CN102925668A - 一种从选铌尾矿中浸出钪的方法 - Google Patents
一种从选铌尾矿中浸出钪的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102925668A CN102925668A CN201210472013XA CN201210472013A CN102925668A CN 102925668 A CN102925668 A CN 102925668A CN 201210472013X A CN201210472013X A CN 201210472013XA CN 201210472013 A CN201210472013 A CN 201210472013A CN 102925668 A CN102925668 A CN 102925668A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- scandium
- hydrochloric acid
- concentrated hydrochloric
- mine tailing
- niobium
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明提供了一种从选铌尾矿中浸出钪的方法,包括以下步骤:将选铌尾矿进行粉碎步骤得到选铌尾矿粉末,将选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉充分球磨混匀,加入自来水润湿得到浆料;将浆料在680~800℃下进行烧焙步骤2~6h得到焙烧产物;将焙烧产物加入固液质量体积比为1∶2.1~1∶3.2的浓盐酸进行浓盐酸浸出步骤得到浸出液和浸出渣;将浸出液进行回收浓盐酸、浓缩、提纯步骤得到钪。解决了现有技术中钪难以回收,钪浸出率低,成本高的技术问题。
Description
技术领域
本发明涉及冶金领域,特别地,涉及一种从选铌尾矿中浸出钪的方法。
背景技术
钪及其化合物质地柔软,常用于制造合金,改善合金的强度、硬度、耐热等性能,广泛应用于冶金工业、石油化工、玻璃、陶瓷、电子工业、计算机电源、航天、核技术以及医疗科学等领域,具有极高的应用价值。地壳中钪属于典型的分散元素,极少出现独立钪矿物,常以内质同象杂质的形式存在于矿物中。由于钪独立矿床稀少,需要对各类含钪矿物进行伴生钪的回收,在回收钪时,需要考虑原料中钪的品味、主要矿物成分的提取加工规模、产出的含钪中间产品钪的富集程度、不破坏主流程的顺行等。
内蒙古包头白云鄂博矿床以铁、铌、稀土为主的大型多金属矿床,己探明的稀土储量有3500万吨,占世界稀土总储量的75%,使我国成为世界瞩目的稀土资源大国。由于矿石类型复杂,矿物种类繁多、颗粒细小、嵌布复杂,特别是某些有用矿物性质类同,难以分离,导致大量的尾矿堆弃在尾矿库中造成极大资源浪费,同时又破坏周围生态环境。因此对尾矿中的稀土,尤其是钪的回收是十分必要的,既回收了资源浪又大幅度的提高企业的经济效益。选铌尾矿中每吨尾矿金属钪含量高达270g,是一种非常有价值的二次资源,因此充分利用及综合开发包钢选铌尾矿中的钪资源具有重要的经济价值和社会意义。
发明内容
本发明目的在于提供一种从选铌尾矿中浸出钪的方法,以解决现有技术中钪难以回收,钪浸出率低,成本高的技术问题。
为实现上述目的,根据本发明的一个方面,提供了一种从选铌尾矿中浸钪的方法,包括以下步骤:
1)将选铌尾矿进行粉碎步骤得到选铌尾矿粉末,将选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉充分球磨混匀,加入自来水润湿得到浆料;
2)将浆料在680~800℃进行烧焙步骤2~6h得到焙烧产物;
3)将焙烧产物加入固液质量体积比为1:2.1~1:3.2的浓盐酸进行浓盐酸浸出步骤得到浸出液和浸出渣;
4)将浸出液进行回收浓盐酸、浓缩、提纯步骤得到钪。
进一步地,选铌尾矿粉末的粒径为100目。
进一步地,选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉的质量比为20:15:4。
进一步地,步骤2)为将浆料进行造球,在120℃下干燥40~60min,然后进行烧焙步骤得到烧焙产物。
进一步地,步骤3)中烧焙产物在浓盐酸浸出前先研磨,过100~200目筛得到烧焙产物粉末,将烧焙产物粉末进行浓盐酸浸出步骤。
进一步地,步骤3)中浓盐酸浸出步骤的浸出温度为60~95℃,浸出时间为2~4h。
进一步地,步骤4)中回收浓盐酸步骤为将浸出液加热至108℃进行浓缩得到浓缩液,待浓缩液体积为浸出液体积的50%~60%时停止加热。
本发明具有以下有益效果:
本发明提供的一种从选铌尾矿中回收钪的方法,一方面,以选铌尾矿为原料对钪元素进行回收,实现了资源的回收利用,节约了能源。另一方面,利用CaCl2和还原性碳粉与选铌尾矿的化学反应,将伴生在基岩中的钪元素以浸出液的形式与其他元素分离,反应条件温和,方法简单,钪浸出率达到95%以上,成本较低,可以实现大规模工业化生产。
