混合碳酸稀土热分解过程的研究

用ＤＴＡ热分析技术研究混合碳酸稀土焙烧过程中的脱水过程,分解过程,用Ｆｒｅｅｍａｎ－Ｃａｒｒｏｌｌ法、Ｐｉｌｏｙａｎ法和Ｋｉｓｓｉｎｇｅｒ法对其脱水及热分解的动力学参数进行计算,并对计算的结果进行比较和验证,得到了混合碳稀土脱水过程的反应活化能和反应级数分别为８０６．９Ｊ／ｍｏｌ、０．７８,热分解过程的反应活化能和反应级数分别为８．５２９ｋＪ／ｍｏｌ、０．９５。用ＸＲＤ分析方法研究了不同焙烧温度对焙烧产物的影响,论证高温下焙烧可能产生Ｃｅ０．７５Ｎｄ０．２５Ｏ１．８７５相。     

攀西德昌氟碳铈矿精矿氧化焙烧反应制备碳酸稀土研究

对攀西德昌稀土精矿在大气气氛下进行了差热分析 ,计算出精矿分解反应活化能 E为 93.82 k J/mol,反应级数 n=0 .98。对稀土精矿焙烧制取碳酸稀土工艺进行了研究 ,通过六因素三水平的正交实验 ,确立了实验的较优工艺条件 ,并制备出合格的碳酸稀土产品 ,稀土总回收率 >90 %。对产品进行红外光谱和组成分析表明 ,产品为碳酸稀土正盐。X射线衍射和电镜扫描分析表明碳酸稀土产品属晶型结构 ,为长方体和纺锤形状结晶。     

六水草酸镝热分解过程机理及动力学研究

稀土草酸盐是目前制备稀土氧化物，尤其是制备具有可控粒度的稀土氧化物常用的前驱体，它具有沉淀物晶型好，易于过滤分解等优点.然而，目前稀土草酸盐热分解的动力学研究较少，因此，采用热重-差热分析法，研究六水草酸镝的热分解过程，通过Kissinger、Ozawa和Crane法计算六水草酸镝的分解动力学参数，通过Coats-Redfern法求出反应的机理函数.结果表明:几种方法计算的分解活化能比较接近，六水草酸镝热分解分2步进行，第1步为1级脱水反应，反应机理函数为F1，表观活化能为62.48 kJ/mol，指前因子为1.84×106；第2步也为1级分解反应，反应机理函数为F2，表观活化能为106.42 kJ/mol，指前因子为2.79×107.      

偏钒酸铵热分解机理研究

采用DSC、TG热分析方法,对偏钒酸铵的热分解机理进行了研究。分析表明,热分解过程包括4个步骤,前三步吸热反应以及最后一步放热反应。利用Kissinger法以及Kissinger-Crane法对V2O5生成反应动力学参数进行计算,建立反应速率方程。结果表明,偏钒酸铵热分解过程为第三步化学反应控速,反应的活化能为156.60 k J/mol,指前因子为2.43×1014min-1,反应级数为0.94。     

氯化镁焙烧分解包头稀土精矿

利用XRD、TG-DTA、SEM及化学检测等方法,对氯化镁焙烧分解包头稀土精矿进行了研究。研究发现,在500℃、氯化镁添加量为25%的条件下,可将包头矿中的氟碳铈矿完全分解,产物为氯氧化稀土和氟化镁;在700℃、氯化镁添加量为60%的条件下,可将包头矿中的氟碳铈矿和独居石完全分解,产物为氯氧化稀土、复合稀土氧化物、氟化镁、磷酸镁。同时对热分解过程进行了动力学计算,第一阶段分解氟碳铈矿时所需活化能为163.92 kJ/mol,反应级数n=1.30;第二阶段分解独居石时所需活化能为276.14 kJ/mol,反应级数n=0.77。最后在氯化镁焙烧分解包头矿时加入碳粉,当加碳量为20%时,铈的氧化率降低至1.46%,对于防止稀土的氧化具有非常积极的意义。     

高结晶水褐铁矿热分解非等温动力学研究

采用热分析(TG、DTG、DSC)技术,在不同升温速率下进行高结晶水褐铁矿热分解非等温动力学研究。结果表明:高结晶水褐铁矿热分解过程分为缓慢热阶段和快速热阶段,采用改良Coats-Redffen积分法进行了非等温动力学参数计算,拟合线性相关性都在0.98以上。缓慢阶段和快速阶段的表观活化能分别为18.69～20.63kJ/mol和94.31～102.55kJ/mol;升温速率对褐铁矿结晶水缓慢热分解阶段的影响不大,缓慢阶段热分解反应级数n=0.8,结晶水快速阶段热分解反应级数n=1。     

