本发明专利技术公开了一种品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿处理工艺，包括如下步骤：（1）将氟碳酸稀土磁浮矿在250-350℃℃下干燥2-3小时，（2）将干燥后的磁浮矿在400-600℃下明火灼烧6-8小时，（3）将灼烧后的磁浮矿在1-1.5N盐酸体系下反应2-3小时，得到稀土料液和余渣，（4）将余渣转移至高温高压反应釜中，在180-200g/L碱液体系下反应4个小时以上，（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，（6）将水洗后的余渣在2-2.5N盐酸体系下反应2-3小时，得到稀土料液和铈富集物。本发明专利技术实现了磁浮矿的最佳浸取。杜绝了氯气产生的条件，使生产过程更安全环保。磁浮矿中主要产品镨钕元素浸出率达到98%以上，远高于原有浸取水平。使稀土冶炼分离企业使用磁浮矿的综合经济效益将大大提高。
【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术公开了一种品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿处理工艺，包括如下步骤：（1）将氟碳酸稀土磁浮矿在250-350℃℃下干燥2-3小时，（2）将干燥后的磁浮矿在400-600℃下明火灼烧6-8小时，（3）将灼烧后的磁浮矿在1-1.5N盐酸体系下反应2-3小时，得到稀土料液和余渣，（4）将余渣转移至高温高压反应釜中，在180-200g/L碱液体系下反应4个小时以上，（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，（6）将水洗后的余渣在2-2.5N盐酸体系下反应2-3小时，得到稀土料液和铈富集物。本专利技术实现了磁浮矿的最佳浸取。杜绝了氯气产生的条件，使生产过程更安全环保。磁浮矿中主要产品镨钕元素浸出率达到98%以上，远高于原有浸取水平。使稀土冶炼分离企业使用磁浮矿的综合经济效益将大大提高。【专利说明】品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿处理工艺
本专利技术属于稀土领域，具体涉及一种稀土磁浮矿的处理工艺。
技术介绍
现今四)I丨氟碳酸稀土磁浮矿无专有浸取工艺，各稀土冶炼分离企业采用的是普通的氟碳酸稀土磁选矿盐酸体系浸取工艺。 由于现有氟碳酸稀土原矿品位下降，特别是品位在62%_72%之间磁浮矿，单纯通过磁选工艺富集的稀土精矿已经逐渐不能满足稀土冶炼分离需要，而通过磁选浮选结合所生产出的磁浮矿品位高，价格成本低，但是一直以来稀土冶炼分离工艺中无专门针对此种精矿的冶炼分离工艺，导致此种磁浮矿在生产投运过程中稀土收率低下，运行成本高，综合经济效益反而不如单纯磁选稀土精矿。
技术实现思路
本专利技术目的是提供一种磁浮矿处理工艺，解决品位在62%_72%之间的磁浮矿难浸取，镨钕收率不高的问题。 本专利技术的技术方案为:品位在62%_72%的氟碳酸稀土矿处理工艺，包括如下步骤: (I)将品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿在250-350°C°C下干燥2_3小时。目的是去除矿中所含的水分及部分分解氟碳酸稀土，为矿的灼烧提供良好条件。 (2 )将干燥后的磁浮矿在400-600 V下明火灼烧6_8小时。通过该温度段灼烧把氟碳酸稀土矿转化为氟化稀土和氧化稀土，根据实验和生产验证该灼烧条件下所转化的矿石，浸取容易，料液铺配分低，铺富集物中铺配分高。 (3)将灼烧后的磁浮矿在1-1.5N盐酸体系下反应2-3小时，得到稀土料液和余渣。主要浸取氧化物部分(4)将余渣转移至高温高压反应釜中，在180-200g/L碱液体系下反应4个小时以上。主要是将氟化稀土转化为氢氧化稀土。 (5)将与碱反应后的余渣水洗至中性。洗涤氟离子。 (6)将水洗后的余渣在2-2.5N盐酸体系下反应2_3小时，得到稀土料液和铈富集物。 进一步地，其步骤如下:(1)将品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿在250°C下干燥3小时，(2)将干燥后的磁浮矿在420°C下明火灼烧6小时， (3)将灼烧后的磁浮矿在1-1.5N盐酸体系下反应2小时，得到稀土料液和余渣，(4)将余渣转移至高温高压反应釜中，在180g/L碱液体系下反应4个小时，(5)将与碱反应后的余渣水洗至中性， (6)将水洗后的余渣在2N盐酸体系下反应2.5小时，得到稀土料液和铈富集物。 进一步地，其步骤如下: (1)将品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿在300°C下干燥2小时，(2)将干燥后的磁浮矿在460°C下明火灼烧7小时，(3)将灼烧后的磁浮矿在1.5N盐酸体系下反应3小时，得到稀土料液和余渣，(4)将余渣转移至高温高压反应釜中，在200g/L碱液体系下反应5个小时，(5)将与碱反应后的余渣水洗至中性，(6)将水洗后的余渣在2N盐酸体系下反应2小时，得到稀土料液和铈富集物。 