除了上面所描述的目的、特征和优点之外,本发明还有其它的目的、特征和优点。下面将参照图,对本发明作进一步详细的说明。
附图说明
构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解,本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明,并不构成对本发明的不当限定。在附图中:
图1是本发明优选实施例的流程图;
图2是本发明优选实施例的铌尾矿、氯化焙烧样、酸浸渣、浸出液水解渣的XRD图谱;
图3是本发明优选实施例的选铌尾矿+C+CaCl2混样的DSC-TG曲线。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的实施例进行详细说明,但是本发明可以由权利要求限定和覆盖的多种不同方式实施。
本发明提供了一种从选铌尾矿中浸出钪的方法,包括以下步骤:
1)将选铌尾矿进行粉碎步骤得到选铌尾矿粉末,将选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉充分球磨混合均匀,加入自来水,得到浆料;
2)将浆料在680~800℃下焙烧2~6h得到焙烧产物;
3)将焙烧产物加入固液质量体积比为1:2.1~:1:3.2的浓盐酸进行浓盐酸浸出步骤得到浸出液和浸出渣;
4)将浸出液进行回收浓盐酸、浓缩、提纯步骤得到钪。
本发明选择从选铌尾矿中回收钪,利用CaCl2和还原性碳粉与选铌尾矿的进行化学反应,将选铌尾矿的化学结构破坏,将伴生在基岩中的钪元素分离出来,使钪与其它伴生元素到初步分离,然后将含有钪的元素利用浓盐酸浸出,氧化钪与浓盐酸进行化学反应,得到液态的氯化钪,氧化钪与浓盐酸的化学反应方程式为Sc2O3+6HCl=2ScCl3+3H2O。本发明以浸出液的形式将钪元素和其他元素分离,为进一步分离提纯钪元素创造条件。本发明以选铌尾矿为原料对钪元素进行回收,一方面,对资源进行回收利用,节约了能源,又避免了选铌尾矿对周围环境的破坏。另一方面,本发明采用粉碎、球磨、氯化焙烧、浓盐酸浸出、回收浓盐酸、浓缩、提纯等方法完成钪的浸出,工艺简单,钪的浸出率可以达到95%以上,能够满足产业化生产需要。
CaCl2在反应中做为脱氟剂和烧结助剂。CaCl2做为脱氟剂的作用在于:一方面,CaCl2与选铌尾矿中的F元素反应生成难溶的CaF2,有效降低F元素对环境的影响,保证生产过程绿色环保。另一方面,选铌尾矿中的部分元素可与CaCl2中的Cl元素反应,生成低沸点氯化物,氯化物进行烧焙步骤时,可在高温下挥发而与钪元素分离。涉及的化学反应式为:
CaCl2.nH2O=Ca(OH)2+2HCl↑+(n-2)H2O;
Ca(OH)2=CaO+H2O;
REFCO3=REOF+CO2;
CaO+2REOF=RE2O3+CaF2;
3CaO+2REPO4=3Ca3(PO4)2+RE2O3;
9CaO+CaF2+6REPO4=2Ca5F(PO4)3+3RE2O3。
烧焙步骤的烧焙温度为680~800℃,烧焙时间为2~6h,若烧焙温度过低,则钪元素和其他元素分离不完全;若烧焙温度过高,则烧结产物中容易产生新的杂质。CaCl2做为烧结助剂的作用在于,CaCl2在烧结过程中产生了黏度较低的液相,流动性较好,液相可以均匀分布在反应颗粒之间,有效地改善粉末颗粒之间的接触状态,使得反应从固相之间变为固相与液相之间的反应,增大了反应物接触面积,有利于选铌尾矿的分解。
还原性碳粉在反应中作为还原剂,加入还原性碳粉,碳粉在焙烧过程中提供还原气氛,能够阻碍粉末颗粒之间团聚,加入碳粉也为反应体系提供了能量。
选铌尾矿粉末的粒径为100目。由于选铌尾矿的质地紧密,为了提高选铌尾矿的反应速度,将选铌尾矿粉碎,过100目筛,可以加快反应进行。
选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉的质量比为20:15:4时,选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉之间充分发生反应,使选铌尾矿的分解更快,回收效率更高。
为了使烧焙产物的后续处理更方便,在烧焙步骤前,将浆料进行造球,在120℃下干燥40~60min,然后进行烧焙步骤得到烧焙产物。将浆料在焙烧前先在120℃下进行干燥,为了防止浆料中的水含量过高,烧结后得到的烧结产物紧密团聚在一起,难以分开,不利于后续的钪元素的浸出。
步骤3)中烧焙产物在浸出前先研磨,过100~200目筛得到烧焙产物粉末,将烧焙产物粉末进行浸出步骤。烧焙产物在浸出前先研磨,增大了烧焙产物与浓盐酸的接触面积,提高了烧焙产物中钪元素的浸出效率。
浸出步骤的浸出温度为60~95℃,浸出时间为2~4h。烧焙产物在60~95℃下与浓盐酸的反应速度最快,浸出效率较高。当浸出时间为2~4小时,烧焙产物中的钪元素能完全浸出。
