CN104498723A - 从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法 - Google Patents

从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,包括步骤:将钛渣氯化废盐于水中和稀酸溶液中依次浸出,得到浸出液;将浸出液调节pH值过滤得到含钪沉淀物;将含钪沉淀物加入硫酸或盐酸溶解得溶解液,再使用阴离子交换树脂对溶解液进行吸附处理,吸附U和Zr的余液,余液用四元萃取剂萃取得到有机相;将有机相经过双氧水和硫酸的混合溶液、硫酸洗涤除杂;将洗涤后的有机相用碱性溶液反萃得到反萃沉淀物;将所得反萃沉淀物经盐酸溶解过滤得到滤液,再经过两段萃取,经稀盐酸洗涤、纯水反萃得到氯化钪溶液;将氯化钪溶液用草酸沉淀,灼烧沉淀得到氧化钪。本发明生产的氧化钪纯度高,工艺流程衔接顺畅,合理地回收了钛渣氯化废盐的钪资源。

Description

从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法
技术领域
[0001] 本发明涉及稀土金属技术领域,特别是涉及从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方 法。
背景技术
[0002] 氧化钪(Sc2O3)是钪制品中最为重要的产品。钪在地壳中的含量十分稀少,且常与 其他金属伴生,目前还不能直接从含钪的矿物中提取氧化钪或其化合物;另一方面,它的物 化性质与其他过渡元素尤其是稀土元素极为接近,这使得氧化钪的提取非常困难。
[0003] 我国钛资源丰富,但高品质的钛矿很少,而高杂质的钛矿原料部分含有放射性元 素钍(Th)、铀(U)。由于氧化钪与铌、铀、钒等氧化物生成热高,非常稳定,熔盐氯化时,留在 废熔盐渣中,俗称钛渣氯化废盐,其中钪的含量可达200〜350g/t,比原矿中含量高出10倍 左右,因此钛渣氯化废盐是很好的提取氧化钪的原料,但其中也含有较高含量的反射性元 素钍及铀元素,属于放射性渣。而现阶段的生产技术均未考虑放射性问题,导致Th、U等放 射性元素进入至熔盐氯化渣中,对环境污染严重。
[0004] 公开号为CN102796876A的中国专利公开了利用钛渣氯化废弃物提取氧化钪的方 法,通过钛渣氯化废弃物的水浸,然后向浸取液中加入还原剂、腐植酸,调节PH值过滤得到 沉淀物,将其用盐酸溶液进行酸溶解反应,过滤得初钪溶液,再以(2-乙基己基)-2-乙基己 基磷酸酯(P507)为萃取剂、盐酸溶液为洗涤剂、氢氧化钠溶液为反萃取剂对初钪溶液分别 进行萃取、洗涤和反萃取,得到钪溶液,加草酸沉淀、煅烧,制得氧化钪。该方法步骤简单,合 理地利用了钛渣氯化废弃物中了钪资源,具有良好的经济和社会效益,但未考虑放射性的 消除以及熔盐氯化渣的综合回收问题,得到的氧化钪纯度不高,在95%左右。
发明内容
[0005] 基于此,有必要针对从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的纯度不高的问题,提供一种 得到高纯度氧化钪的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法。
[0006] 一种从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,包括以下步骤:
[0007] SlOO :将钛渣氯化废盐于水中和稀酸溶液中依次浸出,得到浸出液;
[0008] S200 :将所述浸出液调节pH值至4. 95〜5. 58,过滤,得到含钪沉淀物;
[0009] S300 :将所述含钪沉淀物加入硫酸或盐酸溶解得溶解液,再使用阴离子交换树脂 对所述溶解液进行吸附处理,吸附U和Zr的得余液,所述余液用四元萃取剂萃取,得到有机 相,其中,所述四元萃取剂包括体积比为20〜30:6〜20:10〜15:40〜64的P204、TBP、 仲辛醇和煤油;
