一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺制造技术

技术编号:20010500 阅读:63 留言:0更新日期:2019-01-05 20:26
一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,包括以下步骤:步骤1、将包头混合型稀土精矿在350‑600℃温度下进行活化焙烧,活化时间为1‑6小时,得到活化焙烧矿;步骤2、活化焙烧矿用3mol/L‑8mol/L盐酸溶液进行逆流优溶浸出,得到低酸度的少铈氯化稀土溶液和盐酸优浸渣;步骤3、盐酸优浸渣水洗脱水后得脱水浸出渣和水洗液;步骤4、脱水浸出渣和浓硫酸以质量按比例混合、焙烧,得到硫酸焙烧矿;步骤5、硫酸焙烧矿进行后续的水浸、中和除杂工序,得到硫酸稀土溶液。本发明专利技术采用盐酸逆流浸出的方法,稀土溶液的浓度高达250g/L有利于后续萃取分离,盐酸优化浸出避免了四价铈的浸出,可以有效避免配位氟的浸出,从而避免萃取过程中产生氟化稀土三相物。

A Decomposition Process for Baotou Mixed Rare Earth Concentrate

The decomposition process of Baotou mixed rare earth concentrate includes the following steps: step 1, activation roasting of Baotou mixed rare earth concentrate at 350 1089 Leaching slag; Step 3. After hydrochloric acid excellent leaching slag is washed and dehydrated, dehydrated leaching slag and water washing liquid are obtained; Step 4, dehydrated leaching slag and concentrated sulfuric acid are mixed and roasted in proportion to their mass to obtain sulfuric acid roasting ore; Step 5, sulfuric acid roasting ore is followed by water leaching, neutralization and impurity removal processes to obtain rare earth sulfate solution. The method of countercurrent leaching of hydrochloric acid is adopted. The concentration of rare earth solution is up to 250 g/L, which is conducive to subsequent extraction and separation. The optimized leaching of hydrochloric acid avoids the leaching of cerium tetravalent, effectively avoids the leaching of coordination fluorine, and thus avoids the generation of rare earth fluoride three-phase substances in the extraction process.

