色矿泥是具有回收价值的稀土资源。本工作在黑色土状风化物中稀土元素赋存形态研究的基础上，尝试用氯化法提取其中的稀土。经热力学计算表明，采用固体氯化钠为氯化剂，对稀土矿泥进行加碳中温氯化焙烧能使矿泥中的稀土转化成水溶性的稀土氯化物。实验表明焙烧后的稀土浸出率达８２％～８４％，而且水浸液中铁含量低，为稀土与非稀土元素的进一步分离提纯创造了良好条件。     

锂云母提锂工艺及脱氟技术研究进展

锂云母是我国重要的锂矿资源, 开发高效的提锂工艺对于保障锂行业可持续发展具有重要的研究意义。氟具有极强的电负性, 可以取代表界面羟基, 从而进入锂云母晶格, 在锂云母中含量可达5%~10%, 如何实现提锂过程中氟的深度脱除对于锂云母的清洁、高效提取具有重要意义。通过对典型的硫酸法、石灰石法、硫酸盐法、氯化焙烧法、压煮法和氟化学法等锂云母提锂工艺研究现状进行阐述, 充分探讨各主流提锂工艺的反应原理、工艺条件等, 客观分析总结工艺的优缺点, 并对目前脱氟技术的研究现状进行分析, 总结现有脱氟工艺的反应机理及脱氟装置改进方向。最后, 对锂云母整体提锂工艺的深度脱氟, 凝练出液相氟脱除的新思路, 旨在为锂云母清洁、高效提取提供重要的理论基础。      

基于QCM-D的金属离子在碳表面吸附脱附行为研究

金属离子在煤炭固液界面的作用机制对促进煤炭清洁 高效加工利用、水资源与矿物资源的高效循环利用及“碳减 排”具有重要意义。采用耗散石英微晶天平(QCM-D)研究 了 K+ 、Mg 2+ 、Al3+ 、Fe3+ 四种金属离子在碳表面的吸附脱 附行为。结果表明,浓度和价态的升高均有利于提高金属离 子的吸附作用,四种金属离子与碳表面的作用强度由高到低 排序为:Fe3+ >Al3+ > Mg 2+ > K+ ;K+ 和 Mg 2+ 表现为单 段吸附,在2min内达到吸附平衡,随着吸附量增加,吸附层 的密实程度无明显变化,用水清洗后可完全脱附;AlCl3 溶 液只有在100mmol/L高浓度情况下的吸附是完全可逆的, 在10mmol/L和50 mmol/L 的低浓度情况下,AlCl3 表现 为两段吸附特性,第1段吸附物的量虽少,但比第2段吸附 物密实,脱附后仍有少量密实性吸附物残留;FeCl3 溶液与 其他溶液均有较大区别,在研究的10~100mmol/L浓度范 围内,吸附均不完全可逆,浓度越低,多段吸附和不可逆吸附 特性越明显,脱附后的残留量越高,脱附过程中结构较为松 散的吸附物优先从表面脱附,结构较为密实的吸附物残留到 了碳表面。FeCl3 和 AlCl3 的不可逆吸附行为与其水解反应 有关,浓 度 越 低,越 容 易 生 成 不 可 脱 附 的 Fe(OH)3 和Al(OH)3。     

稀土硅铁合金冶炼工艺及反应机理

综述了硅热法还原高炉渣、稀土富渣、稀土精矿及碳热法还原稀土氧化物、稀土富渣、氟碳铈精矿等生产稀土硅铁合金的工艺特点和技术进展,指出碳热还原法较硅热法具有能耗低,稀土收率高、无工业废渣等优点,分析了碳热还原法冶炼过程中的有关物理化学反应,碳热还原法工艺的关键是要强化稀土碳化物的生成。     

高磷铁矿球团气化脱磷影响因素研究

通过XRD衍射仪分析了高磷铁矿中磷的赋存状态,并结合FactSage 7.2热力学分析结果,采用配料造球、球团焙烧等手段,探究了不同配碳量、温度和焦粉粒度对高磷铁矿球团气化脱磷的影响规律。结果表明: 高磷铁矿中磷的存在形式为Ca₅(PO₄)₃F,加入0.8% SiO₂和1.6% CaCl₂作为混合脱磷剂,在焙烧温度1250 ℃、配碳量8%、焦粉粒度0.074~0.15 mm时,气化脱磷率达24.1%。     

