CN109022834B - 一种混合稀土矿的焙烧分解方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种混合稀土矿的焙烧分解方法，所述方法为：将混合稀土矿在空气中空白焙烧；将空白焙烧产物与酸液混合后进行浸出，固液分离后，得到浸出液和矿渣；将所得矿渣和碳酸钠混合进行焙烧，用水浸出焙烧产物，固液分离后得到水浸液和水浸渣。本发明通过首先空白焙烧将其中的氟碳铈矿分解，然后在混合稀土碳酸钠焙烧前增加了酸液优浸除钙、钡、氟和磷的步骤，降低了碳酸钠的用量，同时解决了焙烧过程中的结块问题，并且大大降低了生产成本。本发明缩短了工艺流程，降低了能耗，整个工艺流程中无废气排放，废渣中放射性可以达标，同时实现了对稀土、钍、氟和磷进行综合分步回收，具有良好的经济效益和应用前景。

Description

一种混合稀土矿的焙烧分解方法
技术领域
本发明涉及矿石冶炼技术领域，具体涉及一种混合稀土矿的焙烧分解方法，尤其涉及一种混合稀土矿碳酸钠焙烧分解及稀土、钍、氟和磷的回收工艺。
背景技术
稀土素有“工业维生素”之称，目前在石油、化工、冶金、纺织、陶瓷、玻璃、永磁材料等领域都得到了广泛的使用，随着科技的前进和应用领域的不断拓展，稀土的价值越来越大，已成为重要的战略资源。因此，稀土矿的开发利用对各行业有着重要的意义，如何最大限度有效地开采稀土矿并减少开采过程中资源的浪费及污染成为稀土矿开采过程中亟待解决的问题。
目前稀土矿的主要冶炼生产工艺为采用浓硫酸高温焙烧，但是该方法但存在很多不足之处，如铁、磷、钍大部分被“烧死”在渣中，含钍放射性废渣及含氟、硫废气对环境污染严重，有价元素未得到综合利用，造成资源浪费等。此外，酸气腐蚀设备，环保困难，产生的“三废”污染问题随着稀土生产量的加大而日益突出。为了克服上述问题，近年来经过科技工作者的努力，开发出了许多稀土矿冶炼的新方法，例如烧碱法焙烧、浓硫酸低温焙烧和碳酸钠焙烧等。
混合型稀土矿物与纯碱在600℃-700℃下发生反应，分解为稀土氧化物，选择合适的焙烧条件可使稀土矿物分解较完全。与其它焙烧方法相比，碳酸钠焙烧对于后续的稀土萃取分离流程也有着突出的优点：碳酸钠焙烧方法的酸浸液中可以使得占总稀土约一半量的铈以氧化态四价的形式存在便于后续分离；钍不再进入废渣而是进入酸浸液，继而进入萃取分离流程并得以回收；碳酸钠焙烧不会产生废气，F和P可以进入溶液进一步回收，三废对环境的污染最小。然而，稀土精矿的直接碳酸钠焙烧法在焙烧阶段存在一个突出的技术瓶颈就是焙烧过程中的结块问题，而且碳酸钠用量越多越容易结块；另一个问题就是碳酸钠用量多而成本高的问题。
针对上述问题，研究人员从焙烧方式以及焙烧流程设计角度，已经开发了一系列解决碳酸钠焙烧过程中结块问题的方法。例如CN102424912A公开了一种矿粉包埋熔剂制备球团的方法，即首先制备得到熔剂球团；然后进行第二次造球，使矿粉包埋熔剂球团；再进行干燥、焙烧，得到球团，缩短了焙烧时间，减少了能耗，并且解决了球团在焙烧过程中容易粘结的问题。CN104846188A公开了一种防止混合稀土矿结块的焙烧方法，首先将混合稀土矿在空气中直接焙烧，硫酸浸出后再与碳酸钠混合焙烧。该方法第一步氧化焙烧使得其中的氟碳铈矿发生分解反应，然后硫酸浸出，使得其中大部分的氟和稀土得以浸出，在后续的硫酸浸出渣碳酸钠焙烧过程中，结块问题得以解决。
稀土精矿中除含有稀土元素外，还含有大量的非稀土杂质，例如铁、钙、氟、磷、硅及放射性元素钍。包头稀土精矿还含有一定量的萤石(CaF2)、重晶石(BaSO4)以及磷灰石(Ca3(PO4)2)。在碳酸钠焙烧过程中，萤石、重晶石以及磷灰石都会不同程度地消耗碳酸钠：
CaF2+Na2CO3＝CaCO3+2NaF
BaSO4+Na2CO3＝BaCO3+Na2SO4
Ca3(PO4)2+3Na2CO3＝3CaCO3+2Na3PO4
尤其在555℃以上时，萤石CaF2易与碳酸钠形成共熔混合物而导致结块。前期的基础研究工作(Sep.Purif.Technol.，2016，168，161-167)表明，矿物中的Ca或者F的存在都会导致碳酸钠焙烧过程中的结块。加之碳酸钠的用量越多结块越严重，因而如何在碳酸钠焙烧前高效的脱除矿物中的杂质元素，如Ca、Ba、F和P等，同时减少焙烧时碳酸钠的用量，成为有效解决碳酸钠焙烧过程中的结块问题并有效降低成本的新思路。
发明内容
鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种混合稀土矿的焙烧分解方法，利用空白焙烧和酸液优浸除钙、钡、氟、磷相结合的方法，解决了碳酸钠焙烧过程结块的问题，同时降低了生产成本，经济效益显著。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供一种混合稀土矿的焙烧分解方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中空白焙烧；
(2)将步骤(1)得到的焙烧产物与酸液混合后进行浸出，固液分离后，得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠混合进行焙烧，将得到的焙烧产物用水进行浸出，固液分离后得到水浸液和水浸渣。
本发明首先对混合稀土矿进行空白焙烧，使得混合稀土矿中的氟碳铈矿分解，后续碳酸钠焙烧时只有独居石消耗碳酸钠，而氟碳铈矿不再消耗碳酸钠，从而减少了碳酸钠的用量。然后利用酸液浸出的方法除去空白焙烧矿中的Ca、Ba、F和P，后续碳酸钠焙烧过程中由于Ca、Ba、F、P的移除使得碳酸钠的用量进一步降低。由于Ca和F的去除以及碳酸钠的用量的降低，解决了碳酸钠焙烧过程结块的问题，同时降低了生产成本。
本发明对步骤(1)得到的焙烧产物进行浸出时，选用优浸的方法进行，即控制浸出过程酸液量不足，酸浸后只是除去混合稀土矿中部分的Ca、Ba、F和P，而稀土和钍几乎不损失，一方面减少了浸出后固相矿渣中酸液的残留，进而避免了残留的酸液在后续碳酸钠焙烧过程中消耗碳酸钠；另一方面减少稀土和钍的损失。但非仅限于此，本发明同样可以利用过量的酸液浸出混合稀土矿，应根据实际情况进行具体选择。
根据本发明，步骤(1)所述空白焙烧的温度为500-700℃，例如可以是500℃、530℃、550℃、580℃、600℃、630℃、650℃、680℃或700℃，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(1)所述空白焙烧的时间为3-6h，例如可以是3h、3.5h、4h、4.5h、5h、5.5h或6h，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(2)所述焙烧产物与酸液的固液比为(0.2-5)∶1，例如可以是0.2∶1、0.5∶1、0.8∶1、1∶1、2∶1、3∶1、4∶1或5∶1，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
本发明所述固液比的单位为g/mL。
根据本发明，步骤(2)所述酸液为硝酸和/或盐酸。
根据本发明，步骤(2)所述酸液的浓度为5-30wt％，例如可以是5wt％、10wt％、15wt％、20wt％、25wt％或30wt％，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(2)所述浸出的温度为20-80℃，例如可以是20℃、30℃、40℃、50℃、60℃、70℃或80℃，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(3)所述焙烧的温度为500-800℃，例如可以是500℃、550℃、600℃、650℃、700℃、750℃或800℃，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(3)所述焙烧的时间为1-3h，例如可是1h、1.3h、1.5h、1.8h、2h、2.3h、2.5h、2.8h或3h，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(3)所述矿渣和碳酸钠的质量比为(3-15)∶1，例如可以是3∶1、4∶1、5∶1、6∶1、7∶1、8∶1、9∶1、10∶1、11∶1、12∶1、13∶1、14∶1或15∶1，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(3)所述水浸过程焙烧产物和水的固液比为(0.2-5)∶1，例如可以是0.2∶1、0.5∶1、0.8∶1、1∶1、2∶1、3∶1、4∶1或5∶1，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，步骤(3)所述水浸的温度为20-80℃，例如可以是20℃、30℃、40℃、50℃、60℃、70℃或80℃，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
本发明采用本领域常规的方法对步骤(3)得到的水浸液中的F和P进行回收。
本发明对步骤(3)得到的水浸渣进行后续处理，所述方法为：对步骤(3)得到的水浸渣进行后续处理，所述方法为：使用硝酸和/或盐酸对步骤(3)得到的水浸渣进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣，然后使用硫酸或盐酸对所得酸洗渣进行浸出，固液分离后得到酸浸液和酸浸渣。
本发明在对水浸渣进行硫酸或盐酸浸出前，使用硝酸和/或盐酸对水浸渣进行酸洗，目的是脱除水浸渣中残留的Ca、Ba、F、P，有利于减少后续酸浸液中的杂质元素。
根据本发明，所述酸洗过程中，水浸渣和硝酸和/或盐酸的固液比为(0.2-5)∶1，例如可以是0.2∶1、0.5∶1、0.8∶1、1∶1、2∶1、3∶1、4∶1或5∶1，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，所述硝酸和/或盐酸的浓度为5-30wt％，例如可以是5wt％、10wt％、15wt％、20wt％、25wt％或30wt％，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，所述酸洗的温度为20-80℃，例如可以是20℃、30℃、40℃、50℃、60℃、70℃或80℃，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，所述酸洗渣和硫酸或盐酸的固液比为(0.2-5)∶1，例如可以是0.2∶1、0.5∶1、0.8∶1、1∶1、2∶1、3∶1、4∶1或5∶1，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，所述硫酸或盐酸的浓度为3-6mol/L，例如可以是3mol/L、3.5mol/L、4mol/L、4.5mol/L、5mol/L、5.5mol/L或6mol/L，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
根据本发明，所述浸出过程中温度为50-80℃，例如可以是50℃、55℃、60℃、65℃、70℃、75℃或80℃，以及上述数值之间的具体点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。
本发明选择浓度为3-6mol/L的盐酸对酸洗渣进行浸出时，浸出来的稀土铈为三价。
本发明利用本领域公知的方法对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行分离和回收，对此不做特殊限定。
根据本发明，将所得酸浸渣水洗后得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出。
本发明选用本领域常用的方法进行固液分离的操作，例如可以是过滤、抽滤、离心等，但非仅限于此，其他合适的固液分离方法同样适用于本发明。
作为优选的技术方案，本发明所述混合稀土矿的焙烧分解方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中升温至500-700℃空白焙烧3-6h；
(2)按照(0.2-5)∶1的固液比将步骤(1)得到的焙烧产物与浓度为5-30wt％的硝酸和/或盐酸混合后在20-80℃下进行浸出，固液分离后，得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠按照(3-15)∶1的质量比混合，升温至500-800℃焙烧1-3h，然后按照(0.2-5)∶1的固液比将得到的焙烧产物在20-80℃下用水进行浸出，固液分离后得到水浸液和水浸渣；
(4)按照(0.2-5)∶1的固液比使用浓度为5-30wt％的硝酸和/或盐酸对步骤(3)得到的水浸渣在20-80℃下进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣；
(5)利用浓度为3-6mol/L的硫酸或盐酸对步骤(4)酸洗后得到的酸洗渣在50-80℃下进行浸出，固液比为(0.2-5)∶1，固液分离后得到酸浸液和酸浸渣；将所得酸浸渣水洗后得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出，对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行回收。
与现有技术方案相比，本发明至少具有以下有益效果：
(1)本发明通过首先空白焙烧将氟碳铈矿分解，然后在混合稀土碳酸钠焙烧前增加了酸液优浸除Ca、Ba、F和P的步骤，降低了碳酸钠的用量，同时解决了焙烧过程中的结块问题。
(2)本发明可以实现在回收稀土和钍的之前回收F和P，利用硫酸或盐酸对酸洗渣进一步浸出后，通过后续操作可实现铈、钍和三价稀土的萃取分离，进而实现对稀土、钍、氟和磷等元素进行综合分步回收。
(3)本发明缩短了工艺流程，降低了能耗，整个工艺流程中无废气排放，废渣中放射性可以达标，具有良好的经济效益和应用前景。
附图说明
图1是本发明一种具体实施方式提供的工艺流程图；
图2是本发明实施例1碳酸钠焙烧后得到的焙烧产物的实物图；
图3是本发明对比例1碳酸钠焙烧后得到的焙烧产物的实物图。
下面对本发明进一步详细说明。但下述的实例仅仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明的保护范围以权利要求书为准。
具体实施方式
下面结合附图并通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，本发明的典型但非限制性的实施例如下：
本发明在具体实施方式部分选用包头稀土精矿作为混合稀土矿进行处理。
实施例1
本实施例提供了一种混合稀土矿的焙烧分解方法，如图1所示，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中升温至550℃空白焙烧3h；
(2)按照2∶1的固液比将步骤(1)得到的焙烧产物与浓度为25wt％的盐酸混合后在35℃下进行浸出，过滤后得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠按照3∶1的质量比混合，升温至800℃焙烧1.5h，然后按照1∶1的固液比将得到的焙烧产物在40℃下用水进行浸出，过滤后得到水浸液和水浸渣；
(4)按照2∶1的固液比使用浓度为10wt％的盐酸对步骤(3)得到的水浸渣在25℃下进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣，将所得酸洗液和步骤(2)得到的浸出液合并进行处理；
(5)利用浓度为5mol/L的硫酸对步骤(4)酸洗后得到的酸洗渣在75℃下进行浸出，固液比为1∶1，过滤后得到酸浸液和酸浸渣；对所得酸浸渣进行水洗后得到洗酸和废渣，将得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出，对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行回收。
经过检测，本实施例步骤(2)中Ca、Ba、F和P去除率为50％。如图2所示，步骤(3)中碳酸钠焙烧后所得焙烧产物几乎没有结块现象。
实施例2
与实施例1相比，除了将步骤(3)中碳酸钠焙烧的温度调整为650℃外，其他步骤和条件与实施例1完全相同。
实施例3
本实施例提供了一种混合稀土矿的焙烧分解方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中升温至500℃空白焙烧5h；
(2)按照2.5∶1的固液比将步骤(1)得到的焙烧产物与浓度为15wt％的盐酸混合后在50℃下进行浸出，过滤后得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠按照4.5∶1的质量比混合，升温至700℃焙烧1.5h，然后按照3∶1的固液比将得到的焙烧产物在30℃下用水进行浸出，过滤后得到水浸液和水浸渣；
(4)按照2∶1的固液比使用浓度为15wt％的盐酸对步骤(3)得到的水浸渣在25℃下进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣；
(5)利用浓度为3.5mol/L的硫酸对步骤(4)酸洗后得到的酸洗渣在60℃下进行浸出，固液比为2∶1，过滤后得到酸浸液和酸浸渣；对所得酸浸渣进行水洗后得到洗酸和废渣，将得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出，对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行回收。
经过检测，本实施例步骤(2)中Ca、Ba、F和P的去除率仅为30％。
实施例4
与实施例3相比，除了将步骤(3)中碳酸钠焙烧的温度调整为650℃外，其他步骤和条件与实施例1完全相同。
实施例5
本实施例提供了一种混合稀土矿的焙烧分解方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中升温至700℃空白焙烧3h；
(2)按照2∶1的固液比将步骤(1)得到的焙烧产物与浓度为10wt％的硝酸混合后在25℃下进行浸出，过滤后得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠按照8∶1的质量比混合，升温至720℃焙烧2.5h，然后按照0.3∶1的固液比将得到的焙烧产物在50℃下用水进行浸出，过滤后得到水浸液和水浸渣；
(4)按照0.2∶1的固液比使用浓度为5wt％的硝酸对步骤(3)得到的水浸渣在60℃下进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣；
(5)利用浓度为5mol/L的盐酸对步骤(4)酸洗后得到的酸洗渣在55℃下进行浸出，固液比为3.5∶1，过滤后得到酸浸液和酸浸渣；对所得酸浸渣进行水洗后得到洗酸和废渣，将得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出，对所得酸浸液中的钍和三价稀土进行回收。
经过检测，本实施例步骤(2)中Ca、Ba、F和P的去除率仅为25％。
对比例1
(1)将未做任何处理的混合稀土矿和碳酸钠按照3∶1的质量比混合，升温至800℃焙烧1.5h，然后按照1∶1的固液比将得到的焙烧产物在40℃下用水进行浸出，过滤后得到水浸液和水浸渣；
(2)按照2∶1的固液比使用浓度为10wt％的盐酸对步骤(2)得到的水浸渣在60℃下进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣；
(3)利用浓度为5mol/L的硫酸对步骤(3)酸洗后得到的酸洗渣在75℃下进行浸出，固液比为1∶1，过滤后得到酸浸液和酸浸渣；对所得酸浸渣进行水洗后得到洗酸和废渣，将得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出，对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行回收。
如图3所示，步骤(1)中碳酸钠焙烧后所得焙烧产物结块现象严重。
对比例2
与对比例1相比，除了将步骤(1)中碳酸钠焙烧的温度调整为650℃外，其他步骤和条件与对比例1完全相同。
对比例3
与对比例1相比，除了将步骤(1)中混合稀土矿和碳酸钠的质量比调整为4.5∶1外，其他步骤和条件与对比例1完全相同。
对比例4
与对比例1相比，除了将步骤(1)中混合稀土矿和碳酸钠的质量比调整为4.5∶1外，碳酸钠焙烧的温度调整为650℃外，其他步骤和条件与对比例1完全相同。
对比例5
与对比例1相比，除了将步骤(1)中混合稀土矿和碳酸钠的质量比调整为3∶1外，其他步骤和条件与对比例1完全相同。
对比例6
与对比例1相比，除了将步骤(1)中混合稀土矿和碳酸钠的质量比调整为3∶1外，碳酸钠焙烧的温度调整为650℃外，其他步骤和条件与对比例1完全相同。
对比例7
与实施例1相比，除了去掉步骤(2)中利用盐酸浸出空白焙烧产物的操作外，其他条件与实施例1完全相同，即将步骤(1)空白焙烧后的焙烧产物直接和碳酸钠按照6∶1的质量比混合进行焙烧。
测试各实施例以及对比例中铈的氧化率和稀土的浸出率，所得结果如表1所示。
表1
Figure BDA0001773291900000121
注：实施例5中，因为选用盐酸浸出酸洗渣，铈为三价，所以其氧化率不是要考察的参数
以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。
另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。

Claims (19)

1.一种降低碳酸钠用量并避免焙烧过程中结块的混合稀土矿的焙烧分解方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中空白焙烧；
(2)将步骤(1)得到的焙烧产物与酸液混合后进行浸出，所述焙烧产物与酸液的固液比为(0.2-3):1，所述酸液为硝酸和/或盐酸，固液分离后，得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠混合进行焙烧，所述矿渣和碳酸钠的质量比为(6-15):1，将得到的焙烧产物用水进行浸出，固液分离后得到水浸液和水浸渣；
对步骤(3)得到的水浸渣进行后续处理，所述方法为：使用硝酸和/或盐酸对步骤(3)得到的水浸渣进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣，然后使用硫酸对所得酸洗渣进行浸出，固液分离后得到酸浸液和酸浸渣。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述空白焙烧的温度为500-700℃。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述空白焙烧的时间为3-6h。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中将步骤(1)得到的焙烧产物与酸液混合后进行优浸。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述酸液的浓度为5-30wt％。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的温度为20-80℃。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述焙烧的温度为500-800℃。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述焙烧的时间为1-3h。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述水浸过程焙烧产物和水的固液比为(0.2-5):1。
10.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述水浸的温度为20-80℃。
11.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述酸洗过程中，水浸渣和硝酸和/或盐酸的固液比为(0.2-5):1。
12.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述硝酸和/或盐酸的浓度为5-30wt％。
13.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述酸洗的温度为20-80℃。
14.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述酸洗渣和硫酸的固液比为(0.2-5):1。
15.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述硫酸的浓度为3-6mol/L。
16.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述酸洗渣浸出过程中温度为50-80℃。
17.如权利要求1所述的方法，其特征在于，对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行回收。
18.如权利要求1所述的方法，其特征在于，将所得酸浸渣水洗后得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出。
19.如权利要求1-18任一项所述的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合稀土矿在空气中升温至500-700℃空白焙烧3-6h；
(2)按照(0.2-3):1的固液比将步骤(1)得到的焙烧产物与浓度为5-30wt％的硝酸和/或盐酸混合后在20-80℃下进行浸出，固液分离后，得到浸出液和矿渣；
(3)将步骤(2)得到的矿渣和碳酸钠按照(6-15):1的质量比混合，升温至500-800℃焙烧1-3h，然后按照(0.2-5):1的固液比将得到的焙烧产物在20-80℃下用水进行浸出，固液分离后得到水浸液和水浸渣；
(4)按照(0.2-5):1的固液比使用浓度为5-30wt％的硝酸和/或盐酸对步骤(3)得到的水浸渣在20-80℃下进行酸洗，得到酸洗液和酸洗渣；
(5)利用浓度为3-6mol/L的硫酸对步骤(4)酸洗后得到的酸洗渣在50-80℃下进行浸出，固液比为(0.2-5):1，固液分离后得到酸浸液和酸浸渣；将所得酸浸渣水洗后得到的洗酸用于配酸液后返回对酸洗渣进行浸出，对所得酸浸液中的铈、钍以及三价稀土进行回收。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109439890B (zh) * 2018-12-27 2020-06-05 凉山稀土产业技术研究院 一种含硫铁矿氟碳铈矿的焙烧方法
CN113355537A (zh) * 2021-04-14 2021-09-07 中稀(常州)稀土新材料有限公司 一种混合稀土矿新型模糊联动柔性萃取镨钕新工艺
CN113387381A (zh) * 2021-05-10 2021-09-14 江西铜业技术研究院有限公司 一种以重晶石精矿为原料生产工业沉淀硫酸钡的工艺

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102409164A (zh) * 2011-12-02 2012-04-11 中国科学院过程工程研究所 一种混合稀土矿防结块焙烧方法
CN103397213A (zh) * 2013-07-22 2013-11-20 葛新芳 包头稀土矿混合碱焙烧法分解提取稀土方法
CN103540740A (zh) * 2012-07-12 2014-01-29 中国科学院过程工程研究所 一种包头稀土精矿的清洁分离方法
CN104846188A (zh) * 2014-02-13 2015-08-19 中国科学院过程工程研究所 一种防止混合稀土矿结块的焙烧方法
CN104862502A (zh) * 2014-02-20 2015-08-26 中国科学院过程工程研究所 一种氟碳铈矿和独居石混合稀土精矿的清洁冶炼工艺

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102409164A (zh) * 2011-12-02 2012-04-11 中国科学院过程工程研究所 一种混合稀土矿防结块焙烧方法
CN103540740A (zh) * 2012-07-12 2014-01-29 中国科学院过程工程研究所 一种包头稀土精矿的清洁分离方法
CN103397213A (zh) * 2013-07-22 2013-11-20 葛新芳 包头稀土矿混合碱焙烧法分解提取稀土方法
CN104846188A (zh) * 2014-02-13 2015-08-19 中国科学院过程工程研究所 一种防止混合稀土矿结块的焙烧方法
CN104862502A (zh) * 2014-02-20 2015-08-26 中国科学院过程工程研究所 一种氟碳铈矿和独居石混合稀土精矿的清洁冶炼工艺

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