【技术实现步骤摘要】
一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺
本专利技术涉及湿法冶金领域,具体涉及一直包头混合型稀土精矿分解处理工艺。
技术介绍
我国稀土资源80%产自内蒙古包头,包头稀土矿主要是氟碳铈矿和独居石的混合矿,由于产地不同它们的相对含量为9:1-1.1。氟碳铈矿的化学式为REFCO3,独居石的化学式为REPO4,它们的化学性质不同,独居石比氟碳铈矿更难分解。目前,国内处理包头混合型稀土精矿的主要方法有浓硫酸高温焙烧法和浓碱分解法。浓硫酸高温焙烧法工艺为浓硫酸强化焙烧分解-水浸-中和除杂,得到纯净的混合硫酸稀土溶液(混合硫酸稀土溶解度低,浓度最高仅能到30-40g/LREO),然后采用P507/P204萃取转型分离生产单一稀土化合物,或采用碳铵沉淀-盐酸溶解制备混合氯化稀土溶液,再经过萃取分离制备单一稀土化合物。该法虽然实现了大规模工业生产,对稀土品位要求不高,但是,与此同时也带来了较为严重的环境问题。首先,废渣量大。废渣约占精矿量的90%以上。其次,废气。在浓硫酸高温焙烧过程中产生大量的含S、F气体,该废气后续采用喷淋方法回收得到的也是混酸溶液,难以利用。再次,浓硫酸高温工艺产生大量的废水(喷淋废水、硫酸废水、硫铵废水等)严重污染环境。浓碱分解法对稀土精矿的品位要求高(>55%);其次碱分解过程是在反应罐中进行,操作过程为间歇作业,限制了它的大规模应用。为了解决上述行业瓶颈问题,研究开发其他更环保的稀土萃取分离方法成为必要。如CN108165732公开了一种两步法处理包头稀土精矿的工艺方法,具体为先将包头矿氧化焙烧,用硫酸溶液浸出得到第一硫酸浸出液和独居石,独居石再用浓硫酸低温焙烧,水浸后得到第二硫酸浸出液。该方法整体都用硫酸浸出,由于硫酸稀土溶解度低,浓度仅能达到30-40g/LREO,需要全部转型为高浓度氯化稀土溶液后再进行萃取分离,此过程会产生大量的低浓度的硫酸废水;此外,第一步采用硫酸浸出,氟碳铈矿中的四价铈与氟配位浸出,对于四价铈需要加H2O2还原反萃,额外消耗化工试剂,对于氟元素还需要进一步处理,工序较为繁琐。
技术实现思路
本专利技术提供一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,相较于浓硫酸单独焙烧和碱分解处理,废气和废水量大幅度减少,后续萃取分离酸碱消耗减少很多,具有成本优势和减轻环境污染优势。本专利技术所采用的技术方案如下:一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,包括以下步骤:步骤1、将包头混合型稀土精矿在350-600℃温度下进行活化焙烧,活化时间为1-6小时,得到活化焙烧矿;步骤2、活化焙烧矿用3mol/L-8mol/L盐酸溶液进行逆流优溶浸出,得到低酸度的少铈氯化稀土溶液和盐酸优浸渣;步骤3、盐酸优浸渣水洗脱水后得脱水浸出渣和水洗液;步骤4、脱水浸出渣和浓硫酸以质量比为1:0.8-1.5的比例混合、焙烧,得到硫酸焙烧矿;步骤5、硫酸焙烧矿进行后续的水浸、中和除杂工序,得到硫酸稀土溶液。步骤1中活化焙烧的温度优选为400-500℃,活化时间优选为2-3小时。步骤2中所述盐酸溶液的浓度优选为3mol/L-6mol/L。步骤2中盐酸优化浸出为逆流浸出,级数为2-5级,每级浸出时间为1-2小时,少铈氯化稀土溶液中REO的浓度为150-250g/L,pH值为3.5-4.5。步骤3中水洗液中含有REO的浓度为10-40g/L,氢离子浓度为0.6-1.0mol/L,该水洗液将配制盐酸溶液继续浸出活化焙烧矿,形成闭路循环。步骤4中渣酸混合物的焙烧温度为200-450℃,焙烧时间为1-4h。步骤5中所得到的硫酸稀土溶液中含有REO的浓度为30-40g/L,pH值为1.0-4.5。本专利技术的有益效果是:本专利技术采用活化焙烧-盐酸优溶-浓硫酸低温焙烧处理包头混合稀土矿,相较于浓硫酸单独焙烧和碱分解处理,废气和废水量大幅度减少,后续萃取分离酸碱消耗减少很多,具有成本优势和减轻环境污染优势。本专利技术采用盐酸逆流优溶活化矿后浸出液中REO的浓度为150-250g/L,pH值为3.5-4.5,省去硫酸稀土转型为氯化稀土工序,且可以省去中和除杂工序,减少了碱液的消耗,浸出液可直接进入下道工序进行萃取分离。本专利技术采用盐酸优化浸出,避免了四价铈的浸出,就可以有效避免配位氟的浸出,从而避免萃取过程中产生氟化稀土三相物。本专利技术采用盐酸逆流优溶的方法,盐酸的消耗降低,优溶液的酸度较低,省略了中和除杂工序,降低了液碱的消耗。盐酸优溶渣比原矿质量上减少约2/3,在进行浓硫酸焙烧时,硫酸消耗约减少了2/3,大大缓解了后续废气和废水的处理量。本专利技术提供的包头混合型稀土精矿分解处理工艺整体工艺的水耗约减少2/3;另外,由于少铈氯化稀土的含量远大于硫酸稀土的含量,大大提高了萃取分离过程的生产效率,整体效益显著。