包头稀土精矿中钍的赋存状态研究

采用电子探针背散射电子图像、波谱和能谱分析技术,对包头稀土精矿中钍的赋存状态进行了研究。结果发现稀土精矿中没有独立的钍矿石[方钍石(ThO2)、铁钍石(Th,Fe,Ca,Ce)(Si,P)(O,OH).nH2O、钍石(ThSiO4)],而主要以类质同象形式存在于稀土矿物(氟碳酸盐矿物和磷酸盐矿物)。在浮选过程中,钍的独立矿物与含铁的矿物一起浮选出去。氟碳酸盐矿物主要有氟碳铈矿和氟碳钙铈矿,其ThO2含量可高达1.68%;磷酸盐矿物主要是独居石,其ThO2含量可高达1.67%。虽然稀土精矿中没有高含量的独立钍矿物,钍的含量依然高于文献报道中稀土精矿钍的平均含量(约0.2%)。     

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   

氯化铵法氯化混合氧化稀土及其动力学的研究

研究了氯化铵氯化混合氧化稀土的适宜条件及氯化反应动力学。结果表明 :氯化铵氯化混合氧化稀土的适宜条件为氯化剂用量为物质的量比n氯化铵∶n氧化稀土 =1 2∶1 ,氯化焙烧温度 380～ 42 0℃ ,氯化时间 30min ,稀土的氯化率在 99%以上 ;混合氧化稀土氯化反应的表观活化能Ea 为 75 .82kJ·mol- 1 ,过程限制环节是界面化学反应控制。CeO2 与NH4 Cl的反应和反应程度分别是混合氧化稀土氯化的控速步骤和决定混合氧化稀土氯化率的关键。混合氧化稀土的组成和配分是影响氯化铵氯化氧化稀土氯化率和氯化反应速率的重要因素。     

分光光度法与容量法测定稀土抛光粉中氟量的探讨

氢氧化钠与过氧化钠熔融分解稀土抛光粉样品后,热水提取,将氟与稀土等金属离子分离,分别以茜素氨羧络合腙分光光度与氯化镧络合容量法测定氟离子。以流程空白为参比,在pH 5.5乙酸-乙酸钠缓冲溶液中氟离子与茜素氨基氨羧腙显色剂络合显色,于分光光度计630 nm处进行比色测定,建立茜素氨羧络合腙分光光度方法测定氟离子含量;在pH 2.6～3.0的溶液中,加入过量氯化镧标准溶液,使氟生成氟化镧沉淀,过量氯化镧标准溶液在pH 5.5的六次甲基四铵缓冲溶液中,以二甲酚橙为指示剂,用EDTA标准溶液滴定至溶液由紫红色变为亮黄色即为终点,建立氯化镧络合容量方法间接测定氟的含量。通过两种方法回收率验证及与国标方法—氟离子选择性电极法比对验证方法的准确度。     

氧化钙对混合稀土精矿分解气相中氟的影响

研究了氧化钙对混合稀土精矿焙烧分解过程气相中氟含量的影响，采用气相色谱分析方法对焙烧过程气相中的氟进行测定，结果表明氧化钙在混合稀土精矿的分解过程中起到了固氟的作用，使焙烧过程气相中的氟含量降低60％以上。从加入氧化钙后的混合稀土精矿的焙烧产物XRD实验结果看，焙烧产物中有大量的CaF2和Ca5F（PO4）3生成，说明氧化钙对混合稀土精矿分解过程的固氟机制是CaO与其中的氟碳铈矿的分解产物REOF反应生成了CaF2，同时形成的氟化钙和氧化钙一起在800℃时能够与精矿中的独居石反应，生成Ca5F（PO4）3。     

铁矿石(高炉渣)中二氧化钍分析方法的研究

本文研究了以三溴偶氮胂为显色剂,测定铁矿石或高炉渣中二氧化钍的含量,使测定下限达到0．006％,同时分析了轻稀土、重稀土以及非稀土杂质对二氧化钍在显色时的影响。通过显色时各种反应条件的比较,选出最佳显色条件。     