回收浓盐酸步骤为将浸出液加热至108℃进行浓缩得到浓缩液,待浓缩液体积为浸出液体积的50%~60%时停止加热。浓盐酸在108℃下开始蒸发,浓盐酸蒸发后遇冷成为浓盐酸。回收浓盐酸步骤一方面降低了生产成本,回收后的浓盐酸还可继续进行浓盐酸浸出步骤,减少了废水的排放。同时,浓盐酸回收后,浸出液得到了浓缩,提高了浸出液中钪元素的浓度,浸出液中钪的含量最高可达50mg/L,将浸出液进行浓缩,回收浓盐酸后,浓缩液中钪元素的浓度为100mg/L,非常便于后续钪元素的萃取和提纯。
实施例
以下实施例中的选铌尾矿取自内蒙古包头白云鄂博选铌后尾矿,其余试剂和仪器均为市售。
实施例1
1)将选铌尾矿进行粉碎步骤得到粒径为100目的选铌尾矿粉末,将选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉按照质量比为20:15:4的比例充分球磨混合均匀,加入自来水,得到浆料;
2)将浆料造球,置入烘箱中以120℃下干燥2h后,置入箱式电炉中以800℃下焙烧2h得到焙烧产物;
3)将焙烧产物研磨成细粉,加入固液质量体积比(烧焙产物质量:浸出液体积)为1:3.2的质量百分比浓度为37%的浓盐酸,在80℃下浸出2h得到浸出液和浸出渣;
4)将浸出液置入石墨蒸发器加热至108℃进行浓缩得到浓缩液,待浓缩液体积为浸出液体积的50%~60%时停止加热,继续进行浓缩、纯化步骤得到钪。
实施例2
1)将选铌尾矿进行粉碎步骤得到粒径为100目的选铌尾矿粉末,将选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉按照质量比为20:15:4的比例充分球磨混合均匀,加入自来水,得到浆料;
2)将浆料造球,置入烘箱中以120℃下干燥2h后,置入箱式电炉中以680℃下焙烧6h得到焙烧产物;
3)将焙烧产物研磨成细粉,加入固液质量体积比为1:2.1的质量百分比浓度为37%的浓盐酸,在60℃下浸出4h得到浸出液和浸出渣;
4)将浸出液置入石墨蒸发器加热至108℃进行浓缩得到浓缩液,待浓缩液体积为浸出液体积的50%~60%时停止加热,继续进行浓缩、纯化步骤得到钪。
实施例3
1)将选铌尾矿进行粉碎步骤得到粒径为100目的选铌尾矿粉末,将选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉按照质量比为20:15:4的比例充分球磨混合均匀,加入自来水,得到浆料;
2)将浆料造球,置入烘箱中以120℃下干燥2h后,置入箱式电炉中以700℃下焙烧3h得到焙烧产物;
3)将焙烧产物研磨成细粉,加入固液质量体积比为1:2.8的质量百分比浓度为37%的浓盐酸,在90℃下浸出2h得到浸出液和浸出渣;
4)将浸出液置入石墨蒸发器加热至108℃进行浓缩得到浓缩液,待浓缩液体积为浸出液体积的50%~60%时停止加热,继续进行浓缩、纯化步骤得到钪。
将实施例1的铌尾矿、烧焙产物、浓盐酸浸出物、浸出液进行的XRD图谱检测,图2为检测结果,从图2的检测结果可知,浸出液中钪的含量和铌尾矿中钪含量相差不大,同时浸出液中杂质的含量显著降低,证明按照本发明实施例1的方法,可以有效去除铌尾矿中的杂质,同时钪元素的回收率高。
图3为实施例1的选铌尾矿、C和CaCl2混合物的DSC-TG曲线。在尾矿-碳粉-CaCl2混样的DSC-TG曲线中,在496.5℃处有一个非常明显的放热峰,与氟碳铈矿在此温度下分解相一致;在650℃附近,有一个较为明显的吸热峰,相比现有技术中用于回收钪的独居石在780℃温度下分解而言,本发明的选铌尾矿-碳粉-CaCl2混样的反应温度降低了130℃,说明加入烧结助剂CaCl2有降低分解温度的作用。
将实施例1~3的方法得到的钪进行回收率计算,表1为实施例1~3的钪回收率的检测结果。
表1钪回收率的检测结果表
实施例 | 实施例1 | 实施例2 | 实施例3 |
回收率% | 96% | 95% | 98% |
浸出液中钪浓度 | 54mg/L | 52mg/L | 53mg/L |
从表1的实验结果可知,本发明实施例1~3的钪回收率达到95%以上,证明按照本发明的回收钪的方法,钪的回收率明显高于现有技术。其中实施例3的方法回收率最高,是本发明最优实施例。
以上仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (7)
1.一种从选铌尾矿中浸出钪的方法,其特征在于,包括以下步骤:
1)将选铌尾矿进行粉碎步骤得到选铌尾矿粉末,将所述选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉充分球磨混匀,加入自来水润湿得到浆料;
2)将所述浆料在680~800℃下进行烧焙步骤2~6h得到焙烧产物;
3)将所述焙烧产物加入固液质量体积比为1:2.1~1:3.2的浓盐酸进行浓盐酸浸出步骤得到浸出液和浸出渣;
