一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺制造技术

本发明专利技术公开了一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺，包括以下步骤：选矿：原矿石磨矿至‑1.0mm，分级为‑1.0+0.4mm、‑0.4+0.074mm和‑0.074mm三个粒级，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿，磁场场强为1.0T的条件下磁选，强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度70～85％，浓缩后的矿浆进行浮选，浮选精矿进行强磁选得到品位85～90％的稀土精矿。磨矿：先采用分批开路磨矿，再采用仿闭路磨矿，其方法是选好的原矿磨到一定时间后，筛出粒级为‑70um以上产品，筛上产品再磨，再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加，待到‑50um的矿粉含量达到80％以上时，水洗矿石粉。

Process for separating and extracting phosphor yttrium rare earth from rare earth ore

The present invention discloses a process for separating and extracting rare earth from rare earth minerals, including the following steps: ore dressing: raw ore grinding to 1.0mm, classified as 1.0+0.4mm, 0.4+0.074mm and 0.074mm, with magnetic field strength of 0.4 to 0.6T, weak magnetic separation tailings, magnetic field intensity of 1.0T, strong magnetic separation The ore pulp is concentrated to 70 to 85% of the mass concentration, and the concentrate pulp is floatated. The concentrate of the flotation concentrate is selected by high intensity magnetic separation to obtain the rare earth concentrate with grade 85 to 90%. Grinding: first use batch opening grinding, and then imitate closed road grinding. The method is that the selected raw ore is grinded to a certain time after a certain time, the grain size is more than 70UM, the product is regrinded, and the regrinding water should be added in accordance with the weight of the screen and the grinding concentration of the raw ore, until the content of the mineral powder of 50um is up to 80%. At the time of the water, the ore is washed.