稀土冶炼过程中铀、钍、镭等放射性核素的迁移

研究了天然放射性元素钍、铀、镭在稀土冶炼过程中转移情况。使用X-射线荧光(XRF)对渣样分析以及电感耦合高频等离子光谱仪(ICP)对冶炼过程产生的水样分析,结果表明,得到稀土矿中的钍、镭元素主要富集于酸溶渣;铀元素富集于中和渣。通过伽马谱分析计算酸溶渣中钍含量为426.47 mg/kg,中和渣中铀的含量为281.82 mg/kg;并且酸溶渣的放射性活度要高于中和渣。最后分析稀土生产工艺流程得到渣中的主要物相组成:酸溶渣中主要含有硫酸钡、二氧化硅、稀土难溶氧化物和稀土复盐;钍元素以二氧化钍、磷酸钍、镭元素以硫酸镭等难溶盐的形式富集于酸溶渣。中和渣中主要含草酸钙、氯化钠、少量碳酸盐和稀土草酸盐;铀元素以重铀酸盐、氢氧化四铀的形式富集于中和渣。     

微色谱柱分离分光光度法连续测定包头稀土精矿中铈组稀土和钍

通过阳离子交换树脂微色谱柱分离,建立了分光光度法连续测定稀土精矿中铈组稀土和钍的方法。含大量稀土元素和钍的1 mol/L HCl试液流经HD-8阳离子交换树脂微色谱柱,钍和稀土同时被保留在树脂上,用1 mol/L HCl淋洗杂质元素,4 mol/L HCl-2 mol/LNH4Cl洗脱液洗脱稀土,然后柱子用200 g/L NH4Cl溶液转型,水洗去多余的铵根离子,40g/L草酸铵溶液洗脱保留在柱子上的钍。从柱子洗脱下来的稀土和钍以偶氮胂Ⅲ作显色剂光度法分别测定。该法用于测定包头稀土精矿中铈组稀土和钍,相对标准偏差(RSD)分别为0.24%和2.7%。     

聚(苯乙烯-丙烯酰胺)负载氯化钕配合物在4-乙烯吡啶聚合反应中的催化性能

本文对聚 (苯乙烯 -丙烯酰胺 ) (PSAM)负载氯化钕配合物催化剂催化 4-乙烯吡啶极性单体聚合反应进行了研究。考察了 Al/ Nd摩尔比、催化剂浓度、反应时间和温度对聚合的影响。结果表明 ,聚合物负载氯化钕配合物的催化性能高于同类小分子体系和稀土氯化物。聚合物负载氯化钕配合物催化活性与载体中功能基团(CONH2 )含量的多少及所形成的稀土钕配合物中钕含量的多少有关。当 PSAM· Nd Cl3 中的钕含量为 2 .7× 10 - 4mol/ g,钕含量与功能团含量摩尔比在 0 .2 5左右时 ,配合物的催化活性达到最佳值     

含铀钍氯化稀土溶液中离子交换法提铀

提出了一种利用铀酰离子与Cl-的络合,从高稀土低铀的含氯体系浸出液中分离提取铀而将大部分的稀土元素和钍留在浸出液中的离子交换法。研究了离子吸附过程中体系pH和氯离子浓度等对吸附效果的影响。结果表明,在反应pH=0~1、Cl-浓度7 mol/L的优化条件下,饱和树脂对铀的吸附量能够达到43.34 mg/g。后续采用7 mol/L HCl溶液酸洗和去离子水淋洗,回收钍和稀土的同时实现了铀的分离提取。该技术不改变传统稀土提取工艺流程,仅增加铀提取工艺技术单元,可实现铀的分离与浓缩,具有工艺流程短、不影响原有稀土提取工艺和矿产最大化利用的特点。     

离子型稀土矿浸出过程主要物质浸出规律研究

采用柱浸法研究硫酸铵浸取离子型稀土矿过程中水、稀土、硫酸铵及其他杂质离子的浸出规律. 研究表明,离子型稀土矿矿土对水有较强的吸附能力,浸矿后,矿土的含水率由17.74 %增加到33.7 %.浸出过程中,稀土浸出率可达99.98 %,杂质中Al3+浸出量比较大,SiO₃2-浸出量较小,而Fe3+几乎不浸出,各离子的浸出先后顺序为:SiO₃2-、RE3+、Al3+、Fe3+,杂质Al3+的浸出略滞后于稀土的浸出. Al3+、Fe3+浓度达到峰值时,pH值最低,随着浸矿剂和顶水的加入,浸出液的pH值开始上升,直至达到硫酸铵溶液的pH值和顶水的pH值.      