4)将所述浸出液进行回收浓盐酸、浓缩、提纯步骤得到钪。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述选铌尾矿粉末的粒径为100目。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述选铌尾矿粉末、CaCl2和还原性碳粉的质量比为20:15:4。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤2)为将所述浆料进行造球,在120℃下干燥40~60min,然后进行烧焙步骤得到烧焙产物。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤3)中所述烧焙产物在所述浓盐酸浸出步骤前先研磨,过100~200目筛得到烧焙产物粉末,将所述烧焙产物粉末进行浓盐酸浸出步骤。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤3)中所述浓盐酸浸出步骤的浸出温度为60~95℃,浸出时间为2~4h。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤4)中所述回收浓盐酸步骤为将所述浸出液加热至108℃进行浓缩步骤得到浓缩液,待浓缩液体积为浸出液体积的50%~60%时停止加热。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201210472013.XA CN102925668B (zh) | 2012-11-20 | 2012-11-20 | 一种从选铌尾矿中浸出钪的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201210472013.XA CN102925668B (zh) | 2012-11-20 | 2012-11-20 | 一种从选铌尾矿中浸出钪的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN102925668A true CN102925668A (zh) | 2013-02-13 |
CN102925668B CN102925668B (zh) | 2014-04-30 |
Family
ID=47640591
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201210472013.XA Active CN102925668B (zh) | 2012-11-20 | 2012-11-20 | 一种从选铌尾矿中浸出钪的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN102925668B (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN105483383A (zh) * | 2015-12-03 | 2016-04-13 | 遵义能矿投资股份有限公司 | 一种拜耳法赤泥粉末回收铝、铁、钪的工艺 |
CN106702165A (zh) * | 2017-01-17 | 2017-05-24 | 东北大学 | 一种从尾矿中浸出铌钪的方法 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1478600A (zh) * | 2003-07-03 | 2004-03-03 | 汪友华 | 河道淤砂的提钪方法 |
CN102205986A (zh) * | 2011-04-20 | 2011-10-05 | 湖南稀土金属材料研究院 | 从富集钪的原料中分离锆的方法及氧化钪的制备方法 |
CN102653820A (zh) * | 2012-04-24 | 2012-09-05 | 包头稀土研究院 | 一种从白云鄂博尾矿中提取钪的方法 |
CN102888521A (zh) * | 2012-11-02 | 2013-01-23 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 赤泥加压硫酸浸出铌的方法 |
-
2012
- 2012-11-20 CN CN201210472013.XA patent/CN102925668B/zh active Active
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1478600A (zh) * | 2003-07-03 | 2004-03-03 | 汪友华 | 河道淤砂的提钪方法 |
CN102205986A (zh) * | 2011-04-20 | 2011-10-05 | 湖南稀土金属材料研究院 | 从富集钪的原料中分离锆的方法及氧化钪的制备方法 |
