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专利名称 | 一种低成本富集高品位混合稀土精矿的方法 |
申请号 | CN201611252519.4 | 申请日期 | 2016-12-30 |
法律状态 | 授权 | 申报国家 | 中国 |
公开/公告日 | 2017-06-06 | 公开/公告号 | CN106801153A |
优先权 | 暂无 | 优先权号 | 暂无 |
主分类号 | C22B59/00 | IPC分类号 | C;2;2;B;5;9;/;0;0查看分类表>
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申请人 | 包头稀土研究院;瑞科稀土冶金及功能材料国家工程研究中心有限公司 | 申请人地址 | 内蒙古自治区包头市稀土高新技术产业开发区黄河大街36号
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权利人 | 包头稀土研究院,瑞科稀土冶金及功能材料国家工程研究中心有限公司 | 当前权利人 | 包头稀土研究院,瑞科稀土冶金及功能材料国家工程研究中心有限公司 |
发明人 | 崔建国;侯睿恩;王哲;张丽;郝肖丽;高婷 |
代理机构 | 北京康盛知识产权代理有限公司 | 代理人 | 张良 |
摘要
本发明涉及一种低成本富集高品位混合稀土精矿的方法,其特征是:将浮选得到稀土品位为40~65at%的稀土精矿用低浓度盐酸溶液常温浸出,分离得到一次化选矿和化选废水,用新配置盐酸溶液与一次化选矿加热浸出,洗涤、分离得到化选精矿与二次1级化选液,用二次1级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿与二次2级化选液,如此循环,分离得到一次化选矿和一次2级化选液。其优点是:在较低温度、较短时间、较低起始酸度、较低综合酸耗的条件下,高选择性的去除某些影响后端工序的关键杂质元素,低成本的得到适合于冶炼分离的高品位混合稀土精矿。
一种低成本富集高品位混合稀土精矿的方法\n技术领域\n[0001] 本发明涉及一种低成本富集高品位混合稀土精矿的方法,属于选矿领域。\n背景技术\n[0002] 白云鄂博矿是以铁、稀土、铌为主的多金属共生大型矿床,其中,稀土矿是由氟碳铈矿和独居石组成的混合型稀土矿,一般认为白云鄂博稀土矿是世界上最难选、冶的稀土矿。目前,白云鄂博稀土精矿的主要来源为选铁后的尾矿经“浮选+扫选”形成的稀土精矿,精矿稀土品位一般在50-60at%。其中,50at%稀土品位的精矿主要用浓硫酸高温焙烧分解工艺处理,一吨精矿产出约0.4吨混合酸性气体(SO2、SO3、HF、SiF4和H2SO4酸雾)、1.0-1.1吨\n3\n放射性废渣(湿渣)以及35m硫酸盐废水。由于矿物品位较低,杂质矿物含量高的影响,导致酸法工业“三废”成分复杂,处理难度大和处理成本高等问题。60at%稀土品位的精矿主要用浓碱液分解工艺处理,精矿首先采用“盐酸+元明粉”在微沸状态预处理精矿4 6小时。目的是去除钙、铁等杂质,降低稀土损失,最终可以将REO品位提升至65-68at%,处理后的精矿再用液碱加热分解。此方法REO损失率极低。存在的问题是①大量的高醵度除钙废水直接与碱分解废水中和后外排了,余酸没有充分利用。②富集得到的高品位精矿中存在硫酸钠与硫酸稀土复盐,钠离子的存在使得矿物不能采用硫酸分解工艺处理。否则硫酸分解后矿物水浸时,又将形成钠与稀土的复盐沉淀,降低稀土收率;而且,随着水的循环使用,钠还将进一步富集,将进一步降低稀土回收率。③ 微沸处理4-6小时,盐酸挥发损失量大,能耗高,不易实现连续化。\n[0003] 为了得到高品位稀土精矿,李梅等发明了“一种稀土矿提高稀土品位的方法”(专利号: 201110221838.X),其创新点是将“串级萃取”理念引入浮选技术中,在保证稀土矿物收率的情况下,将混合稀土精矿品位选至65at%,并进行扩大试验得到1500余吨合格精矿产品。该发明得到了65at%品位精矿为后续冶炼分离过程节能、降耗、效率提升创造了可能性,意义重大。但从矿物纯化方法的角度讲,一味的依靠浮选技术纯化矿物,其经济性是否合适有待商榷。事实上,从原矿选至稀土品位40~55at%精矿的过程中,该技术具有成本低,废水循环利用的技术优势。但从40-55at%精矿选别65-70at%精矿的过程中,不但工艺流程长,而且REO资源利用率低,成本陡增,此外,药剂对于微量杂质的选择性将大幅下降甚至消失,一些与稀土矿物形成嵌布状态的杂质矿物根本无法选别,尾矿表面残留大量的药剂经过长期风化变质,导致未利用的稀土矿物资源的浮选难度进一步加大。\n发明内容\n[0004] 本发明的目的是提供一种在较低温度、较短时间、较低起始酸度、较低综合酸耗的条件下,高选择性的去除某些影响后端工序的关键杂质元素,低成本的得到适合于冶炼分离的高品位(REO:67~70at% )混合稀土精矿的低成本富集高品位混合稀土精矿的方法。\n[0005] 本发明的主要思路为:\n[0006] 1.含钙矿物活化技术。先对矿物进行常温化选,常温处理的过程也是将矿物活化的过程。处理后的矿物在第二次化选时,处理温度可由现行的93-95℃降低至60-80℃,处理时间可由300-360min缩短至90-150min,起始酸度可由5-6mol/L降低为2-4mol/L。大幅降低化选能耗与盐酸消耗,可实现连续化生产,改善人员操作环境。\n[0007] 2.化选液循环化选技术。充分利用杂质矿物消耗化选液中的余酸,从而得到元素富集度高、酸度低的化选废水。\n[0008] 3.分级化选技术。用新配置盐酸溶液优先处理一次化选矿,而不直接处理原始稀土精矿。是根据多元酸体系中钙离子的溶解度关系进行的设计,可充分提高化选液中的有效酸耗。\n[0009] 根据上述技术思路,公开的发明技术内容如下:\n[0010] 将浮选得到稀土品位为40~65at%的稀土精矿用低浓度盐酸溶液常温浸出,分离得到一次化选矿和化选废水,用新配置盐酸溶液与一次化选矿加热浸出,洗涤、分离得到化选精矿与二次l级化选液,用二次l级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿与二次2级化选液,如此循环,当二次n级化选液无法使化选精矿中杂质达标时,则二次 n-l级化选液用于常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿和一次l级化选液,用一次l 级化选液继续常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿和一次2级化选液;如此、 、\n循环,当一次n级化选液无法使较低品位稀土精矿中杂质达标时,则n-1级化选液为最终化选废水:所述n为大于等于2的整数,n、为大于等于2的整数。\n[0011] 所述的低浓度盐酸溶液是浓度为1.5-3.0mol/L,起始可以为新的盐酸溶液,后续为二次 n-l级化选液。\n[0012] 所述的常温浸出是温度在10-40℃,浸出时间为20-40min。\n[0013] 新配置盐酸溶液是浓度为2-4mol/L,1吨一次化选矿用1.5_5m3该溶液。\n[0014] 所述的加热浸出是温度为60-80℃,浸出时间为90-150min。\n[0015] 所述的洗涤,洗涤方式为淋洗,洗涤终点控制精矿中氯含量达标,洗涤水与化选液合并。\n[0016] 本发明的优点是:本发明根据化盐酸、氢氟酸、磷酸等多元酸体系化选液中钙离子随酸度、温度变化的溶解度曲线,以及常温预处理对矿物中含钙矿物的活化作用,提出了对混合稀土精矿采用“循环化选”的技术进行富集纯化。在较低温度、较短时间、较低起始酸度、较低综合酸耗的条件下,高选择性的去除某些影响后端工序的关键杂质元素,低成本的得到 适合于冶炼分离的高品位(REO:67~70at%)混合稀土精矿。该操作工艺简单,成本较低。\n附图说明\n[0017] 图1为循环化选工艺流程图。\n具体实施方式\n[0018] 实施例l\n[0019] 将浮选得到稀土品位为48.6at%的稀土精矿(CaO~12.11at%)用1.8mol/L的低浓度盐酸溶液,在30℃常温浸出30min,分离得到一次化选矿(CaO~8.27at%)和化选废水。\n用 3mol/L的新配置盐酸溶液与一次化选矿在75℃下加热浸出120min,1吨一次化选矿用\n4m3新配置溶液。洗涤采用淋洗方式,1吨精矿消耗0.7m3洗水后,精矿中氯含量为0.011at%,洗涤水与化选液合并,得到化选精矿(REO~68.9at%,Ca0~0.82at%)与二次l级化选液。\n用二次l级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿(REO~\n69.3at%,CaO~0.96at%)与二次2级化选液(酸度为1.86mol/L)。用二次2级化选液用于常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~8.43at%)和一次l级化选液。用一次l级化选液继续常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~8.57at%)和一次2级化选液(酸度为1.32mol/L),即为最终化选废水。\n[0020] 实施例2\n[0021] 将浮选得到稀土品位为60.3at%的稀土精矿(CaO~8.85at%)用2.0mol/L的低浓度盐酸溶液,在22℃常温浸出30min,分离得到一次化选矿(CaO~6.21at%)和化选废水。用\n3mol/L 的新配置盐酸溶液与一次化选矿在70℃下加热浸出150min,1吨一次化选矿用5m3\n3\n新配置溶液。洗涤采用淋洗方式,1吨精矿消耗0.8m洗水后,精矿中氯含量为0.013at%。洗涤水与化选液合并,得到化选精矿(REO~67.3at%,CaO~0.67at%)与二次l级化选液。用二次 l级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿(REO~68.7at%,CaO~ 0.80at%)与二次2级化选液。用二次2级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿(REO~68.0at%,CaO~0.98at%)和二次3级化选液(酸度为\n2.32mol/L)。用二次3级化选液用于常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~\n6.12at%)和一次l级化选液。用一次l级化选液继续常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~ 6.42at%)和一次2级化选液。用一次2级化选液继续常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~6.57at%)和一次2级化选液(酸度为1.55mol/L),即为最终化选废水。\n[0022] 实施例3\n[0023] 将浮选得到稀土品位为64.7at%的稀土精矿(CaO~5.27at%)用1.5mol/L的低浓度盐酸溶液,在20℃常温浸出40min,分离得到一次化选矿(CaO~3.40at%)和化选废水。用\n2mol/L 的新配量盐酸溶液与一次化选矿在70℃下加热浸出120min,1吨一次化选矿用4m3新配置溶液。洗涤采用淋洗方式,1吨精矿消耗0.5m3洗水后,精矿中氯含量为0.010at%,洗涤水与化选液合并,得到化选精矿(RFO~68.1at%,CaO~0.53at%)与二次1级化选液。用二次 l级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿(REO~68.4at%,CaO~ 0.76at%)与二次2级化选液。用二次2级化选液继续加热浸出新的一次化选矿,洗涤、分离得到化选精矿(REO~68.8at%,CaO~0.92at%)和二次3级化选液(酸度为\n1.78mol/L)。用二次3级化选液用于常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~\n3.47at%)和一次l级化选液。用一次l级化选液继续常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~ 3.54at%)和一次2级化选液。用一次2级化选液继续常温浸出新的稀土精矿,分离得到一次化选矿(CaO~3.68at%)和一次2级化选液(酸度为1.35mol/L),即为最终化选废水。
法律信息
- 2019-01-29
- 2017-06-30
实质审查的生效
IPC(主分类): C22B 59/00
专利申请号: 201611252519.4
申请日: 2016.12.30
- 2017-06-06
引用专利(该专利引用了哪些专利)
序号 | 公开(公告)号 | 公开(公告)日 | 申请日 | 专利名称 | 申请人 | 该专利没有引用任何外部专利数据! |
被引用专利(该专利被哪些专利引用)
序号 | 公开(公告)号 | 公开(公告)日 | 申请日 | 专利名称 | 申请人 | 该专利没有被任何外部专利所引用! |