浓硫酸低温分解混合稀土精矿动力学分析

基于热重-差热实验数据,采用Freeman-Carroll微分法、Achar-Brindley-Sharp-Wendworth微分法和一般积分法三种方法,全面分析了硫酸分解稀土精矿的反应动力学行为,推断其反应机理,计算反应表观活化能、反应级数、频率因子等动力学参数,确定不同温度段反应的限制性环节。结果显示,浓硫酸低温分解混合稀土精矿在阶段Ⅰ(160℃~220℃)和阶段Ⅱ(310℃~340℃)两个温度阶段的反应比较剧烈。由Freeman-Carroll微分法计算得到阶段Ⅰ反应的表观活化能E为33.02 k J·mol-1、反应级数n为0.51;而阶段Ⅱ的表现活化能E为182.75 k J·mol-1、反应级数n为0.61。同时,由Achar-Brindley-Sharp-Wendworth微分法和一般积分法计算得到阶段Ⅰ反应的表观活化能E分别为34.66 k J·mol-1和38.36 k J·mol-1,机理函数分别为f(α)=(1-α)和G(α)=[-ln(1-α)]3/2;而阶段Ⅱ反应的表现活化能E分别为215.23 k J·mol-1和205.46 k J·mol-1,机理函数分别为f(α)=2(1-α)[-ln(1-α)]1/2和G(α)=[-ln(1-α)]3/2,两种方法确定的反应限制性环节均为随机成核和随后生长的化学反应,且与Freeman-Carroll法的表观活化能计算结果相近。     

八水碳酸镨的热分解及其动力学分析

采用碳酸氢钠和氯化镨制备八水碳酸镨颗粒后,运用TG-DSC技术,在不同程序升温下,研究八水碳酸镨(Pr_2(CO_3)_3·8H_2O)的热分解过程。分别采用Ozawa-Flynm-Wall法、Kissinger法、Crane法和Coats-Redfem法确定其热分解动力学参数。TG-DSC表明,八水碳酸镨热分解过程为3个阶段,第一阶段为脱水反应,第二阶段碳酸镨分解为Pr_2CO_5,第三阶段为Pr_2CO_5分解为Pr_6O_(11)。运用Coats-Redfem积分法得出第二阶段反应的反应机理受二维扩散机理控制,第三阶段反应的反应机理受成核和生长机理控制。在确定了八水碳酸镨热分解反应机理函数的前提下,实验计算得出三阶段反应的表观活化能E分别为47.24 kJ·mol~(-1)、220.94 kJ·mol~(-1)、120.71 kJ·mol~(-1);指前因子A分别为5.80×10~4 S~(-1)、1.35×10~(11) S~(-1)、6.22×10~2 S~(-1);第一阶段和第二阶段反应级数约为1,第三阶段反应级数为0.88。     

高纯超细氢氧化铝热分解动力学的研究

氢氧化铝热分解过程的精确调控对于氧化铝质量保证至关重要。以高纯超细氢氧化铝为原料,通过测定产品X衍射分析、差热分析,对其分解动力学进行了研究。数据表明,在240~300℃和330~525℃温度段脱水动力学机理均为三维扩散,活化能分别为398.41 k J/mol、110.66k J/mol。对比分析表明,粒度和碱含量对氢氧化铝热分解有较大的影响。     

十水草酸镧的热分解及其动力学分析

用热重-差热(TG-DTA)技术,在不同升温速率条件下,研究了十水草酸镧在空气气氛下的热分解过程.分别采用Ozawa-Flynm-Wall法、Kissinger法、Crane法和同步热分析法确定其热分解动力学参数.TG-DTA曲线表明:十水草酸镧分解为四个阶段,前两个阶段为脱水过程,后两个阶段为La_2(C_2O_4)_3的分解过程.实验计算得出四步反应表观活化能E分别为83.92、76.04、136.26、162.61 k J·mol-1左右;指前因子A分别为4.92×10~(10)、6.1×10~7、2.1×10~9、8.46×10~6s-1左右;反应级数n均为1左右,并用Coats-Redfem积分法得出第三步分解机理受F1控制.     

Decomposition of the mixed rare earth concentrate by microwave-assisted method

A novel process was proposed to strengthen the decomposition of the mixed rare earth concentrate by utilizing the microwave radiation.Mineralogical information on the mechanisms by which microwave heating improved the leaching behavior of rare earth elements(REEs),and an interpretation of the interrelationship between mineralogy,decomposition process,and leaching process were provided in this study.The influences of the temperature,time of microwave heating and contents of NaO H(mass ratio of NaO H to mixed rare earth concentrate)on the decomposition of mixed rare earth concentrate were investigated.The results revealed that the temperature was the main factor affecting the decomposition process.The recovery of REEs by hydrochloric acid leaching reached 93.28% under the microwave heating conditions:140 oC,30 min and 35.35% NaO H.The BET specific surface area and SEM analysis indicated that the particles of mixed rare earth concentrate were non-hole,while the particles presented a porous structure after heating the concentrate by microwave radiation.For the microwave treated sample after water leaching,the BET specific surface area was 11.04 m~2/g,which was higher than the corresponding values(6.94 m~2/g)for the mixed rare earth concentrate.This result could be attributed to the phase changes of bastnaesite and monazite,and a number of cracks induced by thermal stress.The increase of BET specific surface area resulted in an increase of the recovery of REEs by promoting interaction within the system of acid leaching.     

从精矿浓硫酸焙烧水浸液中沉淀晶型碳酸稀土

:用碳酸氢铵沉淀法从包头稀土精矿浓硫酸焙烧水浸液中直接制得晶型混合碳酸稀土。对其进行了化学分析以及红外光谱、X射线衍射、扫描电镜分析。新工艺较原碱法氯化稀土生产碳酸稀土工艺 ,每吨产品成本下降 2 0 0 0元 ,稀土收率提高 1 1 %以上 ,克服了原工艺产品放射性物质 Ra超标有碍出口的弊病 ,产品质量优于法国罗纳公司订货要求 ,年产 2 0 0 0吨碳酸稀土生产线投产几年来运行良好。     

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 ...     

氯离子选择性电极-标准加入法测定碳酸稀土中氯

采用HNO₃(1+ 2)溶解样品,氯则全部以Cl^—形式溶解于溶液中,通过测定溶液中Cl^—质量浓度,即可计算出碳酸稀土中氯含量。试验探讨了在以硝酸钾和柠檬酸三钠为总离子强度调节缓冲溶液(TISAB)体系中,主要以EDTA溶液络合稀土离子,采用氯离子选择性电极-标准加入法测定碳酸稀土中氯含量的方法。结果表明:溶液中Cl^—质量浓度在2.0～40.0 mg/L范围内,EDTA溶液和TISAB溶液用量均为10 mL,Cl^—质量浓度的负对数与相应电极电位(E)呈良好线性关系,线性相关系数为0.999 9;为保证测试结果的准确性,样品和电极响应斜率S值的测定须在同一恒温体系下进行;方法检出限为0.947 mg/L;对于5 mg/L的Cl^—,大量K⁺、Na⁺、NO₃^— 不干扰Cl^—的测定,RE³⁺、Ca²⁺、Fe²⁺、Na⁺最大允许量分别为10.0、4.0、5.5、23 g/L。按照实验方法测定碳酸镧和混合碳酸稀土中氯,结果的相对标准偏差(RSD,n=5)均小于5%;测定值与氯化银比浊法的测定值基本一致。     

Decomposition of mixed rare earth concentrate by NaOH roasting and kinetics of hydrochloric acid leaching process

A new clean extraction technology for the decomposition of Bayan Obo mixed rare earth concentrate by NaOH roasting is proposed.The process mainly includes NaOH roasting to decompose rare earth concentrate and HCl leaching roasted ore.The effects of roasting temperature,roasting time,NaOH addition amount on the extraction of rare earth and factors such as HCl concentration,liquid-solid ratio,leaching temperature and leaching time on the dissolution kinetics of roasted ore were studied.The experimental results show that when the roasting temperature is 550℃ and the roasting time is 60 min,the mass ratio of NaOH:rare earth concentrate is 0.60:1,the concentration of HCl is 6.0 mol/L,the ratio of liquid to solid(L/S) 6.0:1.0,and the leaching temperature 90℃,leaching time 45 min,stirring speed 200 r/min,and the extraction of rare earth can reach 92.5%.The relevant experimental data show that the process of HCl leaching roasted ore conforms to the shrinking core model,but the control mechanism of the che mical reaction process is different when the leaching temperature is different.When the leaching temperature is between 40 and 70℃,the chemical reaction process is controlled by the diffusion of the product through the residual layer of the inert material.The average surface activation energy of the rare earth element is E_a=9.96 kJ/mol.When the leaching temperature is 75-90℃,the chemical reaction process is controlled by the interface transfer across the product layer(product layer interface mass transfer) and diffusion.The average surface activation energy of rare earth elements is E_a=41.65 kJ/mol.The results of this study have certain significance for the green extraction of mixed rare earth ore.     

