CN109097565A - 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 - Google Patents
一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN109097565A CN109097565A CN201810878537.6A CN201810878537A CN109097565A CN 109097565 A CN109097565 A CN 109097565A CN 201810878537 A CN201810878537 A CN 201810878537A CN 109097565 A CN109097565 A CN 109097565A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- rare earth
- leaching agent
- leaching
- ore
- concentration
- 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
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B59/00—Obtaining rare earth metals
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法,将浸取剂和助浸剂配置成浸矿液,用于浸取离子吸附型稀土矿,获得稀土浸出液;控制稀土浸出液中助浸剂的含量,采用钙/镁碱性化合物除杂后,获得纯净的稀土溶液;继续加入钙/镁碱性化合物进行沉淀反应,获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液;氢氧化稀土沉淀物经过焙烧后获得稀土精矿。助浸剂能强化离子吸附型稀土矿中离子相稀土的浸取,提高稀土浸出率;提高除杂过程中铝的去除率,减少稀土损失率;助浸剂与硫酸根进行竞争配位吸附,有效降低了氢氧化稀土中硫酸根含量,同时有利于形成晶型的氢氧化稀土沉淀。本方法可实现离子吸附型稀土矿的高效清洁提取。
Description
技术领域
本发明涉及稀土湿法冶金领域,具体而言,涉及一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取提取稀土的方法。
背景技术
离子型稀土矿是一种新型外生稀土矿物,于1969年首次在我国江西省赣州市被发现。此类矿物广泛分布于我国南方的江西、广东、广西等省份,其稀土配分齐全,放射性低,且富含中重稀土元素,是我国宝贵的战略矿产资源。离子型稀土矿的开发利用可以解决独居石、氟碳铈矿、混合型稀土矿等几乎只产轻稀土而缺乏中重稀土的问题。一般情况下,离子吸附型稀土矿中全相稀土品位一般为0.05%-0.3%,其中60%-95%的稀土元素是以离子相存在,离子相稀土以稀土水合离子或羟基水合离子的形态通过静电作用吸附于粘土矿物上,当这些被吸附在粘土矿物上的稀土离子(离子相稀土)遇到化学性质活泼的阳离子(如Na+、Mg2+、Ca2+、NH4 +等)时,能被其交换解吸。目前,离子吸附型稀土矿通常采用硫酸铵浸出,得到的稀土浸出液采用碳酸氢铵除杂、碳酸氢铵或草酸沉淀回收稀土,再经过焙烧,获得稀土含量以REO计为92%以上的混合稀土氧化物精矿。据统计,我国每年生产离子型稀土精矿6万吨左右,在离子型稀土矿开采过程中使用大量的硫酸铵和碳酸氢铵,产生了大量的氨氮废水,造成矿区水系氨氮严重超标,水体富营养化,对生态安全造成了极大的威胁。
为了解决离子吸附型稀土矿提取过程中的氨氮问题,就浸取剂方面开发了新型无氨的浸取剂如硫酸镁、硫酸钾、复合无氨浸取剂等,同时也研究了很多助浸剂如富里酸、EDTA等来减小硫酸铵浸取剂的用量,其中硫酸镁浸取剂已经得到了一些应用,但是其浸出率较硫酸铵浸取剂低,造成稀土资源的浪费。而就除杂剂和沉淀剂方面,氧化镁、氧化钙、氢氧化钠、碳酸钠、碳酸氢钠等物质都可以实现无氨除杂和沉淀。但是钠盐价格昂贵且钠盐易造成土壤盐碱化,对环境的影响大。而钙镁碱性化合物成本低,且钙镁离子的引入可以与硫酸镁浸取过程相衔接,实现整个过程的无氨化;而且钙镁离子能补充南方土壤中缺乏的钙镁营养元素,对环境的影响小,因此目前钙镁碱性化合物作为除杂剂和沉淀剂的研究较为广泛。然而,采用钙镁碱性化合物调节pH除杂时,由于稀土和铝的分离系数不高,在去除铝铁的同时,稀土也有较大的损失,为此除杂时pH只能调节到5.2-5.4,使得铝的去除率达到98%左右,而此时稀土损失率达到8%左右,造成稀土资源的浪费。当然这种稀土损失率高的现象不仅仅存在于钙镁碱性化合物的除杂过程,也存在于碳酸氢铵、碳酸钠、碳酸氢钠等化合物的除杂过程。而在沉淀过程中,钙镁碱性沉淀剂沉淀法获得的氢氧化稀土容易成胶态,过滤性能差,影响生产效率的同时还容易吸附杂质离子。其次稀土沉淀母液中的硫酸根能与稀土形成碱式硫酸稀土,配位沉淀的硫酸根不能采用水洗的方法去除,焙烧后影响稀土精矿的纯度。
综上所述,如何提供一种离子吸附型稀土矿高效清洁提取稀土的方法,以降低甚至革除氨氮污染、解决稀土浸出率低、除杂过程稀土损失高以及沉淀过程中硫酸根引入到沉淀产物造成稀土精矿纯度不合格的问题,已经成为目前亟待解决的技术问题。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法,以提高稀土回收率,降低甚至革除氨氮污染,减小生产成本,获得纯度合格的稀土产品。
为了实现上述目的,提供一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法,包括以下步骤:
(1)浸矿:以离子吸附型稀土矿为原料,将浸取剂和助浸剂混合配置成浸矿液;采用所述浸矿液浸取离子吸附型稀土矿,得到稀土浸出液,所述助浸剂为抗坏血酸或其盐、丁二酸或其盐中的至少一种;
(2)调节:检测稀土浸出液中稀土浓度为X mol/L,稀土浸出液中助浸剂的浓度为Ymol/L,调节Y/X=90%-130%;