【技术实现步骤摘要】
一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺
本专利技术涉及一种磷钇稀土，具体涉及一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺。
技术介绍
磷钇矿主要存在于马来西亚、泰国、印度尼西亚、斯里兰卡和我国的南方地区的砂矿床中。与磷钇矿伴生的矿物主要有锆英石、钛铁矿、金红石、铁矿石和石英、云母、长石等脉石类矿物。主要产于花岗岩、花岗伟晶岩、碱性花岗岩中，亦产于砂矿中。是提取钇的重要矿物原料。钇的工业品位为三氧化二钇的含量不少于0.05—0.1％，磷钇矿砂矿及风化壳矿床的工业品位(矿物)，不少于50—70克/立方米。中国中南地区有磷钇矿风化壳矿床。还可用于制取合成橡胶、人造纤维、有机合成等，在选矿过程中，根据矿物的特性分别回收有价值的矿物。我国中南地区的花岗岩高温热液长石－石英脉黑钨矿床中除黑钨矿、白钨矿外，还含有磷钇矿及少量的硅铍钇矿、独居石、黑希金矿、氟碳铈矿，稀土元素主要富集在磷钇矿中。该矿石的其他成分还包括菱铁矿、褐铁矿和长石、石英类矿物以及锰石榴石、硫化物等矿物，由于磷钇稀土的提取分离过程相当困难，且现有技术中对磷钇的提取纯度和效率均相当低下，故业内急需一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺。
技术实现思路
本专利技术目的在于提供一种从稀土矿中分离和提取氟碳铈稀土的工艺，以。为了解决上述技术问题，本专利技术提供了如下的技术方案：本专利技术提供了一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺，包括以下步骤：步骤1)：选矿：原矿石磨矿至-1.0mm，分级为-1.0+0.4mm、-0.4+0.074mm和-0.074mm三个粒级，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿，磁场场强为1.0T的条件下磁选，强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度70～85％，浓缩后的矿浆进行浮选，浮选精矿进行强磁选得到品位85～90％的稀土精矿。步骤2)磨矿：先采用分批开路磨矿，再采用仿闭路磨矿，其方法是选好的原矿磨到一定时间后，筛出粒级为-70um以上产品，筛上产品再磨，再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加，待到-50um的矿粉含量达到80％以上时，水洗矿石粉。步骤3)将1重量份的矿石粉装入搅拌机，加入2～5重量份的水，以及水量0.02％至0.2％的分散剂，搅拌均匀，得到矿浆，将矿浆导入螺旋溜槽，借助溜槽的离心力、摩擦力和水流动力，富含重矿物的部分成为重砂，富集在螺旋溜槽下部的内侧，比重较轻的矿物和片状矿物成为轻砂，富集在螺旋溜槽下部的外侧。步骤4)将分离得到的重砂部分加入3-5重量份的水，将碱性部分中和PH，并进行除杂处理、过滤分离，留下溶液，再向滤渣中加入纯碱煅烧，煅烧后的产物用浓硫酸溶解，留溶液，将两次得到的溶液进行合并，再次进行除杂处理，得到钇的高纯度化合物溶液。步骤5)先烘烤电解槽24小时,将氟化钇,氟化锂混合物加入槽中,插入阴极,起弧熔化电解质,不断补加混合物,至电解质液面达到一定高度,当电解质熔化相当量时,启动低压电源,配合加热,使炉温迅速升至所需温度,将钇的高纯度化合物溶液加入炉内调节电流至预定值,开始电解，电解达到950℃时取电解物即可得到高纯度磷钇稀土。作为本专利技术的一种优选技术方案，所述分散剂是三聚磷酸钠、六偏磷酸钠、焦磷酸钠、硅酸钠、十二烷基硫酸钠的一种或数种。作为本专利技术的一种优选技术方案，所述选矿后还应两次添加糊精选三次，然后用水玻璃、碳酸钠加温(85℃)处理，用混合扑收剂浮选白钨矿，可以获得Y2O38％～10％，回收率34％的磷钇矿精矿。作为本专利技术的一种优选技术方案，所述混合扑收剂的配比为：油酸∶煤油∶2号油＝1∶1∶0.2。作为本专利技术的一种优选技术方案，所述步骤2)中的磨矿设备为圆锥球磨机。本专利技术的技术方案中，经选矿后，槽内产品为含WO362％，回收率79％黑钨矿。在该工艺中影响磷钇矿产品质量的主要是白钨矿。为了提高磷钇矿的质量，两次添加糊精选三次，然后用水玻璃、碳酸钠加温(85℃)处理，用混合扑收剂(油酸∶煤油∶2号油＝1∶1∶0.2)浮选白钨矿，可以获得Y2O38％～10％，回收率34％的磷钇矿精矿，由于温度愈高,化合物挥发和氧化加剧,这从另一方面促使化合物溶液品位增高。电流效率和钇的直收率在温度增加过程中均在950℃处出现一个最高点,此后,随着温度升高反而降低。一般情况下,电流效率与温度的关系曲线,均存在一个最大值,本实验的结果也是如此,其原因是低温下电解质较粘,钇离子的扩散受阻,同时氧化钇在熔体中的溶解度降低；二者均促使其他离子放电,温度过高,钇在熔体中的溶解损失加剧,电流效率也随着下降。低温下钇在合金中的含量较低,达到饱和后继续电解,则在合金团边缘生成海绵状钇,并随之下沉到炉底,造成收率急剧下降。温度过高,电流效率下降,相当部分氧化钇未被电解也使得钇的直收率下降，当本专利技术中将温度控制在950℃时能够电解出高纯度的钇元素。本专利技术的有益效果：经选矿后，槽内产品为含WO362％，回收率79％黑钨矿。在该工艺中影响磷钇矿产品质量的主要是白钨矿。为了提高磷钇矿的质量，两次添加糊精选三次，然后用水玻璃、碳酸钠加温(85℃)处理，用混合扑收剂(油酸∶煤油∶2号油＝1∶1∶0.2)浮选白钨矿，可以获得Y2O38％～10％，回收率34％的磷钇矿精矿，且本专利技术通过萃取和电解提出纯度高且不易提出的磷钇稀土，它可以用于冶金工业领域、陶瓷材料领域、发光材料领域、生物医学领域、农业领域和环境保护领域等，因此磷钇稀土的开发迫在眉睫，本专利技术为磷钇稀土设计了一个简单的提取工艺，对稀土提取领域做出了巨大的飞跃。除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本专利技术还有其它的目的、特征和优点。下面通过实施例对本专利技术作进一步详细的说明。具体实施方式实施例1本专利技术提供一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺，包括以下步骤：步骤1)：选矿：原矿石磨矿至-1.0mm，分级为-1.0+0.4mm、-0.4+0.074mm和-0.074mm三个粒级，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿，磁场场强为1.0T的条件下磁选，强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度70～85％，浓缩后的矿浆进行浮选，浮选精矿进行强磁选得到品位85～90％的稀土精矿。步骤2)磨矿：先采用分批开路磨矿，再采用仿闭路磨矿，其方法是选好的原矿磨到一定时间后，筛出粒级为-70um以上产品，筛上产品再磨，再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加，待到-50um的矿粉含量达到80％以上时，水洗矿石粉。步骤3)将1重量份的矿石粉装入搅拌机，加入2～5重量份的水，以及水量0.02％至0.2％的分散剂，搅拌均匀，得到矿浆，将矿浆导入螺旋溜槽，借助溜槽的离心力、摩擦力和水流动力，富含重矿物的部分成为重砂，富集在螺旋溜槽下部的内侧，比重较轻的矿物和片状矿物成为轻砂，富集在螺旋溜槽下部的外侧。步骤4)将分离得到的重砂部分加入3-5重量份的水，将碱性部分中和PH，并进行除杂处理、过滤分离，留下溶液，再向滤渣中加入纯碱煅烧，煅烧后的产物用浓硫酸溶解，留溶液，将两次得到的溶液进行合并，再次进行除杂处理，得到钇的高纯度化合物溶液。步骤5)先烘烤电解槽24小时,将氟化钇,氟化锂混合物加入槽中,插入阴极,起弧熔化电解质,不断补加混合物,至电解质液面达到一定高度,当电解质熔化相当量时,启动低压电源,配合加热,使炉温迅速升至所需温度,将钇本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺，其特征在于，包括以下步骤：步骤1)：选矿：原矿石磨矿至‑1.0mm，分级为‑1.0+0.4mm、‑0.4+0.074mm和‑0.074mm三个粒级，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿，磁场场强为1.0T的条件下磁选，强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度70～85％，浓缩后的矿浆进行浮选，浮选精矿进行强磁选得到品位85～90％的稀土精矿。步骤2)磨矿：先采用分批开路磨矿，再采用仿闭路磨矿，其方法是选好的原矿磨到一定时间后，筛出粒级为‑70um以上产品，筛上产品再磨，再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加，待到‑50um的矿粉含量达到80％以上时，水洗矿石粉。步骤3)将1重量份的矿石粉装入搅拌机，加入2～5重量份的水，以及水量0.02％至0.2％的分散剂，搅拌均匀，得到矿浆，将矿浆导入螺旋溜槽，借助溜槽的离心力、摩擦力和水流动力，富含重矿物的部分成为重砂，富集在螺旋溜槽下部的内侧，比重较轻的矿物和片状矿物成为轻砂，富集在螺旋溜槽下部的外侧。步骤4)将分离得到的重砂部分加入3‑5重量份的水，将碱性部分中和PH，并进行除杂处理、过滤分离，留下溶液，再向滤渣中加入纯碱煅烧，煅烧后的产物用浓硫酸溶解，留溶液，将两次得到的溶液进行合并，再次进行除杂处理，得到钇的高纯度化合物溶液。步骤5)先烘烤电解槽24小时,将氟化钇,氟化锂混合物加入槽中,插入阴极,起弧熔化电解质,不断补加混合物,至电解质液面达到一定高度,当电解质熔化相当量时,启动低压电源,配合加热,使炉温迅速升至所需温度,将钇的高纯度化合物溶液加入炉内调节电流至预定值,开始电解，电解达到950℃时取电解物即可得到高纯度磷钇稀土。...

【技术特征摘要】
1.一种从稀土矿中分离和提取磷钇稀土的工艺，其特征在于，包括以下步骤：步骤1)：选矿：原矿石磨矿至-1.0mm，分级为-1.0+0.4mm、-0.4+0.074mm和-0.074mm三个粒级，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿，磁场场强为1.0T的条件下磁选，强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度70～85％，浓缩后的矿浆进行浮选，浮选精矿进行强磁选得到品位85～90％的稀土精矿。步骤2)磨矿：先采用分批开路磨矿，再采用仿闭路磨矿，其方法是选好的原矿磨到一定时间后，筛出粒级为-70um以上产品，筛上产品再磨，再磨时的水量应按筛上产品重量和磨原矿时的磨矿浓度添加，待到-50um的矿粉含量达到80％以上时，水洗矿石粉。步骤3)将1重量份的矿石粉装入搅拌机，加入2～5重量份的水，以及水量0.02％至0.2％的分散剂，搅拌均匀，得到矿浆，将矿浆导入螺旋溜槽，借助溜槽的离心力、摩擦力和水流动力，富含重矿物的部分成为重砂，富集在螺旋溜槽下部的内侧，比重较轻的矿物和片状矿物成为轻砂，富集在螺旋溜槽下部的外侧。步骤4)将分离得到的重砂部分加入3-5重量份的水，将碱性部分中和PH，并进行除杂处理、过滤分离，留下溶液，再向滤渣中加入纯碱煅烧，煅烧后的产物用浓硫...

【专利技术属性】
技术研发人员：朱小英，
申请(专利权)人：宁波市鄞州智伴信息科技有限公司，
类型：发明
国别省市：浙江,33