从废荧光粉中回收稀土的工艺研究

研究了从废荧光粉(REO^12.00%)中回收稀土元素的工艺。采用碳酸钠焙烧-酸浸出工艺回收废荧光粉中的稀土,研究了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间以及浸出条件对稀土回收率的影响。研究结果表明,碳酸钠焙烧试验的最佳条件为碳酸钠与荧光粉焙烧比例1∶2,焙烧温度700℃,焙烧时间1 h;焙烧产物用盐酸浸出,浸出试验最佳条件:盐酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间分别为3 mol/L、10∶1、70℃、2 h,在上述焙烧及浸出最优条件下,稀土总回收率(REO)达97%以上。     

灼烧温度对镨钕二元氧化物粒度和形貌影响的研究

以氯化镨钕溶液为原料液,分别用草酸、碳酸氢铵和碳酸钠为沉淀剂制备镨钕草酸盐和碳酸盐,在900℃~1500℃范围内不同灼烧温度下制备出镨钕二元氧化物,利用粒度仪和扫描电镜进行测试,研究了灼烧温度对稀土氧化物的粒度和形貌特征的影响;结果表明,灼烧温度的提高对中位粒径D50和粒度分布R变化影响不同,改变灼烧温度对镨钕二元氧化物的形貌影响较大。     

Synthesis and Thermal Decomposition Mechanism of Rare Earth Benzoates

Rareearthbenzoatesareakind0fstablecompounds.Theco0rdinationcomP0undsf0rmedbyrareearthandcarboxylicacidshaveunusualstructuresandinterestinglundnesceniProperties.Bymeansoff0rmingc0njugaedcomplexes,rareearthmetalsandcarb0xylicacidscanf0rmnetorlayerp0lymerandchangetheirlundnescentprop-erties.S0merareearthcomplexeshavebeenap-Pliedinagricultureaslight-transfeedngmaeri-al8-Althoughthermaldecompositi0nmechanismofrareearthbenz0ateshasbeenreported,itdealswith0nlys0lidphaseproducts["'1,litdeab0utgasPha…     

电感耦合等离子体质谱法测定锆钛矿中16种稀土元素分量及其总量

锆钛矿中存在耐高温且硬度高的锆和钛,常规酸溶法难以将其完全分解,碱熔法处理样品时样品易粘埚。采用碳酸钠-硼酸熔融样品,以50 ng/mL¹⁸⁵Re为内标,动能歧视碰撞池(KED)模式和干扰系数校正法克服了轻稀土元素氧化物或氢氧化物对重稀土元素的干扰,建立了电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)测定锆钛矿中16种稀土元素(钪、钇、镧、铈、镨、钕、钐、铕、钆、铽、镝、钬、铒、铥、镱、镥)分量及其总量的分析方法。对比了盐酸-硝酸-氢氟酸-高氯酸敞开酸溶、硝酸-氢氟酸密闭酸溶、氢氟酸微波消解、过氧化钠-氢氧化钠熔融、硼砂熔融和碳酸钠-硼酸熔融6种分解方法,结果表明,碳酸钠-硼酸熔剂对样品分解的效果最佳。采用样品稀释法控制基体质量浓度为0.20 mg/mL和内标元素校正法降低基体效应。实验表明:各稀土元素的校准曲线线性相关系数在0.999 1~1.000 0之间,方法检出限为0.000 1~0.008 4 μg/g,定量限为0.000 5~0.042 0 μg/g。采用实验方法测定与锆钛矿成分类似的锆矿石标准样品中16种稀土元素分量及总量,结果与认定值基本一致。将实验方法应用于锆钛矿实际样品的测定,测定结果的相对标准偏差(RSD, n=8)为1.2%~4.0%,加标回收率为94%~110%,符合国家地质矿产行业标准DZ/T 0130—2006第3部分规定的加标回收率允许限90%~110%的范围。