(3)除杂:采用钙/镁碱性化合物调节稀土浸出液的pH值为5.5-6.5,除去铁、铝杂质,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液和除杂渣;除杂过程铝的去除率高于99wt.%,而稀土损失率小于3wt.%;
(4)沉淀灼烧:往稀土溶液中加入钙/镁碱性化合物进行沉淀反应,控制沉淀终点pH为9.0-10.7,稀土沉淀率达99%以上;过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,氢氧化稀土沉淀物经过400-500℃焙烧后获得含硫量小于2wt.%的稀土精矿,以SO3计。
进一步地,所述步骤(1)中浸取剂的浓度为0.10-0.30mol/L,助浸剂的浓度为0.001-0.01mol/L。
进一步地,所述步骤(1)中浸取剂为硫酸镁或主体为硫酸镁的混合物。
进一步地,所述步骤(2)中Y/X=105%-120%。
进一步地,所述步骤(3)和步骤(4)中的钙/镁碱性化合物为氧化钙、氢氧化钙、氧化镁、氢氧化镁中的至少一种。
进一步地,所述步骤(3)和步骤(4)中的钙/镁碱性化合物为氧化钙、氢氧化钙中的至少一种。
进一步地,所述步骤(4)中,当Y/X小于100%时,控制沉淀终点pH为9.0-9.5,当Y/X大于100%时,控制pH为9.5+(Y/X-100%)*1~9.5+(Y/X-100%)*4。
进一步地,所述步骤(4)的沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
进一步地,所述助浸剂为抗坏血酸或其盐的至少一种。
本发明将浸取剂和助浸剂混合配置成浸矿液,采用所述浸矿液浸取离子吸附型稀土矿,得到稀土浸出液;控制稀土浸出液中助浸剂的含量,采用钙/镁碱性化合物调节稀土浸出液的pH值除去铝杂质,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液和除杂渣;然后往稀土溶液中加入钙/镁碱性化合物进行沉淀反应,根据溶液中稀土和助浸剂浓度调整沉淀终点pH,获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液;氢氧化稀土沉淀物经过焙烧后获得稀土精矿。在浸取过程,助浸剂能强化离子吸附型稀土矿中离子相稀土的浸取,稀土浸出率能提高5%左右;在除杂过程,助浸剂与稀土形成配合物,通过调节pH,可使铝的去除率高于99wt.%,而稀土损失率小于3wt.%。此外,在沉淀过程中,助浸剂与硫酸根进行竞争配位吸附,使硫酸根不配位进入到氢氧化稀土沉淀物中,有效降低了氢氧化稀土沉淀物中硫酸根含量,提高了稀土精矿的品位;同时助浸剂与稀土配位后使稀土离子缓慢释放,形成类均相沉淀体系,有利于形成晶型的氢氧化稀土沉淀。该方法可提高稀土回收率,降低甚至革除氨氮污染,减小生产成本,获得纯度合格的稀土产品,有效实现了离子吸附型稀土矿的高效清洁提取。
具体实施方式
需要说明的是,在不冲突的情况下,本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本申请。
目前采用硫酸铵浸取-碳酸氢铵除杂沉淀工艺对离子吸附型稀土矿进行提取,存在氨氮污染、稀土回收率低等问题,为了解决这一问题,稀土工作者提出硫酸镁-钙镁碱性化合物提取离子吸附型稀土矿中稀土的新技术,但是该技术由于存在稀土浸出率低、除杂过程稀土损失高、稀土精矿中含硫量高等问题。
本发明提供了一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法,包括以下步骤:
(1)浸矿:以离子吸附型稀土矿为原料,将浸取剂和助浸剂混合配置成浸矿液;采用所述浸矿液浸取离子吸附型稀土矿,得到稀土浸出液,所述助浸剂为抗坏血酸或其盐、丁二酸或其盐中的至少一种;
浸矿液中浸取剂为硫酸镁或主体为硫酸镁的混合物,主体为硫酸镁的混合物中硫酸镁的摩尔量与所有混合物总量的比值应大于50%,而其他化合物包括硫酸铵、氯化铵、氯化钙、氯化镁、硫酸钾、硫酸亚铁中的一种或几种,其总浓度为0.10-0.30mol/L。浸取剂以单独硫酸镁或者硫酸镁为主体,能降低甚至革除浸取过程氨氮污染,同时补充南方土壤缺乏的镁元素。更为重要的是与后续除杂和沉淀相衔接。浸矿液中助浸剂为抗坏血酸或其盐、丁二酸或其盐中的至少一种。抗坏血酸、丁二酸、苹果酸、富里酸、乙酰丙酮、乳酸、乙酸、三乙醇胺、磺基水杨酸、羟基乙酸、丙二酸、水溶的氨基酸、水溶的羧酸盐及水溶的表面活性剂度能与稀土配合,在浸取作用起到强化离子相稀土浸出的作用。但是选择助浸剂时需要考虑助浸剂—稀土、助浸剂—铝、氢氧根—稀土和氢氧根—铝形成的配合物稳定性的差异。在一定除杂pH值下,所选的助浸剂—稀土配合稳定性要大于助浸剂—铝的配合稳定性,同时助浸剂—铝的配合稳定性要小于氢氧根—铝配合稳定性,只有如此才能实现除杂过程中铝和稀土的有效分离。同时在一定沉淀pH下,助浸剂—稀土配合稳定性要小于氢氧根-稀土的配合稳定性,同时要大于硫酸根—稀土的配合稳定性;此时才能实现沉淀过程中稀土与硫酸根的分离以及稀土的有效富集。比如三乙醇胺、磺基水杨酸虽然有助浸作用,但是其在pH为5-7的条件下与铝的配位作用更稳定,除杂过程中除铝所需的pH更高甚至不能实现除杂步骤,稀土损失也高。又如EDTA,其强化离子相浸出的效果非常明显,但由于其在pH为9-11的条件下与稀土的配位非常稳定,氢氧根的加入不能使稀土进行富集。再如羟基乙酸,羟基乙酸—稀土配合稳定性与硫酸根—稀土的配合稳定性相当,所以羟基乙酸与硫酸根的竞争配位作用不强,导致仍然有一定量的硫酸根进入到氢氧化稀土沉淀物中,精矿中硫含量高,产品质量不高。综合上述条件,选择的助浸剂为抗坏血酸、丁二酸或其盐中的至少一种;其中抗坏血酸除了能强化离子相浸取外,还能还原胶态相浸出,稀土浸出效果好;同时抗坏血酸与稀土、铝等的配合稳定性差异较大,效果更好,所以优选为抗坏血酸或其盐的至少一种。助浸剂的浓度为0.001-0.01mol/L,考虑到成本问题其浓度不能太高,但应具备较好的助浸效果。
(2)调节:检测稀土浸出液中稀土浓度为X mol/L,稀土浸出液中助浸剂的浓度为Ymol/L,调节Y/X=90%-130%;