附图说明图1为本专利技术的工艺流程示意图。具体实施方式一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,包括以下步骤:步骤1、将包头混合型稀土精矿在350-600℃温度下进行活化焙烧,活化时间为1-6小时,得到活化焙烧矿;步骤2、活化焙烧矿用3mol/L-8mol/L盐酸溶液进行逆流优溶浸出,得到低酸度的少铈氯化稀土溶液和盐酸优浸渣;步骤3、盐酸优浸渣水洗脱水后得脱水浸出渣和水洗液;步骤4、脱水浸出渣和浓硫酸以质量比为1:0.8-1.5的比例混合、焙烧,得到硫酸焙烧矿;步骤5、硫酸焙烧矿进行后续的水浸、中和除杂工序,得到硫酸稀土溶液。进一步的,步骤1中活化焙烧的温度优选为400-500℃,活化时间优选为2-3小时。进一步的,步骤2中所述盐酸溶液的浓度优选为3mol/L-6mol/L。进一步的,步骤2中盐酸优化浸出为逆流浸出,级数为2-5级,每级浸出时间为1-2小时,少铈氯化稀土溶液中REO的浓度为150-250g/L,pH值为3.5-4.5。进一步的,步骤3中水洗液中含有REO的浓度为10-40g/L,氢离子浓度为0.6-1.0mol/L,该水洗液将配制盐酸溶液继续浸出活化焙烧矿,形成闭路循环。进一步的,步骤4中渣酸混合物的焙烧温度为200-450℃,焙烧时间为1-4h。进一步的,步骤5中所得到的硫酸稀土溶液中含有REO的浓度为30-40g/L,pH值为1.0-4.5。下面结合具体实施例进一步详细说明本专利技术。实施例1,一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,包括以下步骤:步骤1、将300g包头混合稀土精矿进行活化焙烧,温度为500℃,时间为2h,得到256g焙烧矿;步骤2、将焙烧矿用盐酸溶液进行3级逆流浸出,得到含有REO为170g/L酸度为PH约为3.5的混合氯化稀土溶液和盐酸浸出渣;所述盐酸溶液的浓度为6mol/L;所述氯化稀土溶液直接进入萃取产品工艺;步骤3、盐酸浸出渣用200mL水洗涤脱水后烘干,得150g干渣和200mL水洗液,水洗液用于配制盐酸溶液浸出下一批活化焙烧矿;步骤4、150g浸出干渣和浓硫酸按1:1.2比例混合;渣酸混合物在380℃条件下焙烧1.5小时,得到硫酸焙烧矿245g;步骤6、245g硫酸焙烧矿进行后续的水浸、中和除杂等工序,得到硫酸稀土溶液,进入下一步工序。浸出温度为25℃,时间为2h,得到2000mL含有REO的硫酸稀土浸出液,所述REO的浓度为35g/L。实施例2一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,包括以下步骤:步骤1、将300本文档来自技高网
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【技术保护点】
1.一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,其特征是:包括以下步骤:步骤1、将包头混合型稀土精矿在350‑600℃温度下进行活化焙烧,活化时间为1‑6小时,得到活化焙烧矿;步骤2、活化焙烧矿用3mol/L‑8mol/L盐酸溶液进行逆流优溶浸出,得到低酸度的少铈氯化稀土溶液和盐酸优浸渣;步骤3、盐酸优浸渣水洗脱水后得脱水浸出渣和水洗液;步骤4、脱水浸出渣和浓硫酸以质量比为1:0.8‑1.5的比例混合、焙烧,得到硫酸焙烧矿;步骤5、硫酸焙烧矿进行后续的水浸、中和除杂工序,得到硫酸稀土溶液。

【技术特征摘要】
1.一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺,其特征是:包括以下步骤:步骤1、将包头混合型稀土精矿在350-600℃温度下进行活化焙烧,活化时间为1-6小时,得到活化焙烧矿;步骤2、活化焙烧矿用3mol/L-8mol/L盐酸溶液进行逆流优溶浸出,得到低酸度的少铈氯化稀土溶液和盐酸优浸渣;步骤3、盐酸优浸渣水洗脱水后得脱水浸出渣和水洗液;步骤4、脱水浸出渣和浓硫酸以质量比为1:0.8-1.5的比例混合、焙烧,得到硫酸焙烧矿;步骤5、硫酸焙烧矿进行后续的水浸、中和除杂工序,得到硫酸稀土溶液。2.根据权利要求1所述的工艺方法,其特征在于,步骤1中活化焙烧的温度优选为400-500℃,活化时间优选为2-3小时。3.根据权利要求1所述的工艺方法,其特征在于,步骤2中所述盐酸溶液的浓...

【专利技术属性】
技术研发人员:郭小龙白立忠韩满璇杨发军张国强李向东
申请(专利权)人:甘肃稀土新材料股份有限公司
类型:发明
国别省市:甘肃,62

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