[0010] S400 :将步骤300得到的有机相经过双氧水和硫酸的混合溶液洗涤除杂,再经过 硫酸洗涤除杂,得到洗涤后的有机相;
[0011] S500 :将洗涤后的有机相用碱性溶液反萃得到反萃沉淀物;
[0012] S600 :将所述反萃沉淀物用盐酸溶解、过滤得到滤液,滤液经过第一萃取剂萃取保 留有机相,经过第二萃取剂萃取保留有机相,经盐酸洗涤保留有机相,经纯水反萃得到氯化 钪溶液,其中,第一萃取剂是体积分数为15 %〜40 %的N503溶液或N235溶液,第二萃取剂 是体积分数为5〜40 %的P350溶液;及
[0013] S700 :将所述氯化钪溶液用草酸沉淀,得到草酸钪沉淀,灼烧,得到氧化钪。
[0014] 在其中一个实施例中,步骤SlOO采用两次浸出,先采用水浸得到第一滤液和第一 滤渣,水与钛渣氯化废盐的质量比为1〜5:1,再采用盐酸溶液浸出所述第一滤渣,得到第 二滤液和第二滤渣,盐酸溶液与第一滤渣的质量比为1〜5:1,合并第一滤液及第二滤液, 得到浸出液。
[0015] 在其中一个实施例中,步骤S300中硫酸或盐酸的浓度为1〜3mol/L,硫酸或盐酸 与含钪沉淀物的质量比为3〜6:1。
[0016] 在其中一个实施例中,所述四元萃取剂包括体积比为30:20:10:40的P204、TBP、 仲辛醇和煤油。
[0017] 在其中一个实施例中,步骤S300的阴离子交换树脂为D314大孔径弱碱性阴离子 交换树脂或201X7阴离子交换树脂。
[0018] 在其中一个实施例中,步骤S400中硫酸的浓度为2〜5mol/L,混合溶液中硫酸与 双氧水体积比为〇. 75〜0. 95:0. 05〜0. 25,双氧水的质量分数为27. 5%〜30%。
[0019] 在其中一个实施例中,步骤S500中所述碱性溶液为氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液 浓度为2〜4mol/L。
[0020] 在其中一个实施例中,步骤S600中溶解采用的盐酸浓度为5〜8mol/L。
[0021] 在其中一个实施例中,步骤S600中洗涤采用的盐酸浓度为2〜3mol/L。
[0022] 在其中一个实施例中,所述草酸的用量为溶液中钪含量对应草酸当量的I. 1〜 1. 5倍,于650°C〜800°C灼烧1〜4小时。
[0023] 本发明的有益效果是:首先用水和稀酸浸取钛渣氯化废盐,然后用氢氧化钠调节 PH值得到含钪沉淀物,酸溶解、离子交换、萃取得到有机相达到初步富集钪的目的;然后采 用多级洗涤除杂,用氢氧化钠溶液反萃得到反萃沉淀物;再经过酸溶解、两级萃取、洗涤和 纯水反萃得到氯化钪溶液;最后通过草酸沉淀和煅烧即可得到纯度为99. 99%的氧化钪。 本发明生产的产品质量高,步骤简单,工艺流程衔接顺畅,合理地利用了钛渣氯化废弃物中 的钪资源,具有良好的经济效益和社会效益。
具体实施方式
[0024] 为了便于理解本发明,下面通过具体实施例对本发明进行更全面的描述。但是,本 发明可以以许多不同的形式来实现,并不限于本文所描述的实施例。相反地,提供这些实施 例的目的是使对本发明的公开内容的理解更加透彻全面。
[0025] 本发明中所用原料均为市售即可,并无特殊要求。
[0026] 一实施方式的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,包括以下步骤:
[0027] SlOO :将钛渣氯化废盐于水中和稀酸溶液中依次浸出,得到浸出液。
[0028] 本实施方式中,钛渣氯化废盐为本领域技术人员熟知的熔盐氯化生产钛白粉所用 的熔盐氯化渣或者高温氯化烟尘即可,并无特殊要求。
[0029] 钛渣氯化废盐吸水性很强,因此将钛渣氯化废盐粉碎至IOmm(毫米)即可。可以 理解,为了提高浸出效率,钛渣氯化废盐的粒径愈小愈好。
[0030] 钛渣氯化废盐的主要成分典型值如表1 (含量为质量分数):
[0031] 表 1
[0032]
Figure CN104498723AD00051
[0033] 步骤SlOO使钛渣氯化废盐中可水溶性的物质溶于浸出液中,不可水溶的物质留 在浸出渣中。浸出在常温或加热的条件下进行。优选地,加热控制温度在60〜90°C。
[0034] 采用两次分步浸出。步骤SlOO采用两次浸出,先采用水浸得到第一滤液和第一滤 渣,水与钛渣氯化废盐的质量比为1〜5:1,再采用盐酸溶液浸出所述第一滤渣,得到第二 滤液和第二滤渣,盐酸溶液与第一滤渣的质量比为1〜5:1,合并第一滤液及第二滤液,得 到浸出液。
[0035] 优选地,盐酸溶液的浓度为X,其中0〈X〈2mol/L,可避免高浓度酸的大量使用。
[0036] 水浸可以在不搅拌的情况下的进行,浸取时间为1〜2d(d代表天);也可采用搅 拌,搅拌下浸出时间可缩短为1〜4h(h代表小时)。稀酸浸出时搅拌浸出时间为2〜4h。
[0037] 优选地,水浸的条件为搅拌下,水与钛渣氯化废盐的质量比为2〜4:1,浸出时间 为2〜4h。盐酸溶液浸出的条件为搅拌下,盐酸溶液与第一滤渣的质量比为2〜4:1,浸出 时间为2〜4h。
[0038] 步骤SlOO中将第一滤渣与第二滤渣合并得到浸出渣。浸出渣的量通常很少,主要 成分包含二氧化钛(TiO 2)、石油焦和二氧化硅(SiO2),同时含有少量的钛(Ti)。特别地,在 步骤SlOO之后,还包括步骤S110,将步骤SlOO得到的浸出渣用两级摇床选渣,将钛富集返 回原矿处理。将浸出渣中的少量Ti富集返回原矿处理,有利于提高钛的回收率。
[0039] 步骤S200 :将浸出液调节pH值至4. 95〜5. 58,过滤,得到含钪沉淀物。
[0040] 优选地,将浸出液调节pH值至4. 95〜5. 58的溶液为氢氧化钠(NaOH)溶液。优 选地,氢氧化钠溶液的浓度为4mol/L。调节浸出液pH值至4. 95〜5. 58时,钪(Sc)、Ti、锆 (Zr)、钍(Th)、铀(U)、铁离子(Fe3+)、铝离子(Al3+)基本沉淀,过滤,得到含钪沉淀物。含钪 沉淀物包括Sc、Ti、Zr、Th、U、Fe 3+和Al元素。
[0041] 步骤S200还得到滤液A1。特别地,在步骤S200之后包括步骤S210 :将步骤S200 得到的滤液A1继续用NaOH溶液调pH值至6. 96〜7. 86,过滤,得到滤液A 2和含REO (rare earth oxides,稀土元素氧化物)、猛(Mn)和亚铁离子(Fe2+)的沉淀物。
[0042] 特别地,在步骤S210之后包括步骤S220 :将步骤S210得到的滤液^用碳酸钠 (Na2CO3)溶液处理,Na2CO 3溶液中Na2CO3的用量为溶液中钙(Ca)、镁(Mg)和锰(Mn)离子总 量理论值对应当量的I. 1〜1. 4倍,得到Ca、Mg和Mn的沉淀物和滤液A3。通过采取溶液样 品,经过ICP-AES(电感耦合等离子体原子发射光谱法)分析,得到溶液中钙(Ca)、镁(Mg) 和猛(Mn)尚子总量理论值。
[0043] 优选地,碳酸钠溶液为饱和Na2CO3溶液。优选地,Na 2C03溶液中Na 2C03的用量为溶 液中Ca、Mg和Mn离子总量理论值对应当量的1. 2倍。
[0044] 步骤S220得到的沉淀物主要成分是Ca、Mg和Mn等碳酸盐,可用于制造水泥。得 到的滤液A3主要是氯化钠溶液,滤液浓缩结晶得到工业氯化钠。
[0045] S300 ::将所述含钪沉淀物加入硫酸或盐酸溶解得溶解液,再使用阴离子交换树脂 对所述溶解液进行吸附处理,吸附U和Zr的得余液,所述余液用四元萃取剂萃取,得到有机 相,其中,所述四元萃取剂包括体积比为20〜30:6〜20:10〜15:40〜64的P204(2-乙 基己基膦酸单2-乙基己基酯)、TBP (磷酸三丁酯)、仲辛醇和煤油。
[0046] 优选地,硫酸或盐酸的浓度为1〜3mol/L。盐酸或硫酸的溶解过程,加入的盐酸或 硫酸使溶液中氢离子浓度大于lmol/L。优选地,硫酸或盐酸与含钪沉淀物的质量比为3〜 6:1。可以理解,所述煤油可为航空煤油或磺化煤油。
[0047] 优选的,使用浓度为2mol/L硫酸溶解含钪沉淀物,进一步优选地,硫酸与含钪沉 淀物的质量比为4:1。
[0048] 溶解后的溶液经过阴离子交换树脂,吸附大部分的U和Zr。阴离子交换树脂为 D314大孔径弱碱性阴离子交换树脂(大孔结构的丙烯酸甲酯共聚交联高分子聚合物)或强 碱性苯乙烯系阴离子交换树脂(201X7阴离子交换树脂)。特别地,阴离子交换树脂优选为 D314大孔径弱碱性阴离子交换树脂。
[0049] 优选地,四元萃取剂与余液的体积比为1:0. 5〜5。在盐酸体系中P204与Sc有较 强的结合能力,TBP与Th和U有较强的结合能力,二者对于稀土元素都有一定的结合能力, 选用四元混合萃取剂的目的是将Sc、Th通过萃取转入有机相,进行进一步的分离。阴离子 交换树脂四元混合萃取剂萃取时间1〜10分钟。
[0050] 更优选地,所述四元萃取剂包括体积比为30:20:10:40的P204、TBP、仲辛醇和煤 油。更优选地,四元萃取剂与余液的体积比为1:3,萃取时间8分钟。
[0051] 特别地,步骤S300还包括步骤S310 :将步骤S300得到的阴离子交换树脂用碱性 溶液淋洗得到u、Zr的富集物。
[0052] 优选地,所述碱性溶液为碳酸钠溶液。优选地,碳酸钠溶液的浓度为1〜2mol/L, 碳酸钠溶液解析所述阴离子交换树脂。
[0053] 特别地,步骤S300萃取之后得到水相,所述水相可继续用于溶解步骤S200得到的 含钪沉淀物,其他步骤相同,有利于节约资源和得到含有高浓度钪的水相。
[0054] 特别地,步骤S300萃取之后得到的水相也可调pH值至5. 0〜5. 5,得到铁、铝富集 物。优选地,调pH值至5. 0〜5. 5采用的溶液为NaOH溶液、浓氨水或Na2CO3溶液的一种或 几种。
[0055] S400 :将步骤300得到的有机相经过双氧水和硫酸的混合溶液洗涤除杂,再经过 硫酸洗涤除杂,得到洗涤后的有机相。
[0056] 优选地,硫酸的浓度为2〜5mol/L,混合溶液中硫酸与双氧水体积比为0. 75〜 0. 95:0. 05〜0. 25。有机相与混合溶液的体积比为1〜2:0. 05〜0. 25。
[0057] 双氧水的质量分数为27. 5%〜30%,优选为27. 5%。有机相用硫酸和双氧水洗涤 目的是除去残留的少量的Ti,再用硫酸洗涤目的是除去有机相中的Th。洗涤后得到的硫酸 钍溶液用NaOH沉淀后,进行集中处理。
[0058] 优选地,洗涤的硫酸浓度为2〜5mol/L,有机相与硫酸的体积比为1〜3:1。
[0059] 硫酸洗涤时间1〜10分钟,洗涤级数为5〜15级。优选地,硫酸浓度为3mol/L。 有机相与硫酸的体积比为1:1,洗涤时间8分钟,洗涤为10级逆流萃取。
[0060] S500 :将洗涤后的有机相用碱性溶液反萃得到反萃沉淀物。
[0061] 优选地,所述碱性溶液为氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液浓度为2〜4mol/L。优选 地,有机相与氢氧化钠溶液的体积比为1〜3:1。
[0062] 优选地,NaOH浓度为3mol/L,有机相与氢氧化钠溶液的体积比为1:1。
[0063] S600 :将所述反萃沉淀物用盐酸溶解、过滤得到滤液,滤液依次经过第一萃取剂萃 取保留有机相,经过第二萃取剂萃取保留有机相,经盐酸洗涤保留有机相,经纯水反萃得到 氯化钪溶液,其中,第一萃取剂是体积分数为15%〜40%的N503(N,N-二(1-甲基庚基) 已酰胺)溶液或N235 (三(辛-癸)烷基叔胺)溶液,第二萃取剂是体积分数为5〜40 % 的P350(甲基膦酸二甲庚酯)溶液。
[0064] 溶解采用的盐酸浓度为5〜8mol/L,盐酸与反萃沉淀物的质量比为2〜8:1,溶解 后溶液中游离酸度不小于6mol/L。更优选地,盐酸浓度为6mol/L,液固比为5:1。
[0065] 第一萃取剂与滤液的体积比为1:1〜3,萃取时间1〜15分钟。优选地,第一萃 取剂包括体积比为40:10:50的N503、仲辛醇和煤油。优选地,第一萃取剂包括体积比为 35:15:50的N503、仲辛醇和煤油。优选地,第一萃取剂与滤液的体积比为1:3,萃取时间8 分钟。可以理解,所述煤油可为航空煤油或磺化煤油。
[0066] 第二萃取剂包括体积比为5〜40:60〜95的P350和航空煤油。优选地,第二萃 取剂的体积与第一萃取剂萃取保留的有机相体积比为1:1〜3,萃取时间1〜10分钟。更 优选地,第二萃取剂的体积与第一萃取剂萃取保留的有机相体积比为1:3。可以理解,所述 煤油为航空煤油、磺化煤油或正庚烷均可。
[0067] 第二萃取剂萃取得到的水相经除油后,返回溶解步骤S500得到的沉淀物。
[0068] 洗涤采用的盐酸浓度为2〜3mol/L,第二萃取剂萃取得到的有机相与盐酸体积比 为1〜3:1。优选地,盐酸浓度为3mol/L,第二萃取剂萃取得到的有机相与盐酸体积比为 1:1,洗涤混合时间3〜10分钟。
[0069] 经盐酸洗涤后的有机相与纯水体积比为1〜3:1。纯水反萃选用一级纯水、二级或 更高等级的超纯水,混合时间3〜8分钟。优选地,盐酸浓度为1〜2mol/L,混合时间3〜 8分钟。
[0070] S700 :将所述氯化钪溶液用草酸沉淀,得到草酸钪沉淀,灼烧,得到氧化钪。
[0071] 优选地,所述草酸的用量为溶液中钪含量对应草酸当量的I. 1〜1. 5倍,于 650°C〜800°C灼烧1〜4小时。更优选地,所述草酸的用量为溶液中钪含量对应草酸当量 的1. 2倍。特别地,所述草酸经过阳离子交换除杂精制得到。
[0072] 本发明首先用水和稀酸浸取钛渣氯化废盐,然后用氢氧化钠溶液调节pH值得到 含钪沉淀物,酸溶解、离子交换、萃取得到有机相达到初步富集钪的目的;然后采用洗涤除 杂,用碱反萃得到反萃沉淀物;再经过酸溶解、萃取、洗涤和纯水反萃得到氯化钪溶液;最 后通过草酸沉淀和煅烧即得到纯度为99. 99%的氧化钪。本发明生产的产品质量高,步骤简 单,工艺衔接合理,合理地利用了钛渣氯化废弃物中的钪资源,具有良好的经济效益和社会 效益。
[0073] 下面通过实施例对本发明的具体实施方式作进一步的说明,但并不因此将本发明 的保护范围限制在实施例之中。
[0074] 实施例1
[0075] 取IOKg钛渣氯化废盐,按照水与钛渣氯化废盐的质量比L:S = 3:1加入水,不加 搅拌下放置浸出40小时,过滤得到第一滤液和第一滤渣;用按照盐酸溶液与第一滤渣的质 量比L:S = 3:1加入lmol/L的稀盐酸到第一滤渣中,搅拌浸出3h后过滤得到第二滤液和 第二滤渣,合并第一滤液及第二滤液得到浸出液。
[0076] 将浸出液用4mol/L氢氧化钠溶液调节pH值至5. 42,加热至85°C以上,产生沉淀, 过滤,得到含钪沉淀物2400g (未烘干)以及32. 5L滤液,经ICP-AES分析含钪量,浸出率达 到95. 98 %。滤液趁热用4mol/L氢氧化钠溶液继续调pH值至7. 42,过滤得到滤液和沉淀 物,经ICP-AES分析沉淀物中含REO、Mn和Fe2+量。滤液用碳酸钠处理,碳酸钠用量为溶液 中Ca、Mg和Mn离子总量理论值对应当量的1. 4倍,得到钙镁碳酸盐沉淀和氯化钠滤液。
[0077] 将含钪沉淀物加入3mol/L的硫酸溶解,硫酸与含钪沉淀物的质量比(溶解液固质 量比)为5:1。再流经装有100ml D314树脂的玻璃交换柱,流速8cm/min,余液用体积比为 30:20:10:40的P204、TBP、仲辛醇和煤油的四元混合萃取剂萃取,萃取时间8min,四元萃取 剂与余液的体积比(萃取相比)为1:2,得到水相和有机相。D314树脂用2mol/L的碳酸钠 溶液淋洗。水相调pH值至5. 5。
[0078] 有机相经过双氧水和硫酸的混合溶液洗涤除杂,双氧水和硫酸的混合溶液中硫酸 与双氧水体积比为〇. 15:0. 85,有机相与混合溶液的体积比为1:0. 11。用2mol/L的硫酸溶 液洗钍,有机相与硫酸的体积比为2:1,逆流洗涤10次,硫酸钍溶液用氢氧化钠进行沉淀后 进行集中处理。
[0079] 将洗涤后的有机相用加热至75°C的3mol/L的NaOH溶液反萃得到反萃沉淀物,有 机相与氢氧化钠溶液的体积比为3:1,逆流萃取三次。
[0080] 反萃沉淀物用7mol/L盐酸溶解,盐酸与反萃沉淀物的质量比为3:1,过滤得到滤 液,所述滤液先经过第一萃取剂萃取,第一萃取剂包括体积比为30:70的N503和煤油,第一 萃取剂与滤液的体积比为1:1。再经过第二萃取剂萃取,第二萃取剂包括体积比为40:60的 P350和航空煤油,第二萃取剂与第一萃取剂萃取保留的有机相体积比为1:1。2mol/L盐酸 洗涤3次,第二萃取剂萃取得到的有机相与盐酸体积比为2:1,再经过二级纯水反萃,经盐 酸洗涤后的有机相与纯水体积比为1: 1,得到氯化钪溶液。
[0081] 氯化钪溶液用精制草酸沉淀得到草酸钪沉淀物,草酸的用量为溶液中钪含量对应 草酸当量的1. 5倍,于800°C灼烧I. 5h,得到产物2. 6852g。
[0082] 经ICP-AES法和草酸沉淀重量法分析,产物中氧化钪含量99. 87 %,其中 ThO. 001%,U0. 0005%,氧化钪相对纯度 99. 99%。
[0083] 钪的直收率83. 61%。对萃余液和草酸沉淀母液中钪进行回收,钪的总收率为 90.85%。其中,
[0084] 钪的直收率=一次产出所得氧化钪质量/所用废盐中氧化钪总量;
[0085] 钪总收率=各段钪的回收率相乘之积=钪的浸出率*粗钪段钪的回收率*精制段 钪的回收率;
[0086] 其中,浸出段:钪的浸出率=浸出液中氧化钪质量/废盐中的氧化钪质量。
[0087] 粗钪段:钪的回收率=氢氧化钠反萃物中氧化钪总量/进入沉淀前的浸出液中氧 化钪量;
[0088] 精制段:钪的回收率=(灼烧后所得氧化钪总量+草酸沉淀母液中回收的氧化钪 量+返回的萃余液中的氧化钪量)/溶解的粗钪总量。
[0089] 实施例2〜6
[0090] 方法同实施例1,均取IOKg钛渣氯化废盐,具体参数和结果见表2 :
[0091] 表 2
[0092]
Figure CN104498723AD00091
[0093]
Figure CN104498723AD00101
[0094]
Figure CN104498723AD00111
[0095] 从表2可知,本发明利用分步沉淀法对钛渣氯化废盐中各成分进行分组,将REO、 Mn、Fe2+、Ca和Mg沉淀,减少钪萃取的分离成本;采用弱碱性阴离子交换吸附分离U和Zr, 减少解析时碱的浓度,同时减少后续Sc、Th和U萃取分离的压力,缩短U的处理流程减少了 污染;采用酸性磷类萃取剂P204和TBP的混合萃取剂对Sc、Th、U以及REO的结合能力不 同进行分离,采用双氧水和硫酸洗钛以及多级萃取硫酸洗涤钍,Th/Sc可以达到0. 001%, 提高钪的纯度。在同一个萃取体系分离,萃取体系简单,工艺流程衔接顺畅,分离效率高,钪 的损失减少3%以上。本发明生产的产品质量高,氧化钪的质量分数达到99%以上,Th的 质量分数小于〇. 008%,U的质量分数小于0. 0010%,氧化钪的相对纯度达到99. 99%。本 发明步骤简单,工艺流程衔接顺畅,合理地利用了钛渣氯化废弃物中的钪资源,具有良好的 经济效益和社会效益。
[0096] 本发明不但有效地回收了钛渣氯化废盐中的高附加值元素钪,得到高纯氧化钪产 品,又有效地解决了钛渣氯化废盐中的放射性元素钍和铀的分离问题,消除了放射性污染, 同时避免了氟离子和浓硝酸对环境的污染,还对废盐中其他成分也进行了综合回收。本发 明利用分步沉淀法先将微量有价元素与大量廉价元素进行分离,然后将有价元素采用共同 萃取分步洗涤方法有效回收钛渣氯化废盐中的钪以及钙镁等碱土金属,并且回收原料中的 具有放射性污染的钍铀元素,同时不产生二次污染,再采用萃取进一步除杂提纯制成高纯 氧化钪,是一种绿色清洁的回收方法。将废盐的经济价值最大化,同时实现环境污染无害 化,具有较高的经济价值和社会效益。
[0097] 以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式,其描述较为具体和详细,但并 不能因此而理解为对本发明专利范围的限制。应当指出的是,对于本领域的普通技术人员 来说,在不脱离本发明构思的前提下,还可以做出若干变形和改进,这些都属于本发明的保 护范围。因此,本发明专利的保护范围应以所附权利要求为准。

Claims (10)

1. 一种从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,包括以下步骤: S100 :将钛渣氯化废盐于水中和稀酸溶液中依次浸出,得到浸出液; S200 :将所述浸出液调节pH值至4. 95〜5. 58,过滤,得到含钪沉淀物; S300 :将所述含钪沉淀物加入硫酸或盐酸溶解得溶解液,再使用阴离子交换树脂对所 述溶解液进行吸附处理,吸附U和Zr的余液,所述余液用四元萃取剂萃取,得到有机相,其 中,所述四元萃取剂包括体积比为20〜30:6〜20:10〜15:40〜64的P204、TBP、仲辛醇 和煤油; S400 :将步骤300得到的有机相经过双氧水和硫酸的混合溶液洗涤除杂,再经过硫酸 洗涤除杂,得到洗涤后的有机相; S500 :将洗涤后的有机相用碱性溶液反萃得到反萃沉淀物; S600 :将所述反萃沉淀物用盐酸溶解、过滤得到滤液,滤液经过第一萃取剂萃取保留有 机相,经过第二萃取剂萃取保留有机相,经盐酸洗涤保留有机相,经纯水反萃得到氯化钪溶 液,其中,第一萃取剂是体积分数为15 %〜40 %的N503溶液或N235溶液,第二萃取剂是体 积分数为5〜40%的P350溶液; S700 :将所述氯化钪溶液用草酸沉淀,得到草酸钪沉淀,灼烧,得到氧化钪。
2. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S100采用两次浸出,先采用水浸得到第一滤液和第一滤渣,水与钛渣氯化废盐的质量比为 1〜5:1,再采用盐酸溶液浸出所述第一滤渣,得到第二滤液和第二滤渣,盐酸溶液与第一 滤渣的质量比为1〜5:1,合并第一滤液及第二滤液,得到浸出液。
3. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S300中硫酸或盐酸的浓度为1〜3mol/L,硫酸或盐酸与含钪沉淀物的质量比为3〜6:1。
4. 根据权利要求3所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,所述四 元萃取剂包括体积比为30:20:10:40的P204、TBP、仲辛醇和煤油。
5. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S300的阴离子交换树脂为D314大孔径弱碱性阴离子交换树脂或201X7阴离子交换树脂。
6. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S400中硫酸的浓度为2〜5mol/L,混合溶液中硫酸与双氧水体积比为0. 75〜0. 95:0. 05〜 0• 25,双氧水的质量分数为27. 5%〜30%。
7. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S500中所述碱性溶液为氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液浓度为2〜4mol/L。
8. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S600中溶解采用的盐酸浓度为5〜8mol/L〇
9. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,步骤 S600中洗涤采用的盐酸浓度为2〜3mol/L〇
10. 根据权利要求1所述的从钛渣氯化废盐中提取氧化钪的方法,其特征在于,所述草 酸的用量为溶液中钪含量对应草酸当量的1. 1〜1. 5倍,于650°C〜800°C灼烧1〜4小时。
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