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。     

从荧光粉废料中提取稀土工艺研究

采用4种方案从荧光粉废料中提取稀土元素,并考查了盐酸法提取稀土时盐酸和双氧水用量对稀土浸出率的影响,随后采用碳酸钠焙烧法提取渣中较难浸出的铈、铽,最后采用中和法对酸浸出液进行除杂。结果表明,100g物料盐酸最佳用量为150mL,双氧水用量为20mL,钇、铕浸出率可达99%。经碳酸钠焙烧—盐酸浸出后铽浸出率达到55%,除杂后铁、硅、铝含量分别降至11.47mg/L、15.93mg/L和150mg/L。     

离子型稀土矿硫酸镁柱浸过程中水、稀土和硫酸镁的平衡研究

采用柱浸方法研究无氨浸矿剂硫酸镁浸出离子型稀土矿,考察了浸矿过程中H2O、REO、Mg2+、SO2-4走向。结果表明,每千克稀土原矿吸水量约为344mL,稀土元素浸出率在99%以上,全过程损失率仅为0.045%,有0.24%的镁离子残留于矿体中,浸出液中镁离子总量增加4.7%,平衡率为98.76%,硫酸根总体升高0.52%。硫酸镁作为浸取剂,杂质Fe、Si的浸出率分别由硫酸铵浸矿时的0.435%、0.703%降低到0.03%、0.13%,杂质Al的浸出率基本保持不变。     

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.      

Rare earth double sulfates from pre-concentrated bastnasite

A mixture of rare earth double sulfates was produced from a Turkish bastnasite-containing pre-concentrate (low grade concentrate) by sulfuric acid baking, subsequent water leaching and precipitation with sodium sulfate. The results of acid baking and leaching indicated that recoveries of rare earth elements up to 90% were readily obtained and the recovery of hydrofluoric acid as a by-product was also possible. Reasonable decontamination of the rare earth double sulfate salt from impurities such as Th, Fe, Al and Mg was possible by rapid precipitation at 50 °C using 1.25 times the stoichiometric amount of Na₂SO_4. The total rare earth double sulfate content (TREDS) was > 90% and analysed 17.3% La, 15.6% Ce, 3.2% Nd, 1.1% Pr, 0.3% Sm, 0.03% Eu, 0.01% Yb and 0.02% Y together with about 0.7% Ca, Fe, Al and other impurities.     

冕宁稀土矿泥中锰与稀土分离及回收的研究

以Ｎａ２ＳＯ３为还原剂,采用还原浸出法处理四川冕宁稀土矿泥,实现了矿泥中锰和稀土的分离,提高了矿泥氯化焙烧时稀土的氯化率。对锰浸出液,用ＫＭｎＯ４氧化,水解聚合法去除杂质铁,生成ＲＥ（ＯＨ）３法回收稀土,制备出合格的产品ＭｎＣＯ３,并讨论了有关工艺原理与条件。     

机械活化碱分解钨矿过程钙对杂质磷、砷、硅的抑制效果

研究了机械活化碱分解钨矿过程杂质的浸出行为。原料中的钙对杂质具有明显的抑制效果 ,随原料中钙含量的增加 ,磷、砷、硅的浸出率明显降低。对WO3 品位为 49 5 3%、杂质含量基本接近的高杂钨中矿 ,在相同分解条件下 ,原料中的钙由质量分数 1 6 3%增加至 9 95 %时 ,磷、砷、硅的浸出率分别由 45 98%、35 70 %和15 96 %降为 9 2 9%、2 6 2 %和 1 10 % ;当钨中矿含Ca(质量 ) >6 %时 ,所得溶液的质量优于分解标准黑钨精矿的水平。     

Investigation of leaching of oxidized Nb-Al sublimates

Using the method of rational planning the experiment, the sulfuric acid leaching of products that result from oxidized roasting-sintering of the sublimates of electron-beam remelting of niobium with sodium carbonate is investigated. The possibility of concentrating Nb in the solid phase due to the transfer of the accompanying elements (Al, Fe, Cr, Si) into the solution is considered. Multifactor mathematical models of sulfuric acid leaching are constructed, and kinetic parameters of the process are determined. Based on them, the conditions for obtaining a niobium chemical concentrate suitable for smelting the crude metal are optimized.     

Separation of aluminum from rare earth by solvent extraction with4-octyloxybenzoic acid

Leaching method is usually used to extract rare earth(RE) elements from ion adsorbed RE ores.In the leaching process,some impurities such as aluminum(Al) enter the leaching solution.The separation of Al from RE by carboxylic acid extractant 4-octyloxybenzoic acid(POOA) was studied in this article.By changing the pH value,temperature,solvent,saponification degree and other parameters,the extraction and separation performance of POOA in chloride system was systematically studied.Through specific e...