粉煤灰碳热氯化机制的界面反应

采用碳热氯化工艺从粉煤灰中提取铝、铁和硅并制备高值氯化产品,研究了氯化温度、氯化时间、炭种类、焦炭量、原料粒度的变化对粉煤灰碳热氯化过程的影响,分析了粉煤灰碳热氯化机制可能发生的四种界面反应情况。结果表明：氯化温度对粉煤灰氯化过程的影响较大,温度越高,粉煤灰中铝、铁和硅的氯化效果越好;粉煤灰中铝、铁和硅的氯化速度前期较快,30 min后氯化率增长缓慢;不同类型的炭对粉煤灰中铝、铁和硅的氯化率影响也较大,活性炭的氯化效果最好;随着焦炭量的增大,铝、铁和硅的氯化率逐渐提高,焦炭量增加至30%后,氯化率变化不大;粉煤灰和焦炭的粒度越细,粉煤灰的氯化效果越好;粉煤灰碳热氯化可能发生四种界面反应情况,第一种需要炭表面有足够的反应活性位点,同时炭活性位点距氧化物的间距要小于催化产生的活性氯原子消失殆尽的距离;第二种需要氧化物与炭接触,且炭表面没有可产生气态氯原子的活性位点;第三种需要炭上没有活性位点,且氧化物与炭的间距小于某极限距离;第四种需要Al₂O₃、Fe₂O₃或SiO₂颗粒与炭的距离...     

稀土硅铁合金冶炼工艺及反应机理

综述了硅热法还原高炉渣、稀土富渣、稀土精矿及碳热法还原稀土氧化物、稀土富渣、氟碳铈精矿等生产稀土硅铁合金的工艺特点和技术进展.指出碳热还原法较硅热法具有能耗低、稀土收率高、无工业废渣等优点.分析了碳热还原法冶炼过程中的有关物理化学反应,碳热还原法工艺的关键是要强化稀土碳化物的生成.     

AlCl3对煤岩组分浮选分离的影响

为揭示浮选分离过程中煤岩组分的可浮性差异及其与药剂的相互作用机制,研究了AlCl3对煤岩组分浮选分离的影响,探讨了AlCl3添加量对分离效果的影响,通过表面润湿性、表面Zeta电位、沉降性能等的测试,揭示了AlCl3对镜质组和惰质组在浮选分离过程中的作用机制。结果表明,当AlCl3添加量为200 mg/L时,浮选分离效果较好,浮物镜质组含量可达82.68%,沉物惰质组含量达到64.55%;AlCl3可增大镜质组和惰质组表面润湿性差异,且两组分表面Zeta电位到达零电点时,所对应的AlCl3添加量不同,当AlCl3用量介于两者之间时,浮选效果较好;AlCl3扩大了镜质组和惰质组的沉降速率和可浮性差异。     

氯化焙烧法处理宜春锂云母矿提取锂钾的研究

采用氯气作氯化剂氯化焙烧江西宜春锂云母矿提取锂、钾, 研究了氯化焙烧温度、时间及添加剂对锂云母氯化效率的影响, 并采用XRD对焙烧后物料进行了物相分析。结果表明: 以氯气处理锂云母, 氯化焙烧温度为850 ℃, 时间为3 h时, 锂、钾的提取率分别为92.49%和71.06%; XRD结果表明, 焙烧后物料主要物相为LiAl(SiO₃)₂、SiO₂、KCl、NaCl、K(Si₃Al)O₈。当添加与锂云母质量比为0.7的氧化钙后, 物料的熔点明显提高, 900 ℃下氯化焙烧30 min时, 锂的浸出率为92.5%, 钾的提取率提高到96.7%。添加氧化钙焙烧后浸出渣主要物相为Ca_0.65Na_0.35(Al_1.65Si_2.35O₈)、CaF₂、SiO₂。     

某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。