一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法技术

本发明专利技术提供一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，所述方法以低品位铌精矿为提取对象，通过熔盐氯化反应，得到低品位铌精矿中铌、硅、铁的氯化物，然后通过逐步连续降温的方式，将铌、硅、铁的氯化物分离开，并且通过酸或者水浸出的方法回收稀土和放射性元素。本发明专利技术提供的提取方法符合原子经济性，避免过高的温度造成能源浪费，避免使用大量水造成水污染，能够实现低品位铌精矿的清洁高效提取，同时得到氯化稀土、氯化铁和四氯化硅三种高附加值产品，提取效率高，得到的产物纯度高，具有良好的经济效益、环境效益和社会效益。

A Method for Extracting Low-grade Niobium Concentrate by Molten Salt Chlorination

The invention provides a method for extracting molten salt chlorination of low-grade niobium concentrate. The method takes low-grade niobium concentrate as extraction object and obtains the chlorides of niobium, silicon and iron in low-grade niobium concentrate through molten salt chlorination reaction. Then, the chlorides of niobium, silicon and iron are separated by step-by-step continuous cooling method, and rare earth and radiation are recovered by acid or water leaching method. Sexual elements. The extraction method provided by the invention conforms to atomic economy, avoids energy waste caused by excessive temperature and water pollution caused by large amount of water, realizes clean and efficient extraction of low-grade niobium concentrate, and obtains three high value-added products of rare earth chloride, ferric chloride and silicon tetrachloride, with high extraction efficiency, high purity of products, good economic benefits and environment. Benefits and social benefits.

【技术实现步骤摘要】
一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法
本专利技术属于冶金领域，具体涉及一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法。
技术介绍
我国是世界上最大的铌资源消费国，但铌工业所需要的精矿产品几乎全部依靠进口。据统计，2815年全球生产的铌精矿总量为64388吨，国内生产的铌精矿只有58吨，不足全球产量的8.1％，然而同年我国消耗的铌资源为16641吨，占全球的26％。因此，从供需角度分析，我国对铌资源高度依赖于国外，需求量远远大于供给量，而且这种供不应求的局面将长期存在。事实上，我国的铌资源量很大，但具有经济价值的并不多，主要分布在江西宜春、新疆可可托海、广西栗木等几个地方，储量在几百吨到上万吨不等。白云鄂博矿虽然是我国最大的铌资源地，储量达668万吨，居世界第二，但由于没有经济有效的技术，至今仍未得到开发利用。我国的铌资源多属于共伴生型矿床(例如白云鄂博矿、881矿等)，选矿只能得到品位(Nb2O5)2815％的，且同时含有较高稀土、铁、硅的低品位铌精矿，远远低于进口铌精矿品位≥58％。由于精矿品位低，目前以这种低品位铌精矿为原料，至今还没有开发出经济有效的冶金工艺，例如，白云鄂博矿中的铌资源冶金技术研发已近58年，但到目前为止还没有达到工业试验的水平。目前针对低品位铌精矿的提取方法的研究多采用氢氟酸工艺或者煅烧后酸洗的方法，但是这些方法一方面提取效率低，另一方面存在大量的三废排放，污染环境。专利申请号为CN281318388543.8，专利名称为“从低品位含铌矿中提取铌的方法”中公开了一种，以白云鄂博矿经选铁、稀土、萤石得到的原料或白云鄂博矿经选铌得到的富集物为原料，(1)将原料与氟化氢铵混匀后焙烧，得到焙烧矿；(2)焙烧矿与盐酸进行酸浸，盐酸浓度：3.5～8.8mol/L，浸出温度：58～95℃，浸出时间：48～128min；(3)酸浸渣用氢氧化钾溶液分解，酸浸渣与氢氧化钾的质量比为1.8︰2.588.5，分解温度：1588358℃，分解时间：588248min；(4)分解产物在水中浸出，浸出温度：58895℃，浸出时间：388188min，过滤得到含铌的浸出液。这种方法先经过焙烧，然后进行酸浸，最终得到含铌的水溶液，而矿粉中的其他元素并没有得到充分的提取，不利于节约资源和能源。
技术实现思路
为了解决以上的技术问题，本专利技术提供一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，解决低品位铌精矿难利用的问题，同时能够从低品位铌精矿中回收稀土、铁、硅等伴生资源，既有经济效益，又具有环境效益。本专利技术的目的是提供一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法。根据本专利技术具体实施例的铌精矿的熔盐氯化提取方法，包括以下步骤：(1)熔盐氯化反应：将氯化物熔盐加入到反应炉中，加热至氯化物熔盐熔化，然后加入低品位铌精矿与还原剂，同时通入氯气，进行熔盐氯化反应，定期排出反应炉内难沸熔盐；所述熔盐氯化反应的温度为88881188℃，所述氯气的加入量为低品位铌精矿重量的284.5倍，所述氯化物熔盐、低品位铌精矿和还原剂的重量比为38845:1:8.288.4；(2)一段降温分离：将步骤(1)中熔盐氯化反应得到的产物降温至3588588℃，分离得到高熔点氯化物尘泥以及第一气态氯化物；(3)二段降温分离：将步骤(2)中得到的第一气态氯化物降温至2588348℃，分离得到固态氯化铁以及第二气态氯化物；(4)三段降温分离：将步骤(3)中得到的第二气态氯化物降温至688248℃，分离得到固态氯化铌以及第三气态氯化物；(5)四段降温分离：将步骤(4)中得到的第三气态氯化物降温至-38858℃，分离得到液态四氯化硅；(6)浸出：将步骤(1)中得到的难沸熔盐与步骤(2)中得到的高熔点氯化物尘泥合并，得到固体混合物，向固体混合物中加入酸或者水进行浸出，过滤，滤液为含有氯化铀、氯化钍、氯化稀土中的两种以上的混合溶液，滤渣干燥返回反应炉。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述低品位铌精矿中二氧化钍和八氧化三铀之和≥8.1％，五氧化二铌2815％，三氧化二铁28848％、稀土8.585％，二氧化硅28858％。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述还原剂为冶金焦和/或石墨，进一步优选的，所述还原剂为冶金焦和石墨，所述冶金焦和石墨的重量比为1:1。当有还原剂的加入时，氯化反应的放热效果显著，不同的还原剂，对反应的促进作用效果不同，冶金焦更容易反应，而石墨的反应速率相对较慢，采用冶金焦和石墨以1:1的重量比混合得到的混合物作为还原剂，能够控制反应速率，会使反应过程的温度始终保持在目标范围内，使反应过程平稳顺行。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述氯化物熔盐为碱金属氯化物、碱土金属氯化物和稀土氯化物中的一种或多种。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述氯化物熔盐为稀土氯化物、氯化钠和氯化钾，所述稀土氯化物、氯化钠和氯化钾的重量比为1:1:1。采用氯化钠和氯化钾的混合熔盐是比较稳妥的方法，具有低蒸汽压、高沸点等显著优点，二者混合使用更容易保证稳定性，稀土氯化物的熔沸点与氯化钠、氯化钾接近，也具有较高的熔点和沸点，三者同时使用能够形成更加稳定的混合熔盐；低品位铌精矿中含有少量的稀土，这些稀土都是要回收的宝贵资源，所以熔盐中加入氯化稀土，不会对体系造成影响；此外，低品位铌精矿的比重较大，加入比重较大的氯化稀土作为熔盐，可以提高低品位精矿在熔盐反应过程的流动均匀性。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述氯化物熔盐为氯化钠和氯化钾，所述氯化钠和氯化钾的重量比为5:1。采用氯化钠和氯化钾的混合熔盐是比较稳妥的方法，具有低蒸汽压、高沸点等显著优点，二者混合使用更容易保证稳定性。采用氯化钠与氯化钾的混合熔盐，较单纯的加入其中一种更加稳定，而氯化钠的价格较低，所以氯化钠的比例较大，是为了提高工艺的经济性。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述氯化物熔盐为氯化稀土和氯化镁，所述氯化稀土和氯化镁的重量比为3:1。对于含有一定量稀土的低品位铌精矿，稀土在氯化反应过程中很难以气体形式溢出，被留在熔盐中，所以稀土在熔盐中富集，含量较高，当采用氯化稀土作为熔盐时，能够保证熔盐中的稀土浓度不会降低，提高熔盐中稀土的回收经济性；加入一定量的氯化镁能够调节氯化反应过程中熔盐的流动性，利于反应进行，氯化镁的加入，本身并不会对后续从熔盐中回收稀土带来不利影响，而且以氯化镁做熔盐能够提高资源的循环利用，因为氯化镁一般来源于氯化物的还原电解副产物。根据本专利技术具体实施方式的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，优选地，步骤(1)中，所述氯化物熔盐为氯化稀土和氯化钾，所述氯化稀土和氯化钾的重量比为1:183。低品位铌精矿中含有一定量的稀土，氯化反应后生成高熔点熔盐，所以采用氯化稀土熔盐并不会向体系中加入其他杂质，熔盐也可以循环使用将氯化稀土与碱金属氯化物混合使用特别是采用氯化稀土与氯化钾以1:183的重量比混合得到的混合物作为熔盐，有利于改善熔盐反应过程的流动性和蒸汽压的稳定性本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)熔盐氯化反应：将氯化物熔盐加入到反应炉中，加热至氯化物熔盐熔化，然后加入低品位铌精矿与还原剂，同时通入氯气，进行熔盐氯化反应，定期排出反应炉内难沸熔盐；所述熔盐氯化反应的温度为88881188℃，所述氯气的加入量为低品位铌精矿重量的284.5倍，所述氯化物熔盐、低品位铌精矿和还原剂的重量比为38845：1:8.288.4；(2)一段降温分离：将步骤(1)中熔盐氯化反应得到的产物降温至3588588℃，分离得到高熔点氯化物尘泥以及第一气态氯化物；(3)二段降温分离：将步骤(2)中得到的第一气态氯化物降温至2588348℃，分离得到固态氯化铁以及第二气态氯化物；(4)三段降温分离：将步骤(3)中得到的第二气态氯化物降温至688248℃，分离得到固态氯化铌以及第三气态氯化物；(5)四段降温分离：将步骤(4)中得到的第三气态氯化物降温至‑38858℃，分离得到液态四氯化硅；(6)浸出：将步骤(1)中得到的难沸熔盐与步骤(2)中得到的高熔点氯化物尘泥合并，得到固体混合物，向固体混合物中加入酸或者水进行浸出，过滤，滤液为含有氯化铀、氯化钍、氯化稀土中的两种以上的混合溶液，滤渣干燥返回反应炉。...

【技术特征摘要】
1.一种低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)熔盐氯化反应：将氯化物熔盐加入到反应炉中，加热至氯化物熔盐熔化，然后加入低品位铌精矿与还原剂，同时通入氯气，进行熔盐氯化反应，定期排出反应炉内难沸熔盐；所述熔盐氯化反应的温度为88881188℃，所述氯气的加入量为低品位铌精矿重量的284.5倍，所述氯化物熔盐、低品位铌精矿和还原剂的重量比为38845：1:8.288.4；(2)一段降温分离：将步骤(1)中熔盐氯化反应得到的产物降温至3588588℃，分离得到高熔点氯化物尘泥以及第一气态氯化物；(3)二段降温分离：将步骤(2)中得到的第一气态氯化物降温至2588348℃，分离得到固态氯化铁以及第二气态氯化物；(4)三段降温分离：将步骤(3)中得到的第二气态氯化物降温至688248℃，分离得到固态氯化铌以及第三气态氯化物；(5)四段降温分离：将步骤(4)中得到的第三气态氯化物降温至-38858℃，分离得到液态四氯化硅；(6)浸出：将步骤(1)中得到的难沸熔盐与步骤(2)中得到的高熔点氯化物尘泥合并，得到固体混合物，向固体混合物中加入酸或者水进行浸出，过滤，滤液为含有氯化铀、氯化钍、氯化稀土中的两种以上的混合溶液，滤渣干燥返回反应炉。2.根据权利要求1所述的低品位铌精矿的熔盐氯化提取方法，其特征在于，步骤(1)中，所述低品位铌精矿中二氧化钍和八氧化三铀之和≥8.1％，五氧化二铌2815％，三氧化二铁28848％、...

【专利技术属性】
技术研发人员：李梅，张栋梁，高凯，
申请(专利权)人：内蒙古扎鲁特旗鲁安矿业有限公司，李梅，张栋梁，高凯，
类型：发明
国别省市：内蒙古,15