CN102703682B - 一种稀有金属矿综合回收的方法 - Google Patents
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Abstract
一种稀有金属矿综合回收的方法,其特征是原矿磨矿,添加氯化钠混匀、造球,球团干燥后与烟煤混匀,加热,磨矿,磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿;加浓硫酸至磁选尾矿,酸化,加水一次浸出,固液分离得到一次浸出液和一次浸出渣;加水至一次浸出渣,浸出,固液分离得到二次浸出液和二次浸出渣,二次浸出渣堆存处理;混合一次浸出液和二次浸出液,浓缩,加硫酸钠至浓缩液中,反应,固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液;加碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中,反应,得到稀土碳酸盐,煅烧,获得稀土氧化物;加氨水调节富铌钽溶液pH值,搅拌后固液分离,得到铌钽沉淀,煅烧沉淀,得到钽铌富集物。本发明提出了一种从稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钽的方法。
Description
技术领域
本发明涉及一种从稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钽和铁的方法。
背景技术
铁是支撑国民经济发展的第一大金属,稀土、铌、钽是信息、生物、能源、航空航天、超导材料、军工等高技术领域和国防建设的重要基础材料,它们均是涉及到国家安全的重要战略资源。随着工业化进程的加快,资源的消耗越来越大,低品位、难处理的复杂共伴生金属资源的开发利用迫切提上研究日程。加拿大、澳大利亚和我国内蒙、云南、新疆、山西等地均蕴藏丰富的多金属共生稀有金属矿,这类资源中常伴生了稀土、铌、钽、钛等多种稀有金属元素,同时有价元素含量低,矿物嵌布粒度细、包裹交生关系复杂、单体解离困难,难以有效实现资源的综合利用。某地一种稀有金属矿含有稀土、铌、钽等多种稀有金属元素。据初步分析,原矿中稀土含量(REO)2.5~3.0%,铌含量(Nb2O5)1.7~2.2%,钽含量(Ta2O5)0.06~0.09%,同时矿石中含有丰富的磷、铁资源,磷含量(P2O5)约为11~12%,铁含量25%左右,具有巨大的经济利用价值。工艺矿物学研究表明该矿石具有强烈的风化蚀变特征,矿石中存在大量风化蚀变产物泥化纤磷钙铝石和胶状褐铁矿,两者包裹了大部分稀土、铌、钽等稀有金属矿物,且嵌布粒度极细,是一种典型的多金属共生复杂稀有金属矿。由于原矿性质复杂,采用物理选矿法处理该矿,分选效果很差,均未能得到稀土、铌、钽的单独精矿或混合精矿,至今尚无经济、有效的手段实现这类资源的开发利用。
发明内容
本发明针对上述稀有金属矿中稀土、铌、钽难以通过物理选矿方法分离和富集的现状,提出一种实现稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钽的方法。
本发明的技术方案由以下步骤组成:
(1)原矿磨矿至-0.074mm含量占70%以上,添加20~55%的氯化钠混匀、造球,球团干燥后,按1/1~1/2的质量比与烟煤混匀,在850~1100℃下加热60min~180min;球团磨矿至-0.074mm含量占80%以上,在500~2000mT的磁场强度下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿;
(2)按1/1~2/1的酸矿质量比添加浓硫酸至步骤1得到的磁选尾矿中,在150~450℃下酸化60~180min,再按2/1~6/1的液固比加水在20~100℃一次浸出30~240min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;
(3)将步骤2得到的一次浸出渣按1/1~10/1的液固比加水,浸出30~180min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣,二次浸出渣堆存处理;
(4)混合步骤2、步骤3得到一次浸出液和二次浸出液,按2/1~3/1的浓缩比进行浓缩,计算溶液中稀土总量,按稀土理论用量的1~1.5倍添加硫酸钠至浓缩液中,在80~100℃反应60~90min,固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液;
(5)添加质量浓度20~30%的碳酸钠溶液至步骤4得到的稀土硫酸复盐中,反应60~90min,得到稀土碳酸盐,在750~900℃煅烧30~60min,获得稀土氧化物;
(6)添加氨水调节步骤4得到的富铌钽溶液pH值至8.5,搅拌30~60min后固液分离,得到铌钽沉淀,在800~950℃煅烧沉淀120~210min得到钽铌富集物。
本发明可实现从低品位多金属共生的复杂稀有金属矿中,特别是稀土、铌、钽与铁矿物及脉石矿物包裹交生、嵌布关系复杂的稀有金属矿中直接回收具有商业价值的稀土氧化物、铌钽富集物和可用于电炉炼钢的还原铁粉。稀土氧化物含量达到92%以上,稀土总回收率大于72%;铌钽富集物Nb2O5+Ta2O5含量大于32%,铌总回收率大于75%,钽总回收率大于66%;还原铁粉品位大于90%,铁的回收率大于90%,充分实现复杂稀有金属矿中各种有价元素的综合回收,为难处理复杂稀有金属资源的综合利用提供了可行的技术路线,具有广阔的应用前景。
附图说明
图1是本发明的技术方案流程图。
具体实施方式
实施例1:REO含量2.65%,Nb2O5含量1.83%,Ta2O5含量0.071%,铁品位23.74%的原矿磨矿至-0.074mm含量占75%,添加20%的氯化钠混匀、造球,球团干燥后按1/1的质量比与烟煤混匀,在1100℃下加热60min;球团磨矿至-0.074mm含量占82%,在550mT的磁场强度下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿,还原铁粉TFe为90.43%,铁的回收率为90.85%。按1/1的酸矿质量比添加浓硫酸至磁选尾矿中,在450℃下酸化60min,再按2/1的液固比加水在20℃浸出240min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣。一次浸出渣按2/1的液固比加水浸出150min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣,二次浸出渣堆存处理。混合一次浸出液和二次浸出液,浓缩至1/2体积,计算溶液中稀土总量,再按稀土理论用量的1.0倍添加硫酸钠至浓缩液中,在80℃反应90min,固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液。添加质量浓度25%的碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中,在常温下反应60min,得到稀土碳酸盐,在750℃煅烧60min,获得REO含量92.34%的稀土氧化物,稀土回收率73.52%。添加氨水调节富铌钽溶液pH值至8.5,搅拌60min后固液分离,得到铌钽沉淀,在800℃煅烧沉淀210min,得到Nb2O5+Ta2O5含量32.75%的钽铌富集物,铌的总回收率为75.21%,钽的总回收率为66.49%。
实施例2:REO含量2.65%,Nb2O5含量1.83%,Ta2O5含量0.071%,铁品位23.74%的原矿磨矿至-0.074mm含量占80%,添加40%的氯化钠混匀、造球,球团干燥后按1/1.5的质量比与烟煤混匀,在1050℃下加热120min;球团磨矿至-0.074mm含量占85%,在900mT的磁场强度下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿,还原铁粉TFe为91.02%,铁的回收率为91.45%。按1.5/1的酸矿质量比添加浓硫酸至磁选尾矿中,在300℃下酸化120min,再按4/1的液固比加水在50℃浸出120min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣。一次浸出渣按6/1的液固比加水浸出90min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣,二次浸出渣堆存处理。混合一次浸出液和二次浸出液,浓缩至1/3体积,计算溶液中稀土总量,再按稀土理论用量的1.2倍添加硫酸钠至浓缩液中,在90℃反应80min,固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液。添加质量浓度20%的碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中反应70min,得到稀土碳酸盐,在850℃煅烧40min,获得REO含量92.06%的稀土氧化物,稀土回收率72.84%。添加氨水调节富铌钽溶液pH值至8.5,搅拌45min后固液分离,得到铌钽沉淀,在900℃煅烧沉淀150min,得到Nb2O5+Ta2O5含量33.15%的钽铌富集物,铌的总回收率为75.66%,钽的总回收率为66.23%。
实施例3:REO含量2.65%,Nb2O5含量1.83%,Ta2O5含量0.071%,铁品位23.74%的原矿磨矿至-0.074mm含量占86%,添加50%的氯化钠混匀、造球,球团干燥后按1/2的质量比与烟煤混匀,在850℃下加热180min;球团磨矿至-0.074mm含量占87%,在1200mT的磁场强度下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿,磁选尾矿TFe为90.33%,铁的回收率为91.67%。按2/1的酸矿质量比添加浓硫酸至磁选尾矿中,在150℃下酸化180min,再按6/1的液固比加水在90℃浸出30min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣。一次浸出渣按10/1的液固比加水浸出30min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣,二次浸出渣堆存处理。混合一次浸出液和二次浸出液,浓缩至1/2体积,计算溶液中稀土总量,再按稀土理论用量的1.5倍添加硫酸钠至浓缩液中,在100℃反应60min,固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液。添加质量浓度30%的碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中反应90min,得到稀土碳酸盐,在900℃煅烧30min,获得REO含量93.06%的稀土氧化物,稀土回收率73.14%。添加氨水调节富铌钽溶液pH值至8.5,搅拌30min后固液分离,得到铌钽沉淀,在950℃煅烧沉淀120min,得到Nb2O5+Ta2O5含量32.65%的钽铌富集物,铌的总回收率为75.44%,钽的总回收率为66.21%。
Claims (1)
1.一种稀有金属矿综合回收的方法,其特征是由以下步骤组成:
(1)原矿磨矿至-0.074mm含量占70%以上,添加20~55%的氯化钠混匀、造球,球团干燥后,按1/1~1/2的质量比与烟煤混匀,在850~1100℃下加热60min~180min;球团磨矿至-0.074mm含量占80%以上,在500~2000mT的磁场强度下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿;
(2)按1/1~2/1的酸矿质量比添加浓硫酸至步骤1得到的磁选尾矿中,在150~450℃下酸化60~180min,再按2/1~6/1的液固比加水在20~100℃一次浸出30~240min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;
(3)将步骤2得到的一次浸出渣按1/1~10/1的液固比加水,浸出30~180min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣,二次浸出渣堆存处理;
(4)混合步骤2、步骤3得到一次浸出液和二次浸出液,按2/1~3/1的浓缩比进行浓缩,计算溶液中稀土总量,按稀土理论用量的1~1.5倍添加硫酸钠至浓缩液中,在80~100℃反应60~90min,固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液;
(5)添加质量浓度20~30%的碳酸钠溶液至步骤4得到的稀土硫酸复盐中,反应60~90min,得到稀土碳酸盐,在750~900℃煅烧30~60min,获得稀土氧化物;
(6)添加氨水调节步骤4得到的富铌钽溶液pH值至8.5,搅拌30~60min后固液分离,得到铌钽沉淀,在800~950℃煅烧沉淀120~210min得到钽铌富集物。
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