调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得助浸剂的浓度与稀土的浓度比值为90%-130%,这个比值下除杂和沉淀的效果较好。在除杂过程中,如果助浸剂浓度太高,助浸剂与铝的配位较多,所需的除杂剂较多,pH在较高的情况下才能实现铝的去除,而此时稀土的沉淀损失也会更多。而助浸剂浓度过低,还有很大部分稀土没有被配位,此时在除铝的同时,稀土也会被大量沉淀损失,并没有很好起到防止稀土沉淀的作用。而对于稀土沉淀过程,不同助浸剂浓度也会严重影响沉淀pH,对竞争配位除硫以及配位均相沉淀都会有重要的影响。当助浸剂含量较高,稀土全部被助浸剂配位,溶液中助浸剂的剩余浓度较高,根据反应的平衡常数,此时采用钙镁碱性化合物沉淀稀土时,所需的pH较高才能实现稀土的完全沉淀,但是达到pH较高的条件所需的钙镁碱性化合物较多,同时会引起稀土溶液中镁的沉淀,造成稀土精矿中镁含量较高。而当稀土溶液中助浸剂的含量较低,一部分稀土不能被配位,在沉淀过程中这部分未配位的稀土优先被沉淀,容易形成胶态的碱式硫酸稀土,不易过滤且硫含量较高,不能产出合格的稀土精矿。特别的,优选Y/X=105%-120%,此时除杂和沉淀的效果更佳。
(3)除杂:采用钙/镁碱性化合物调节稀土浸出液的pH值为5.5-6.5,除去铝杂质,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液和除杂渣;除杂过程铝的去除率高于99wt.%,而稀土损失率小于3wt.%;
在工业情况下,除杂时调节稀土浸出液pH值为5.4时,铝的去除率就能达到98%左右,而此时稀土的损失达到了8%左右。而在本方法中,在除杂pH下由于助浸剂—稀土的配位稳定性大于助浸剂—铝的配位稳定性,且助浸剂—铝的配位稳定性小于氢氧根—铝的配位稳定性,当稀土浸出液中助浸剂的浓度与稀土的浓度比值为90%-130%时,稀土绝大部分甚至全部被配位,其沉淀pH升高,使稀土不易沉淀损失;而铝处于少量配位甚至不被配位的情况,此时加入钙镁碱性化合物,氢氧根首先与铝结合形成沉淀,考虑到稀土沉淀pH由于助浸剂配位而升高,且同时存在少量助浸剂—铝配位的情况,为了更加完全的除铝,采用钙/镁碱性化合物调节稀土浸出液的pH值为5.5-6.5,此时铝的去除率可高于99wt.%,而稀土损失率小于3wt.%。本步骤中用到的钙/镁碱性化合物为氧化钙、氢氧化钙、氧化镁、氢氧化镁中的至少一种,优选为氧化钙、氢氧化钙中的至少一种。氧化钙、氢氧化钙微溶于水,其pH调节过程更加简便快捷。
(4)沉淀灼烧:往稀土溶液中加入钙/镁碱性化合物进行沉淀反应,控制沉淀终点pH为9.0-10.7,稀土沉淀率达99%以上;过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,氢氧化稀土沉淀物经过400-500℃焙烧后获得含硫量小于2wt.%的稀土精矿,以SO3计。
同样的本步骤中用到的钙/镁碱性化合物为氧化钙、氢氧化钙、氧化镁、氢氧化镁中的至少一种,优选为氧化钙、氢氧化钙中的至少一种。同时沉淀母液可经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。此步骤采用钙镁碱性化合物控制沉淀终点为9.0-10.7,更为具体的当Y/X小于100%时,控制沉淀终点pH为9.0-9.5,当Y/X大于100%时,控制pH为9.5+(Y/X-100%)*1~9.5+(Y/X-100%)*4。在沉淀过程中,助浸剂—稀土的配位作用与氢氧根—稀土的配位作用产生竞争,助浸剂的浓度和氢氧根的浓度都将影响沉淀终点pH。当助浸剂浓度较高时,要使稀土沉淀率达到99%以上所需的沉淀终点pH也升高,它们之间存在如上所述的关系。同时助浸剂的存在,能与稀土进行配位,在沉淀过程中缓慢释放稀土离子,形成类均相沉淀体系,有利于形成晶型的氢氧化稀土沉淀,降低固液分离的时间。更为重要的是,助浸剂与硫酸根进行竞争配位吸附,由于助浸剂与稀土的配位能力较硫酸根强,能使硫酸根不进入到氢氧化稀土沉淀物中,使得氢氧化稀土沉淀物经过400-500℃焙烧后获得含硫量小于2wt.%的稀土精矿,以SO3计。
下面将结合实施例进一步说明本发明提供的一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法。
对比实施例1
采用0.20mol/L的硫酸镁浸取离子吸附型稀土矿,得到浓度为0.004mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为92.2%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.50%,稀土损失率为8.32%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.0,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率99.40%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为9.23wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
对比实施例2
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、EDTA助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为98.9%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为90%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.10%,稀土损失率为2.74%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为10.7,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为12.3%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为1.10wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
对比实施例3
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、三乙醇胺助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为96.2%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为90%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率仅为45.2%,稀土损失率为7.82%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.0,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率为98.2%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为5.87wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
对比实施例4
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、抗坏血酸助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为101.3%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为80%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.2%,稀土损失率为4.20%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.0,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率为99.2%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为2.31wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
对比实施例5
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、抗坏血酸助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为101.3%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为140%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为95.3%,稀土损失率为1.22%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为10.7,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为97.5%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为1.67wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
对比实施例6
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、抗坏血酸助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为101.3%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为90%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.3,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率仅为93.2%,稀土损失率为1.83%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为8.8,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为94.2%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为1.53wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
对比实施例7
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、抗坏血酸助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为101.3%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为90%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为6.6,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.8%,稀土损失率为5.11%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.0,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.5%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为1.68wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
实施例1
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、抗坏血酸助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.005mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为101.3%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为90%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.3%,稀土损失率为2.03%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.0,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.6%。氢氧化稀土沉淀物经过500℃焙烧后获得含硫量为1.73wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
实施例2
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.07mol/L、氯化钙浸取剂浓度为0.03mol/L、丁二酸钠助浸剂浓度为0.01mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.003mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为93.5%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为130%;采用氢氧化镁调节稀土浸出液的pH为6.5,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.4%,稀土损失率为1.11%;往稀土溶液中加入氢氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为10.6,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.7%。氢氧化稀土沉淀物经过400℃焙烧后获得含硫量为1.22wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
实施例3
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.15mol/L、硫酸钾浸取剂浓度为0.10mol/L、丁二酸助浸剂浓度为0.007mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.006mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为99.5%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为105%;采用氧化钙调节稀土浸出液的pH为5.8,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.6%,稀土损失率为1.52%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.6,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.8%。氢氧化稀土沉淀物经过400℃焙烧后获得含硫量为1.42wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
实施例4
配置硫酸镁浸取剂浓度为0.20mol/L、抗坏血酸助浸剂浓度为0.005mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.01mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为101.3%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为120%;采用氧化镁调节稀土浸出液的pH为6.3,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.7%,稀土损失率为1.30%;往稀土溶液中加入氧化镁进行沉淀反应,控制沉淀终点为10.0,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.8%。氢氧化稀土沉淀物经过400℃焙烧后获得含硫量为1.37wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
实施例5
配置浸取剂浓度为0.15mol/L(硫酸镁、氯化镁、氯化铵分别为0.10mol/L、0.03mol/L、0.02mol/L)、丁二酸助浸剂浓度为0.003mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.013mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为98.4%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为100%;采用氧化镁调节稀土浸出液的pH为5.7,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.6%,稀土损失率为2.11%;往稀土溶液中加入氧化钙进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.5,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.8%。氢氧化稀土沉淀物经过450℃焙烧后获得含硫量为1.62wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
实施例6
配置浸取剂浓度为0.30mol/L(硫酸镁、硫酸铵分别为0.25mol/L、0.05mol/L)、抗坏血酸钠助浸剂浓度为0.001mol/L的浸矿液对离子吸附型稀土矿进行浸取,得到浓度为0.002mol/L的稀土浸出液,稀土浸出率为99.6%;调节稀土浸出液中助浸剂的浓度,使得浸出液助浸剂摩尔浓度与稀土摩尔浓度的百分比为115%;采用氢氧化钙和氢氧化镁混合浆液(氢氧化镁和氢氧化钙的摩尔比1:1)调节稀土浸出液的pH为6.1,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液,除杂过程中铝的去除率为99.7%,稀土损失率为1.41%;往稀土溶液中加入氢氧化钙和氢氧化镁混合浆液(氢氧化镁和氢氧化钙的摩尔比1:1)进行沉淀反应,控制沉淀终点为9.8,过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,此时稀土沉淀率仅为99.7%。氢氧化稀土沉淀物经过450℃焙烧后获得含硫量为1.44wt.%(以SO3计)的稀土精矿,沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
Claims (9)
1.一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法,其特征在于,所述方法的具体步骤包括:
(1)浸矿:以离子吸附型稀土矿为原料,将浸取剂和助浸剂混合配置成浸矿液 ;采用所述浸矿液浸取离子吸附型稀土矿,得到稀土浸出液,所述助浸剂为抗坏血酸或其盐、丁二酸或其盐中的至少一种;
(2)调节:检测稀土浸出液中稀土浓度为X mol/L,稀土浸出液中助浸剂的浓度为Ymol/L,调节Y/X=90%-130%;
(3)除杂:采用钙/镁碱性化合物调节稀土浸出液的 pH 值为 5.5-6.5,除去铝杂质,过滤洗涤获得纯净的稀土溶液和除杂渣;除杂过程铝的去除率高于99wt.%,而稀土损失率小于3wt.%;
(4)沉淀灼烧:往稀土溶液中加入钙/镁碱性化合物进行沉淀反应,控制沉淀终点pH为9.0-10.7,稀土沉淀率达99%以上;过滤洗涤获得氢氧化稀土沉淀物和沉淀母液,氢氧化稀土沉淀物经过400-500oC焙烧后获得含硫量小于2wt.%的稀土精矿,以SO3计。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(1)浸矿液中浸取剂的浓度为0.10-0.30 mol/L,助浸剂的浓度为0.001-0.01mol/L。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(1)中浸取剂为硫酸镁或主体为硫酸镁的混合物。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(2)中Y/X=105%-120%。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(3)和步骤(4)中的钙/镁碱性化合物为氧化钙、氢氧化钙、氧化镁、氢氧化镁中的至少一种。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(3)和步骤(4)中的钙/镁碱性化合物为氧化钙、氢氧化钙中的至少一种。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(4)中,当Y/X小于100%时,控制沉淀终点pH为9.0-9.5,当Y/X大于100%时,控制pH为9.5+(Y/X-100%)*1 ~ 9.5+(Y/X-100%)*4。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(4)的沉淀母液经过调配添加浸取剂和助浸剂后可返回循环用于离子吸附型稀土矿的浸取。
9.根据权利要求 1 所述的方法,其特征在于,所述助浸剂为抗坏血酸或其盐的至少一种。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201810878537.6A CN109097565B (zh) | 2018-08-03 | 2018-08-03 | 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201810878537.6A CN109097565B (zh) | 2018-08-03 | 2018-08-03 | 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN109097565A true CN109097565A (zh) | 2018-12-28 |
CN109097565B CN109097565B (zh) | 2019-11-01 |
Family
ID=64848467
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201810878537.6A Active CN109097565B (zh) | 2018-08-03 | 2018-08-03 | 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN109097565B (zh) |
Cited By (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111926180A (zh) * | 2020-08-14 | 2020-11-13 | 南昌大学 | 一种离子吸附型稀土的提取方法 |
CN112359232A (zh) * | 2020-10-14 | 2021-02-12 | 南昌华亮光电有限责任公司 | 一种以氯化钙为浸取剂的离子吸附型稀土提取方法 |
CN112517620A (zh) * | 2020-11-16 | 2021-03-19 | 清华大学 | 一种铵根离子淋洗剂及其应用 |
CN113737029A (zh) * | 2021-08-03 | 2021-12-03 | 龙南市和利稀土冶炼有限公司 | 一种从稀土矿中提取稀土氧化物的方法 |
CN114107659A (zh) * | 2021-11-29 | 2022-03-01 | 江西理工大学 | 一种离子型稀土矿浸出液络合除杂的方法 |
CN114480835A (zh) * | 2022-01-28 | 2022-05-13 | 包头稀土研究院 | 混合稀土精矿的分解方法和组合物的用途 |
CN114606402A (zh) * | 2022-03-31 | 2022-06-10 | 龙岩市稀土开发有限公司 | 一种稀土矿浸出母液连续处理系统及其处理方法 |
CN113355539B (zh) * | 2021-05-24 | 2022-06-21 | 江西应用技术职业学院 | 一种可降低稀土损失的离子吸附型稀土矿回收装置 |
CN114908253A (zh) * | 2022-05-12 | 2022-08-16 | 江西理工大学 | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 |
CN115679131A (zh) * | 2022-11-02 | 2023-02-03 | 中南大学 | 一种通过溶液结构转型从稀土生物浸出液中回收稀土的方法 |
CN114908253B (zh) * | 2022-05-12 | 2024-06-07 | 江西理工大学 | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN105274362A (zh) * | 2015-11-05 | 2016-01-27 | 江西理工大学 | 一种强化-还原浸取离子吸附型稀土矿中稀土的方法 |
WO2016012413A1 (fr) * | 2014-07-21 | 2016-01-28 | Areva Nc | Procede de separation des composants d'un substrat solide comprenant un support a base d'oxyde de terre rare et des particules d'un metal noble, par dissolution selective du support |
CN105803199A (zh) * | 2016-03-29 | 2016-07-27 | 江西理工大学 | 一种氢氧化物沉淀法制备低硫稀土氧化物的方法 |
CN105907959A (zh) * | 2016-05-16 | 2016-08-31 | 龙南县锦易矿业有限公司 | 南方稀土矿无氨开采方法 |
US20170101698A1 (en) * | 2015-10-13 | 2017-04-13 | Carnegie Mellon University, A Pennsylvania Non-Profit Corporation | Functionalized Adsorbents for the Recovery of Rare Earth Elements from Aqueous Media |
-
2018
- 2018-08-03 CN CN201810878537.6A patent/CN109097565B/zh active Active
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
WO2016012413A1 (fr) * | 2014-07-21 | 2016-01-28 | Areva Nc | Procede de separation des composants d'un substrat solide comprenant un support a base d'oxyde de terre rare et des particules d'un metal noble, par dissolution selective du support |
EP3172347B1 (fr) * | 2014-07-21 | 2018-07-18 | Areva Nc | Procede de separation des composants d'un substrat solide comprenant un support a base d'oxyde de terre rare et des particules d'un metal noble, par dissolution selective du support |
US20170101698A1 (en) * | 2015-10-13 | 2017-04-13 | Carnegie Mellon University, A Pennsylvania Non-Profit Corporation | Functionalized Adsorbents for the Recovery of Rare Earth Elements from Aqueous Media |
CN105274362A (zh) * | 2015-11-05 | 2016-01-27 | 江西理工大学 | 一种强化-还原浸取离子吸附型稀土矿中稀土的方法 |
CN105803199A (zh) * | 2016-03-29 | 2016-07-27 | 江西理工大学 | 一种氢氧化物沉淀法制备低硫稀土氧化物的方法 |
CN105907959A (zh) * | 2016-05-16 | 2016-08-31 | 龙南县锦易矿业有限公司 | 南方稀土矿无氨开采方法 |
Cited By (16)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111926180B (zh) * | 2020-08-14 | 2022-02-11 | 南昌大学 | 一种离子吸附型稀土的提取方法 |
CN111926180A (zh) * | 2020-08-14 | 2020-11-13 | 南昌大学 | 一种离子吸附型稀土的提取方法 |
CN112359232A (zh) * | 2020-10-14 | 2021-02-12 | 南昌华亮光电有限责任公司 | 一种以氯化钙为浸取剂的离子吸附型稀土提取方法 |
CN112517620A (zh) * | 2020-11-16 | 2021-03-19 | 清华大学 | 一种铵根离子淋洗剂及其应用 |
CN113355539B (zh) * | 2021-05-24 | 2022-06-21 | 江西应用技术职业学院 | 一种可降低稀土损失的离子吸附型稀土矿回收装置 |
CN113737029A (zh) * | 2021-08-03 | 2021-12-03 | 龙南市和利稀土冶炼有限公司 | 一种从稀土矿中提取稀土氧化物的方法 |
CN114107659A (zh) * | 2021-11-29 | 2022-03-01 | 江西理工大学 | 一种离子型稀土矿浸出液络合除杂的方法 |
CN114107659B (zh) * | 2021-11-29 | 2023-09-12 | 江西理工大学 | 一种离子型稀土矿浸出液络合除杂的方法 |
CN114480835A (zh) * | 2022-01-28 | 2022-05-13 | 包头稀土研究院 | 混合稀土精矿的分解方法和组合物的用途 |
CN114480835B (zh) * | 2022-01-28 | 2023-12-12 | 包头稀土研究院 | 混合稀土精矿的分解方法和组合物的用途 |
CN114606402A (zh) * | 2022-03-31 | 2022-06-10 | 龙岩市稀土开发有限公司 | 一种稀土矿浸出母液连续处理系统及其处理方法 |
CN114606402B (zh) * | 2022-03-31 | 2023-09-01 | 龙岩市稀土开发有限公司 | 一种稀土矿浸出母液连续处理系统及其处理方法 |
CN114908253A (zh) * | 2022-05-12 | 2022-08-16 | 江西理工大学 | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 |
CN114908253B (zh) * | 2022-05-12 | 2024-06-07 | 江西理工大学 | 一种提高浸出选择性的离子吸附型稀土矿分段浸取方法 |
CN115679131A (zh) * | 2022-11-02 | 2023-02-03 | 中南大学 | 一种通过溶液结构转型从稀土生物浸出液中回收稀土的方法 |
CN115679131B (zh) * | 2022-11-02 | 2024-03-01 | 中南大学 | 一种通过溶液结构转型从稀土生物浸出液中回收稀土的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN109097565B (zh) | 2019-11-01 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN109097565B (zh) | 一种从离子吸附型稀土矿中高效清洁提取稀土的方法 | |
CN106282553B (zh) | 稀土矿的冶炼分离方法 | |
CN105132720B (zh) | 一种分步沉淀回收离子吸附型稀土矿浸出液中稀土的方法 | |
CN107190140B (zh) | 一种从离子吸附型稀土矿中回收稀土和铝的方法 | |
CN108707748B (zh) | 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法 | |
CN106967881B (zh) | 一种从风化壳淋积型稀土矿中提取稀土的方法 | |
CN105803199B (zh) | 一种氢氧化物沉淀法制备低硫稀土氧化物的方法 | |
CN106957961B (zh) | 一种从风化壳淋积型稀土矿中回收稀土和铝的方法 | |
US20150240327A1 (en) | Method for Producing a High-purity Nanometer Zinc Oxide from Low-grade Zinc Oxide Ore by Ammonia Decarburization | |
CN110972479B (zh) | 一种两次浸提法生产氧化锌的方法 | |
CN107190156B (zh) | 一种从离子吸附型稀土矿中提取稀土的方法 | |
CN102828034B (zh) | 一种利用低品位氧化锌矿氨法脱碳生产高纯氧化锌的方法 | |
CN107879929A (zh) | 一种稀土草酸沉淀母液的综合利用方法 | |
CN104762473B (zh) | 一种浸出低品位氧化锌矿的方法 | |
CN108977675A (zh) | 一种反加料沉淀-分段焙烧制备低硫含量稀土氧化物的方法 | |
CN108862370A (zh) | 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产纳米氧化锌的方法 | |
CN110896643B (zh) | 利用含锌原矿经锌酸钙合成中间步骤生产含锌复合物或氧化锌的方法 | |
CN109266838A (zh) | 氟碳铈矿及含氟碳铈矿的混合矿的处理方法 | |
CN102863009B (zh) | 一种利用低品位氧化锌矿生产高纯氧化锌的方法 | |
CN108950239A (zh) | 一种利用含锌原矿生产含锌复合物的方法 | |
CN108866331A (zh) | 一种利用含锌原矿在锌氨络合环境下生产氧化锌的方法 | |
CN108588413A (zh) | 一种利用含锌原矿生产纳米氧化锌的方法 | |
CN110255615B (zh) | 一种以砷碱渣为原料制取氧化锑、砷酸盐和纯碱的方法 | |
CN108862369A (zh) | 一种利用电解锌酸法浸出渣生产纳米氧化锌的方法 | |
CN110896633B (zh) | 一种生产锌酸钙的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |