一种稀有金属矿回收稀土、铌的方法技术

一种稀有金属矿回收稀土、铌的方法。其特征是由以下步骤组成:原矿磨矿，添加浓硫酸酸化分解；加水浸出，固液分离后得到浸出液及浸出渣；浸出液加水，煮沸，固液分离得到水解液和沉淀；磁选分离浸出渣，得到磁性渣及非磁性渣；沉淀与磁性渣混匀熔炼，获得铌铁合金和钛渣；用氨水调节水解液的pH，固液分离后得到中和液及中和渣；添加草酸至中和液，获得草酸稀土沉淀，煅烧沉淀后得到稀土氧化物。本发明专利技术的方法适用于稀土、铌、钛共生的复杂稀有金属矿的综合利用，可同时回收矿石中的稀土、铌和钛等，实现由复杂稀有金属矿直接制备稀土氧化物、铌铁合金和TiO2含量30%以上的钛渣，稀土氧化物含量92%以上，稀土总回收率大于70%。本发明专利技术的方法工艺简单可行，生产成本低，具有广泛的应用前景。?

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种稀有金属矿的湿法冶金方法，特别涉及一种稀有金属矿回收稀土和铌的方法。
技术介绍
稀土和铌是信息、生物、能源等高
和国防建设的重要基础材料，在冶金、 电子、石油化工及航空航天等产业中起着重要作用，是涉及到国家安全的战略资源。澳大利亚、加拿大和我国白云鄂博、云南、山西等地均蕴藏丰富的稀土铌共生矿，这类资源的普遍特点是矿石中稀土、铌含量较低，同时含有较高的铁、磷等元素，而且稀土呈伴生状态，解离困难，采用物理选矿难以有效实现稀土和铌的分离与富集，至今尚无经济、有效的手段实现这类资源的开发利用。某地一种复杂稀有金属矿含有稀土、铌、钽、钛、锆等多种稀有金属元素，由于矿石经历强烈的风化蚀变，矿物次生变化复杂，原生和次生形成的矿物种类多， 矿物间互相包裹，嵌布关系紧密、复杂，是典型的复杂难处理矿。工艺矿物学研究结果表明， 该矿石主要矿物成分为纤磷钙铝石，其含量为53. 49%，其次是褐铁矿，含量为30%左右。原矿稀土平均品位为2. 93%，矿石中稀土不以独立矿物存在，主要以类质同象形式赋存于纤磷钙铝石和褐铁矿中，两者中稀土的占有率分别为88. 4%和10. 8%。原矿中Nb2O5的平均品位为2. 12%，铌的独立矿物主要有铌铁矿和钡锶烧绿石，两者中铌的占有率只有24. 23% ；而包裹于褐铁矿中铌的占有率为24. 50%，纤磷钙铝石中铌的占有率为43. 49%。探索试验结果表明，由于矿石中稀土和铌以风化蚀变的残余物存在，矿物嵌布粒度细、含量低，并与纤磷钙铝石和褐铁矿包裹、交生，形成类质同象的嵌布关系，导致稀土和铌矿物单体解离困难，采用物理选矿难以实现两者的分离和富集。
技术实现思路
本专利技术针对上述稀有金属矿中稀土和铌难以通过物理选矿分离和富集的现状，提出一种湿法冶金回收稀土和铌的方法。本专利技术的技术方案由以下步骤组成(1)原矿磨矿至-140目，按酸矿质量比4/5 6/5添加浓硫酸混勻，在20(T500°C下酸化分解60 150min ；(2)按4/广8/1的液固比加水至步骤1得到的酸化分解物料，在6(T10(TC下浸出 6(Tl20min，固液分离后得到浸出液及浸出渣。按浸出液/水的体积比为1/广3/2加水，煮沸6(Tl80min，固液分离得到水解液和沉淀；采用500(Tl0000 Oe的场强磁选浸出渣，得到磁性渣及非磁性渣，非磁性渣堆存处置；(3)将步骤2得到的沉淀与磁性渣混勻，在150(Γ1800 熔炼l(T60min获得铌铁合金和钛渣；(4)在通入空气的条件下，用氨水将步骤2得到的水解液的pH调节为2.5^3. 5，固液分离后得到中和液及中和渣，中和渣堆存处置；(5)按稀土/草酸质量比为1/广1/1. 2，添加草酸至步骤4得到的中和液，获得草酸稀土沉淀，在80(T95(rC煅烧沉淀3(T60min后得到稀土氧化物。本专利技术的方法可有效实现从复杂稀有金属矿中提取稀土和铌的原理在于1.硫酸酸化分解原矿破坏了矿石中各矿物紧密结合的嵌布结构，稀土、铌、钛、铁、磷、铝等矿物形成可溶性的硫酸盐，经浸出后进入溶液；2.根据铌、钛硫酸盐易水解的特性，降低酸度使铌、钛形成水解沉淀，从而实现溶液中铌、钛的分离与回收；3.通过氧化、中和处理，溶液中铁、铝等杂质形成复盐进入固相，为溶液中稀土的回收创造良好的条件。本专利技术的优点主要在于适用于稀土、铌、钛共生的复杂稀有金属矿的综合利用， 特别适合于处理一种由于强烈风化蚀变，矿物次生变化复杂，原生和次生形成的铌、钛矿物种类多，稀土呈伴生状态，矿物间互相包裹，嵌布关系紧密、复杂，采用物理选矿难以分离与富集的复杂稀有金属矿。本专利技术的方法可同时回收矿石中的稀土、铌和钛等，实现由复杂稀有金属矿直接制备稀土氧化物、铌铁合金和TiO2含量30%以上的钛渣，稀土氧化物含量92% 以上，稀土总回收率大于70%。本专利技术的方法工艺简单可行，生产成本低，具有广泛的应用前旦ο附图说明本专利技术的技术方案流程图。 具体实施例方式实施例1 REO (RE 为稀土)含量 2. 93%, Nb2O5 含量 2. 12%, TiO2 含量 7. 05%,铁品位26. 3%的原矿磨矿至-140目后，按4/5的酸矿质量比与浓硫酸混勻，在500°C的温度下酸化分解60min。经酸分解后的物料按4/1的液固比加水，在80°C下浸出90min，固液分离后得到浸出液及浸出渣，稀土浸出率为84. 42%，铌的浸出率为75. 75%，钛的浸出率为12. 31%。 在5000 Oe的场强下分选浸出渣，得到磁性渣及非磁性渣，磁性渣中Nb2O5含量为1. 5%，TiO2 含量为22. 89% ；按浸出液/水的体积比1/1加水至浸出液，煮沸60min，固液分离后得到水解液及沉淀，沉淀中Nb2O5含量为38. 22%，TiO2含量为16. 34% ；将沉淀与磁性渣混勻后， 在1500°C熔炼60min可获得Nb2O5含量为21. 66%、铁品位39. 15%的铌铁合金和TW2含量 34. 75%的钛渣，铌的回收率为62. 17% ；在通入空气的条件下，加氨水调节水解液的pH值至 2. 5，固液分离后得到中和液及中和渣；按稀土 /草酸质量比为1/1. 2，添加草酸至中和液， 获得草酸稀土沉淀，在850°C煅烧沉淀90min后可得到REO含量92. 4%的稀土氧化物，稀土总回收率为71.86%。实施例2 REO含量2. 93%，Nb2O5含量2. 12%，Ti02含量7. 05%，铁品位26. 3%的原矿磨矿至-140目后，按1/1的酸矿质量比与浓硫酸混勻，在400°C的温度下酸化分解120min。 经酸分解后的物料按6/1的液固比加水，在60°C下浸出120min，固液分离后得到浸出液及浸出渣，稀土的浸出率为85. 69%，铌的浸出率为73. ，钛的浸出率为14. 21%。在7000 Oe 的场强下分选浸出渣，得到磁性渣及非磁性渣，磁性渣中Nb2O5含量为1.63%，TiO2含量为 23. 14% ；按浸出液/水的体积比6/5加水至浸出液，煮沸120min，固液分离后得到水解液及沉淀，沉淀中Nb2O5含量为39. 3%，TiO2含量为19. 02% ；将沉淀与磁性渣混勻后，在1600°C熔炼30min可获得Nb2O5含量为22. 38%、铁品位40. 32%的铌铁合金和TW2含量35. 12%的钛渣，铌的回收率为63. 25% ；在通入空气的条件下，加氨水调节水解液的pH值至3，固液分离后得到中和液及中和渣。按稀土 /草酸质量比为1/1. 5，添加草酸至中和液，获得草酸稀土沉淀，在900°C煅烧沉淀60min后可得到REO含量93. 24%的稀土氧化物，稀土总回收率为 70. 35%。实施例 3 REO 含量 2. 93%, Nb2O5 含量 2. 12%, TiO2 含量 7. 05%,铁品位 26. 3% 的原矿磨矿至-140目后，按6/5的酸矿质量比与浓硫酸混勻，在200°C的温度下酸化分解 150min。经酸分解后的物料按8/1的液固比加水，在100°C下浸出60min，固液分离后得到浸出液及浸出渣，稀土的浸出率为86. 38%，铌的浸出率为76.对％，钛的浸出率为13. 27%。在 10000 Oe的场强下分选浸本文档来自技高网...

【技术保护点】
１．一种稀有金属矿回收稀土、铌的方法，其特征是由以下步骤组成：（１）原矿磨矿至－１４０目，按酸矿质量比４／５～６／５添加浓硫酸混匀，在２００～５００℃下酸化分解６０～１５０ｍｉｎ；（２）按４／１～８／１的液固比加水至步骤１得到的酸化分解物料，在６０～１００℃下浸出６０～１２０ｍｉｎ，固液分离后得到浸出液及浸出渣，按浸出液／水的体积比为１／１～３／２加水，煮沸６０～１８０ｍｉｎ，固液分离得到水解液和沉淀；采用５０００～１００００　Ｏｅ的场强磁选浸出渣，得到磁性渣及非磁性渣，非磁性渣堆存处置；（３）将步骤２得到的沉淀与磁性渣混匀，在１５００～１８００℃熔炼１０～６０ｍｉｎ获得铌铁合金和钛渣；（４）在通入空气的条件下，用氨水将步骤２得到的水解液的ｐＨ调节为２．５～３．５，固液分离后得到中和液及中和渣，中和渣堆存处置；（５）按稀土／草酸质量比为１／１～１／１．２，添加草酸至步骤４得到的中和液，获得草酸稀土沉淀，在８００～９５０℃煅烧沉淀３０～６０ｍｉｎ后得到稀土氧化物。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：刘勇，刘牡丹，刘珍珍，
申请(专利权)人：广州有色金属研究院，
类型：发明
国别省市：81