进一步地，其步骤如下:(1)将品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿在350°C下干燥2.5小时，(2)将干燥后的磁浮矿在500°C下明火灼烧8小时，(3)将灼烧后的磁浮矿在1.5N盐酸体系下反应2.5小时，得到稀土料液和余渣，(4)将余渣转移至高温高压反应釜中，在190g/L碱液体系下反应10个小时，(5)将与碱反应后的余渣水洗至中性，(6)将水洗后的余渣在2N盐酸体系下反应3小时，得到稀土料液和铈富集物。 本专利技术与现有技术相比具有如下优点:1、通过本专利技术，调整了矿的灼烧和浸取条件，实现了磁浮矿的最佳浸取。原有工艺生产过程中易产生氯气，增大了盐酸耗量。新工艺杜绝了氯气产生的条件，使生产过程更安全环保。 2、使用本专利技术工艺，磁浮矿中主要产品镨钕元素浸出率达到98%以上，远高于原有浸取水平。 3、使用本专利技术工艺，稀土冶炼分离企业使用磁浮矿的综合经济效益将大大提高。 【具体实施方式】 实施例1 2000kg生矿REO 66.7%，250°C干燥3小时，420°C灼烧6小时得到的熟矿REO 80%。 将熟矿加入反应罐中加入1.5N盐酸反应2小时，渣中加入180g/L氢氧化钠碱转4小时,反应完后用清水洗涤至中性,再加入2N盐酸反应2.5小时，反应完后将洛使用清水洗涤一次，检测二优渣，RE078% La203/RE0 2.75% Ce02/RE0 95.2% Pr60n/RE0 0.35%Nd203/RE0 0.95。 实施例2 2000kg生矿REO 67.76%，300°C干燥2小时，460°C灼烧7小时得到的熟矿REO 78.45% O 将熟矿加入反应罐中加入1.5N盐酸反应3小时，渣中加入200g/L氢氧化钠碱转5小时,反应完后用清水洗涤至中性,再加入2N盐酸反应2小时，反应完后将洛使用清水洗涤一次，检测二优渣，RE086.88% La203/RE0 2.73% Ce02/RE0 95.85% Pr60n/RE0 0.31%Nd203/RE0 0.89%ο 实施例3 2000kg生矿REO 66.54%，350 °C干燥2.5小时，500 V灼烧8小时得到的熟矿REO79.05%。 将熟矿加入反应罐中加入1.5N盐酸反应2.5小时，渣中加入190g/L氢氧化钠碱转10小时，反应完后用清水洗涤至中性，再加入2N盐酸反应3小时，反应完后将洛使用清水洗涤一次，检测二优渣，RE090.45% La203/RE0 2.70% Ce02/RE0 95.94% Pr6O1/REO0.21% Nd203/RE0 0.79%。 实施例4 2000kg生矿REO 70.54%，350 °C干燥2.4小时，480 V灼烧7小时得到的熟矿REO83.05%。 将熟矿加入反应罐中加入IN盐酸反应2.3小时，渣中加入185g/L氢氧化钠碱转9小时，反应完后用清水洗涤至中性,再加入2.5N盐酸反应3小时，反应完后将渣使用清水洗涤一次，检测二优渣，RE092.45% La203/RE0 2.71% Ce02/RE0 95.84% Pr6O1/REO 0.25% Nd203/RE0 0.82%。 以上所述实施例仅表达了本申请的【具体实施方式】，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对本申请保护范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请技术方案构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本申请的保护范围。【权利要求】1.品位在62%-72%的氟碳酸稀土矿本文档来自技高网...
【技术保护点】
品位在62%‑72%的氟碳酸稀土矿处理工艺，其特征在于，包括如下步骤：（1）将品位在62%‑72%的氟碳酸稀土矿在250‑350℃℃下干燥2‑3小时，（2）将干燥后的磁浮矿在400‑600℃下明火灼烧6‑8小时，（3）将灼烧后的磁浮矿在1‑1.5N盐酸体系下反应2‑3小时，得到稀土料液和余渣，（4）将余渣转移至高温高压反应釜中，在180‑200g/L碱液体系下反应4个小时以上，（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，（6）将水洗后的余渣在2‑2.5N盐酸体系下反应2‑3小时，得到稀土料液和铈富集物。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：金占云，曾明，童德贵，夏磊，张双明，陈雪松，胡晓莉，刘英，
申请(专利权)人：乐山盛和稀土股份有限公司，
类型：发明
国别省市：四川;51
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