CN102653820A (zh) * | 2012-04-24 | 2012-09-05 | 包头稀土研究院 | 一种从白云鄂博尾矿中提取钪的方法 |
CN102888521A (zh) * | 2012-11-02 | 2013-01-23 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 赤泥加压硫酸浸出铌的方法 |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN105483383A (zh) * | 2015-12-03 | 2016-04-13 | 遵义能矿投资股份有限公司 | 一种拜耳法赤泥粉末回收铝、铁、钪的工艺 |
CN105483383B (zh) * | 2015-12-03 | 2018-01-19 | 遵义能矿投资股份有限公司 | 一种拜耳法赤泥粉末回收铝、铁、钪的工艺 |
CN106702165A (zh) * | 2017-01-17 | 2017-05-24 | 东北大学 | 一种从尾矿中浸出铌钪的方法 |
CN106702165B (zh) * | 2017-01-17 | 2018-11-23 | 东北大学 | 一种从尾矿中浸出铌钪的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN102925668B (zh) | 2014-04-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN104577249B (zh) | 一种废旧钴酸锂锂离子电池资源化的处理方法 | |
Zhang et al. | Zinc recovery from franklinite by sulphation roasting | |
Liu et al. | High-efficiency simultaneous extraction of rare earth elements and iron from NdFeB waste by oxalic acid leaching | |
CN113337717B (zh) | 一种采用组合氯化剂分离回收电镀污泥中有价金属的方法 | |
CN103993182B (zh) | 一种铁矾渣中二次资源的综合回收方法 | |
CN107299219B (zh) | 一种电镀污泥的资源化利用方法 | |
CN103146911A (zh) | 一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法 | |
CN106636691A (zh) | 一种从低品位矿石中提取分离铀铌的方法 | |
CN110551902B (zh) | 一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法 | |
CN104894363A (zh) | 利用低品位铌精矿制备铌铁合金与稀土硫酸复盐的方法 | |
CN106636614B (zh) | 一种从尾矿中浸出铌、钪及稀土元素的方法 | |
CN104561578A (zh) | 一种矿石中提取黄金的方法及专用熔金混合物 | |
CN104232882A (zh) | 氧化镍矿高温氯化挥发回收镍钴铁的工艺 | |
Kim et al. | Leaching behavior of uranium and vanadium using strong sulfuric acid from Korean black shale ore | |
CN103184343A (zh) | 一种对稀土酸法工艺废渣中稀土、钍和铁的回收方法 | |
CN101148268A (zh) | 一种利用含钨的锡炉渣或钨锡中矿分离提取钨酸钙和锡渣的方法 | |
CN105755298B (zh) | 从含钨褐铁矿中提取钨铜铋铁的方法 | |
CN102925668B (zh) | 一种从选铌尾矿中浸出钪的方法 | |
CN103540766B (zh) | 高氟、氯含量氧化锌物料回收铟萃余液除氟、氯、砷工艺 | |
CN102417990A (zh) | 一种从电尘灰真空富集稀散金属镓的方法 | |
CN106834721A (zh) | 一种高炉含铅锌粉尘的资源回收方法 | |
CN103352118A (zh) | 一种从白云鄂博尾矿中提铌的方法 | |
CN105129831B (zh) | 一种红土镍矿熔渣的综合回收利用方法 | |
CN108251638B (zh) | 一种从含锂的金绿宝石型铍矿石中提取锂铍的方法 | |
CN111057854A (zh) | 一种金属尾矿的处理方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant |