CN109762998A - 从矿渣中选择性浸出有价元素的方法及装置 - Google Patents

从矿渣中选择性浸出有价元素的方法及装置 Download PDF

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CN109762998A CN201910214090.7A CN201910214090A CN109762998A CN 109762998 A CN109762998 A CN 109762998A CN 201910214090 A CN201910214090 A CN 201910214090A CN 109762998 A CN109762998 A CN 109762998A
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王玮玮
李诺
杜尚超
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Abstract

本发明提供了一种从矿渣中选择性浸出有价元素的方法及装置。该方法包括:使矿渣与第一矿相重构剂的水溶液进行混合,得到重构矿物酸盐;将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行低温焙烧,得到低温焙烧产物;将低温焙烧产物进行中温焙烧,得到中温焙烧产物;及对中温焙烧产物进行洗涤,得到含有有价元素的浸出液。在第一矿相重构剂的作用下,矿渣实现第一次重构;在第二矿相重构剂的作用下进行低温焙烧,使重构矿物酸盐实现第二次重构;经中温焙烧过程,使低温焙烧产物进行第三次重构;经洗涤得到含有有价元素的浸出液。通过三次矿相重构过程能够抑制焙烧过程中有价元素的热解过程,实现选择性浸出有价元素的目的。

Description

从矿渣中选择性浸出有价元素的方法及装置
技术领域
本发明涉及湿法冶金有价元素回收领域,具体而言,涉及一种从矿渣中选择性浸出有价元素的方法及装置。
背景技术
矿渣中有价元素回收的相关发明专利,较少,现有方法主要是采用直接酸浸法提取有价元素,这种方法通常对目标元素的选择性浸出不够强。矿渣中可溶于酸的元素都可或多或少溶于浸出液中,其中,硅元素对固液分离会造成极大地困难。在萃取、洗涤、反萃、提纯等后续环节中,杂质元素硅、铁、钛、铬等无疑将增加有价元素萃取分离难度。
直接矿物酸浸出法酸耗量较高,且酸不可回收,萃余液和浸后渣还需中和处理。此外,浸出液中较高杂质元素导致萃取难度高。硅元素在浸出过程中可能由于硅酸的形成,使固液分离极其困难。因而现有方法对有价元素的提取效果还不够理想。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种从矿渣中选择性浸出有价元素的方法及装置,以解决采用现有的直接酸浸法对矿渣进行浸出时存在有价元素的浸出率较低的问题。
为了实现上述目的,根据本发明一方面提供了一种从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,该方法包括:使矿渣与第一矿相重构剂进行混合,得到重构矿物酸盐,第一矿相重构剂包括酸,有价元素包括钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝中的一种或多种;将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行低温焙烧,得到低温焙烧产物,低温焙烧过程的温度为10~600℃,第二矿相重构剂包括碱金属无机盐和/或铵盐;将低温焙烧产物进行中温焙烧,得到中温焙烧产物,中温焙烧过程的温度为50~800℃;及对中温焙烧产物进行洗涤,得到含有有价元素的浸出液。
进一步地,第一矿相重构剂中酸的浓度为0.5倍分析纯浓度以上,每克矿渣所需的第一矿相重构剂的体积为0.2~1.5mL;优选地,第一矿相重构剂中酸的浓度为0.5倍分析纯浓度以上,每克矿渣所需的第一矿相重构剂体积为0.5~1mL。
进一步地,每克矿渣所需的第二矿相重构剂的重量为0.01~1g;优选地,每克矿渣所需的第二矿相重构剂的重量为0.1~0.5g。
进一步地,第一矿相重构剂中的酸选自HCl、HNO3和H2SO4中的一种或多种;优选地,第二矿相重构剂中的碱金属无机盐选自Na2SO4、K2SO4、NaCl、KCl、NaNO3、KNO3、CaO、CaSO4和CaCl2中的一种或多种;优选地,第二矿相重构剂中的铵盐选自(NH4)2SO4和/或NH4HSO4
进一步地,中温焙烧过程为变温过程,优选地,中温焙烧过程中的变温速率为2~15℃/min。
进一步地,低温焙烧过程的时间为1~240min,中温焙烧过程的时间为10~240min。
进一步地,中温焙烧过程为负压焙烧过程,优选地,焙烧压力为-8MPa~-0.08MPa。
进一步地,低温焙烧过程为变温过程;优选地,低温焙烧过程中的升温速率为0.1~15℃/min。
进一步地,洗涤过程包括:在搅拌作用下,采用洗涤剂对中温焙烧物料依次进行浸出及分离处理的步骤;优选地,洗涤剂为pH 2.5~3.2酸液,每克中温焙烧物料对应的酸液的用量为2~15mL,浸出时间为10~240min,搅拌强度为100~400rpm。
进一步地,洗涤处理过程的温度为15~90℃。
进一步地,上述矿渣选自红土矿、红土镍矿、铌钛钪矿和赤泥中的一种或多种。
本申请另一方面还提供了一种从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,该有价元素包括钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝中的一种或多种,上述装置包括:混料单元、焙烧单元和洗涤单元,混料单元具有矿渣进口、第一矿相重构剂进口、第二矿相重构剂进口和重构矿物酸盐出口,混料单元用于将矿渣在第一矿相重构剂的作用下进行第一次矿相重构以得到重构矿物酸盐,其中第一矿相重构剂进口用于供应酸作为第一矿相重构剂,第二矿相重构剂进口用于供应碱金属无机盐和/或铵盐作为第二矿相重构剂;焙烧单元与重构矿物酸盐出口相连,焙烧单元用于依次对重构矿物酸盐与第二矿相重构剂的混合物进行第一次焙烧和第二次焙烧,第一次焙烧用于使重构矿物酸盐进行第二次矿相重构,第二次焙烧用于使第一次焙烧产生的第一焙烧产物进行第三次矿相重构;洗涤单元与焙烧单元的出口相连,用于对第二次焙烧产生的第二焙烧产物进行洗涤,得到含有有价元素的浸出液。
进一步地,混料单元包括:第一反应装置、第一加料装置、第二加料装置和第三加料装置,第一反应装置具有矿渣进口、第一矿相重构剂进口、第二矿相重构剂进口和重构矿物酸盐出口,第一反应装置用于向第一次矿相重构提供反应场所;第一加料装置与矿渣进口相连,用于提供矿渣;第二加料装置与第一矿相重构剂进口相连,用于提供第一矿相重构剂;以及第三加料装置与第二矿相重构剂进口相连,用于提供第二矿相重构剂。
进一步地,混料单元还包括第一搅拌装置,第一搅拌装置设置在第一反应装置内。
进一步地,焙烧单元包括第二反应装置和第一加热装置,与重构矿物酸盐出口相连,用于向第二次矿相重构和第三次矿相重构提供反应场所;第一加热装置用于对第二反应装置进行加热。
进一步地,第二反应装置用于向第二次矿相重构提供反应场所以产生第一焙烧产物,焙烧单元还包括:第三反应装置和第二加热装置,第三反应装置与第二反应装置相连,用于向第三次矿相重构提供反应场所;第二加热装置用于对第三反应装置进行加热。
进一步地,焙烧单元还包括控压装置,控压装置用于调节第三反应装置内的压力。
进一步地,第三反应装置还具有再生重构剂出口,焙烧单元还包括矿相重构剂回收装置,矿相重构剂回收装置分别与再生重构剂出口和第二矿相重构剂进口相连,用于回收第三反应装置产生的再生重构剂并将其返回至混料单元中作为至少一部分第二矿相重构剂。
进一步地,第三反应装置还具有尾气出口,焙烧单元还包括尾气回收装置,尾气回收装置与尾气出口相连,用于回收第三反应装置产生的尾气。
进一步地,洗涤单元包括:第四反应装置、第二搅拌装置和第四加料装置,第四反应装置与焙烧单元的出口相连,第四反应装置具有洗涤剂进口;第二搅拌装置置于第四反应装置内;以及第四加料装置与洗涤剂进口相连,用于向第四反应装置中提供酸。
进一步地,洗涤单元还包括第三加热装置,第三加热装置用于调节第四反应装置内的温度。
应用本发明的技术方案,矿渣与第一矿相重构剂混合后,转变为对应的重构矿物酸盐的过程,实现第一次矿渣中矿相第一次重构,同时也是为第二次和第三次重构做准备。低温焙烧过程中,使第二矿相重构剂中的碱金属离子或氨根离子进入铁/铝氧四面体或六面和其他酸难转变矿物晶体中,并与之形成复盐,实现第二次重构。接着在中温焙烧过程中,复盐进行热解,复盐热解之后,杂质金属盐再继续热解为对应的氧化物矿相,实现第三次重构过程。最后经洗涤得到含有有价元素的浸出液。在复盐的热解和杂质金属盐热解过程中,吸收大量热量,该过程抑制了其周围钪镍钴元素形成的复盐的热解发生或抑制简单矿物盐(如钪硫酸盐)的继续热解,这使得能够实现有价元素的选择性浸出。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书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示出了根据本发明的一种优选的实施方式提供的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法的工艺流程图;
图2示出了根据本发明的另一种优选的实施方式提供的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法中采用的装置的结构框图。
其中,上述附图包括以下附图标记:
10、混料单元;11、第一反应装置;12、第一加料装置;13、第二加料装置;14、第三加料装置;20、焙烧单元;21、第二反应装置;22、第一加热装置;23、第三反应装置;24、第二加热装置;25、控压装置;26、尾气回收装置;30、洗涤单元;31、第四反应装置;32、第四加料装置;33、第三加热装置。
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发明。
正如背景技术所描述的,采用现有的直接酸浸法对矿渣进行浸出时存在有价元素的浸出率较低的问题。为了解决上述技术问题,本申请提供了一种从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,如图1所示,该方法包括:使矿渣与第一矿相重构剂的水溶液进行混合,得到重构矿物酸盐,第一矿相重构剂包括酸,有价元素包括钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝中的一种或多种;将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行低温焙烧,得到低温焙烧产物,低温焙烧过程的温度为10~600℃,第二矿相重构剂包括碱金属无机盐和/或铵盐;将低温焙烧产物进行中温焙烧,得到中温焙烧产物,中温焙烧过程的温度为50~800℃;及对中温焙烧产物进行洗涤,得到含有有价元素的浸出液。
矿渣与第一矿相重构剂混合后,转变为对应的重构矿物酸盐的过程,实现第一次矿渣中矿相第一次重构,同时也是为后续的重构过程做准备。低温焙烧过程中,使第二矿相重构剂中的碱金属离子或氨根离子进入铁/铝氧四面体或六面和其他酸难转变矿物晶体中,并与之形成复盐(低温焙烧产物),实现第二次重构。接着在中温焙烧过程中,复盐进行热解,复盐热解之后,杂质金属盐再继续热解为对应的氧化物矿相,实现第三次重构过程。最后经洗涤得到含有有价元素的浸出液。在复盐的热解和杂质金属盐热解过程中,吸收大量热量,该过程抑制了其周围钪镍钴元素形成的复盐的热解发生或抑制简单矿物盐(如钪硫酸盐)的继续热解,这使得能够实现有价元素的选择性浸出。
本发明可以选择性浸出矿渣中的有价元素钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝等,另外所用矿相重构剂可回收再利用。浸出液中杂质元素少、酸度低,萃余液易处理,固液分离容易,后续萃取步骤易进行。浸后渣呈中性易处理。
采用上述方法可以处理含有钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝等有价元素的矿渣,优选地,上述矿渣包括但不限于红土矿、红土镍矿、铌钛钪矿和赤泥中的一种或多种。上述赤泥包括但不限于拜耳赤泥和/或拜耳烧结赤泥。
在一种优选的实施例中,第一矿相重构剂中酸的浓度为0.5倍分析纯浓度以上,每克矿渣所需的第一矿相重构剂的体积为0.2~1.5mL。第一矿相重构剂的用量包括但不限于上述范围,将其限定在上述范围内有利于进一步提高第一矿相重构率,进而有利于提高有价元素的浸出率。更优选地,第一矿相重构剂中酸的浓度为0.5倍分析纯浓度以上,每克矿渣所需的第一矿相重构剂的体积为0.5~1mL。
在一种优选的实施例中,每克矿渣所需的第二矿相重构剂的重量为0.01~1g。矿渣与第二矿相重构剂的重量比包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于进一步降低焙烧过程中,元素钪、镍及钴的分解率,进而有利于提高洗涤处理过程中钪、镍及钴的浸出率。优选地,每克矿渣所需的第二矿相重构剂的重量为0.1~0.5g。
采用上述选择性浸出的方法有利于提高矿渣中有价元素的浸出率。在一种优选的实施例中,第一矿相重构剂中的酸包括但不限于HCl、HNO3和H2SO4中的一种或多种。矿渣与酸反应能够使其所含的含钪氧化物、含镍氧化物及含钴氧化物转化为离子,并与酸根离子结合,完成第一次矿相重构过程。
优选地,第二矿相重构剂中的碱金属无机盐包括但不限于Na2SO4、K2SO4、NaCl、KCl、NaNO3、KNO3、CaO、CaSO4和CaCl2中的一种或多种。优选地,第二矿相重构剂中的铵盐包括但不限于(NH4)2SO4和/或NH4HSO4。碱金属和铵盐的种类包括但不限于上述几种,而上述几种碱金属无机盐和铵盐具有良好的水溶性,价格低廉,这有利于降低工艺成本。同时由于碱金属离子和铵根离子具有较小的体积,因而更有利于完成矿相重构过程,提高矿相重构率,进而提高后续洗涤处理过程中有价元素的浸出率。
在一种优选的实施例中,中温焙烧过程的时间为10~240min。中温焙烧过程的时间包括但不限于上述范围,将其限定在上述范围内有利于提高热分解的效率,进而有利于提高洗涤处理过程中有价元素的浸出率。
上述中温焙烧过程可以变温过程,也可以是恒温过程。优选地,当中温焙烧过程为中温变温过程时,变温速率为2~15℃/min。
上述有价元素的回收方法中,中温焙烧过程可以在常压下进行也可以在负压下进行,优选地,上述中温焙烧过程为负压焙烧过程。将中温焙烧过程在负压下进行有利于降低焙烧过程的温度和焙烧时间,从而有利于节约能耗,同时缩短工艺周期。且相同焙烧温度和焙烧时间下,在负压下进行中温焙烧,有利于提高焙烧过程中的分解效率,进而提高后续有价元素的浸出率。优选地,上述中温焙烧过程为负压焙烧过程,其中,焙烧压力为-8MPa~-0.08MPa。将中温焙烧过程在负压下进行有利于降低焙烧过程的温度和焙烧时间,从而有利于节约能耗,同时缩短工艺周期。且相同焙烧温度和焙烧时间下,在负压下进行中温焙烧,有利于提高焙烧过程中的分解效率,进而提高后续有价元素的浸出率。
在一种优选的实施方式中,低温焙烧过程的时间为1~240min。低温焙烧过程的温度包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于提高矿物酸盐向复盐的转化率。
上述低温焙烧过程为变温过程或恒温过程。当低温焙烧过程为变温过程时,优选地,低温焙烧过程中,升温速率为0.1~15℃/min。升温速率包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于使矿物酸盐的转化过程更加温和,且转化过程较为完全。
由于赤泥的成分比较复杂,当矿渣为赤泥时,为了进一步提高有价元素的提取率,在一种优选的实施例中,低温焙烧过程为变温过程,该低温焙烧过程中的升温速率8~12℃/min。升温速率包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于使矿物酸盐的转化过程更加温和,且转化程度更高。在一种优选的实施例中,中温焙烧过程为变温过程,该中温焙烧过程的升/降温速率为0.1~2℃/min。升/降温速率包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于杂质复盐的热解,同时避免了有价元素复盐的热解。
当矿渣为红土矿和/或红土镍矿时,为了进一步提高有价元素的提取率,在一种优选的实施例中,低温焙烧过程为变温过程,该低温焙烧过程中的升温速率2~15℃/min。升温速率包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于使矿物酸盐的转化过程更加温和,且转化程度更高。在一种优选的实施例中,中温焙烧过程为变温过程,该中温焙烧过程的升/降温速率为5~15℃/min。升/降温速率包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于杂质复盐的热解,同时避免了有价元素复盐的热解。
上述洗涤处理过程包括:在搅拌作用下,采用洗涤剂对中温焙烧物料依次进行浸出及分离处理的步骤。采用洗涤剂对中温焙烧物料进行洗涤,能够使有价元素溶入液相中,而其它杂质金属元素(如铁、铬、硅及部分铝、钙等)则进入固渣中,从而实现将有价元素选择性的浸出的目的。
洗涤处理过程中,中温焙烧物料与酸的用量、浸出时间和搅拌强度可以选用本领域常用的参数范围。为了进一步提高有价元素的浸出率,优选地,洗涤剂为pH 2.5~3.2酸液,每克中温焙烧物料对应的酸液的用量为2~15mL,浸出时间为10~240min,搅拌强度为100~400rpm。上述洗涤剂—酸优选为硫酸、盐酸或硝酸等。
在一种优选的实施例中,洗涤处理过程的温度为15~90℃。洗涤处理过程的温度包括但不限于上述范围,而将其限定在上述范围内有利于进一步提高有价元素的浸出率。
本申请提供了一种从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,该有价元素包括钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝中的一种或多种,如图2所示,上述装置包括混料单元10、焙烧单元20和洗涤单元30,混料单元10具有矿渣进口、第一矿相重构剂进口、第二矿相重构剂进口和重构矿物酸盐出口,该混料单元10用于将矿渣在第一矿相重构剂的作用下进行第一次矿相重构以得到重构矿物酸盐,其中第一矿相重构剂进口用于供应酸作为第一矿相重构剂,第二矿相重构剂进口用于供应碱金属无机盐和/或铵盐的水溶液作为第二矿相重构剂;焙烧单元20与重构矿物酸盐出口相连,用于依次对重构矿物酸盐与第二矿相重构剂的混合物进行第一次焙烧和第二次焙烧,第一次焙烧用于使重构矿物酸盐进行第二次矿相重构,第二次焙烧用于使第一次焙烧产生的第一焙烧产物进行第三次矿相重构;洗涤单元30与焙烧单元20的出口相连,用于对第二次焙烧产生的第二焙烧产物进行洗涤,得到含有有价元素的浸出液。
本申请提供的装置中的混料单元10,通过将矿渣与矿相重构剂混合,破坏了有价元素载体矿物的矿相结构,使得矿渣中金属氧化物转变为对应的简单硫酸盐或氯化盐或硝酸盐等重构矿物酸盐,实现矿渣中各金属矿相的第一次重构,同时也为第二次和第三次重构做好了准备。然后重构矿物酸盐和第二矿相重构剂的混合物进入焙烧单元20进行连续两次焙烧,其中低温焙烧过程中,使碱金属离子或氨根离子进入铁/铝氧四面体或六面和其他酸难转变矿物晶体中,并与之形成复盐,实现第二次重构。接着继续进行中温焙烧,使得复盐和杂质金属盐热解,实现矿渣中矿物矿相的第三次重构。杂质金属复盐的热解,矿相中会因气体逸出产生多孔结构,同时,复盐热解吸收大量热量,抑制了周围有价元素的热解的进行。接着焙烧产物进入洗涤单元30,进行洗涤得到含有有价元素的浸出液。因此本申请中的装置,通过上述三次矿相结构,实现了有价元素从矿渣中的高效选择性浸出。
在本申请的一种实施例中,如图2所示,混料单元10包括第一反应装置11、第一加料装置12、第二加料装置13和第三加料装置14。其中,第一反应装置11具有矿渣进口、第一矿相重构剂进口、第二矿相重构剂进口和重构矿物酸盐出口,第一反应装置11用于向第一次矿相重构提供反应场所;第一加料装置12与矿渣进口相连,用于提供矿渣;第二加料装置13与第一矿相重构剂进口相连,用于提供第一矿相重构剂;第三加料装置14与第二矿相重构剂进口相连,用于提供第二矿相重构剂。采用本申请提供的装置处理矿渣时,第一矿相重构剂和第二矿相重构剂的添加顺序并不影响矿渣中的第一次矿相重构,因此也不会影响最终得到的浸出液中有价元素的浸出率,采用上述装置,可以自动调节两种矿相重构剂的添加顺序。
为了使矿渣和第一矿相重构剂充分混匀,以增加第一次矿相重构的完成度,同时与第二矿相重构剂充分混匀,为第二次矿相重构和第三次矿相重构做好准备,在本申请的一种实施例中,上述混料单元10还包括第一搅拌装置,其设置在第一反应装置11内用于搅拌矿渣、第一矿相重构剂和第二矿相重构剂。
为了精简设备,减少厂房空间,缩减工业成本,第二次矿相重构和第三次矿相重构可以在同一个反应装置内进行,在本申请的一种实施例中,如图2所示,焙烧单元20包括第二反应装置21和第一加热装置22,该第二反应装置21与上述重构矿物酸盐出口相连,用于给第二次矿相重构和第三次矿相重构提供场所,第一加热装置22用于对第二反应装置21加热。通过第一加热装置22分别对重构矿物酸盐和第二矿相重构剂的混合物进行低温焙烧和中温焙烧,连续的进行第二次矿相重构和第三次矿相重构。
优选地,第一加热装置22与烟气余热回收装置相连通,以将从烟气中回收的热量作为热源。
为了实现连续生产,缩短连续处理所需的时间,第二次矿相重构和第三次矿相重构也可以在两个反应装置内进行,在本申请的一种实施例中,如图2所示,第一加热装置22用于给第二反应装置21提供低温焙烧,以实现第二次矿相重构,上述焙烧单元20还包括第三反应装置23和第二加热装置24,第三反应装置23与第二反应装置21相连,第二加热装置24用于对第三反应装置23提供中温焙烧,以在第三反应装置23内实现第三次矿相重构。
在本申请的一种实施例中,如图2所示,上述焙烧单元20还包括控压装置25,该装置用于调节第三反应装置23内的压力。第三反应装置23内的中温焙烧过程可以在常压下进行也可以在负压下进行。控压装置25为抽真空装置或喷射装置,调节第三反应装置23内的压力为负压时,这有利于降低焙烧过程的温度和焙烧时间,从而有利于节约能耗,同时缩短工艺周期,同时,在相同焙烧温度和焙烧时间下,在负压下进行中温焙烧,有利于提高焙烧过程中的分解效率,进而提高后续有价元素的浸出率。
为了节约成本,避免浪费资源,同时充分利用工艺过程中添加的物料,在本申请的一种优选的实施例中,第三反应装置23还具有再生重构剂出口,上述焙烧单元20还包括矿相重构剂回收装置,其分别与再生重构剂出口和第二矿相重构剂进口相连,用于回收第三反应装置23产生的再生重构剂并将其返回至混料单元10中作为至少一部分第二矿相重构剂。矿相重构剂中硫酸在热解时产生大量的二氧化硫或三氧化硫,通过矿相重构剂回收装置可以将二氧化硫通过净化→转化→干吸工艺回收硫酸。同理,这类矿相重构剂还包括硫酸氨或硫酸氢氨。在萃取完目标元素后,可以利用矿相重构剂回收装置将矿相重构剂Na2SO4、K2SO4、NaCl、KCl在水溶液中析出回收再利用。
在中温焙烧过程中,复盐的热解过程会产生尾气,为了避免造成空气污染,在本申请的一种实施例中,如图2所示,第三反应装置23还具有尾气出口,上述焙烧单元20还包括尾气回收装置26,该装置与尾气出口相连,用于回收第三反应装置23产生的尾气。
在本申请的一种实施例中,如图2所示,洗涤单元30包括第四反应装置31、第二搅拌装置和第四加料装置32。其中,第四反应装置31与焙烧单元20的出口相连,且具有洗涤剂进口;第二搅拌装置置于第四反应装置31内;第四加料装置32与洗涤剂进口相连,用于向第四反应装置31中提供酸。
上述洗涤单元30中,通过向反应装置中添加洗涤剂,然后对第二焙烧产物进行洗涤,通过搅拌装置促进浸出反应的进行,最终得到具有较高有价元素浸出率的浸出液。
为了进一步缩短工艺周期,同时进一步提高浸出液中有价元素的浸出率,可以控制洗涤过程的温度为15~90℃,在本申请的一种实施例中,如图2所示,洗涤单元30还包括第三加热装置33,用于调节第四反应装置31内的温度。优选地,第三加热装置33为恒温装置,以将洗涤单元30中的温度限定在较为恒定的范围内。
以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述,这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。
一、从红土矿中选择性浸出钪元素的方法
实施例及对比例中使用的红土矿的组成见表1。
表1
元素种类 Ni Fe MgO SiO2 Co Mn Sc,ppm
含量,% 3.5 18 20 40 0.32 1.34 45
实施例1
采用如图1所示的工艺流程回收钪元素,将干红土矿与第一矿相重构剂(硫酸)、水按比例1g:0.6g:0.5mL混匀,得到重构矿物盐。
以重构矿物酸盐与第二矿相重构剂(0.1mol/L Na2SO4溶液)的用量比为1g:1mL,将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行混合,然后以10℃/min从室温升至500℃,并恒温0.5h,以进行第二次重构过程。然后将低温焙烧产物从550℃升至730℃,并在730℃下焙烧2h,以进行第三次重构,得到中温焙烧产物。焙烧完成后随炉冷却至300℃以下,得到中温焙烧产物。
按固液比1g:5mL,且在90℃下,使用pH=2.5的硫酸和盐酸的混酸对上述中温焙烧产物进行酸洗浸出处理,得到含钪浸出液和固渣,其中浸出时间为120min,搅拌强度为200rpm。对上述浸出液进行分析,稀土钪元素的浸出率为92wt%,铁元素的浸出率为2.wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于50wt%,实现了钪元素的高效选择性浸出。
实施例2
采用如图2所示的工艺流程回收钪元素,将红土矿或与第二矿相重构剂按比例1g:0.4mL混合,得到中间产物,其中第二矿相重构剂为Na2SO4和KCl按重量比1:1得到的混合物,且浓度为2mol/L。向上述中间产物中加入第一矿相重构剂,且每克红土矿中加入0.5mL第一矿相重构剂,得到矿相重构产物,其中第一矿相重构剂是18mol/L的硫酸。
以5℃/min的升温速率,从室温升至150℃熟化30min,随后继续升温至500℃,并在500℃下焙烧1h,得到低温焙烧产物。升温过程主要是对红土矿的矿相进行第二次重构。
将低温焙烧产物从500℃升至750℃,并在750℃下焙烧1h,主要是对红土矿矿相进行第三次重构。焙烧完成后随炉冷却至300℃以下,得到中温焙烧产物。
按固液比为1g:5mL,且在70℃下,使用pH=3的硫酸对上述中温焙烧产物进行酸洗浸出处理,得到含钪浸出液和固渣,其中浸出时间为20min,转速强度为200rpm。对上述浸出液进行分析,各浸出率如下表所示,其中钪元素的浸出率为95wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,铬元素的浸出率小于2.5wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率为30wt%,锰元素的浸出率为91wt%,钙元素的浸出率为4wt%,实现了钪元素的高效选择性浸出。
实施例3
与实施例1的区别为:中温焙烧过程的温度为400℃。
稀土钪元素的浸出率为84wt%,铁元素的浸出率为2.20wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于35wt%。
实施例4
与实施例1的区别为:红土矿与第一矿相重构剂的用量比为1g:0.3mL。
稀土钪元素的浸出率为89wt%,铁元素的浸出率为2.30wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于35wt%。
实施例5
与实施例1的区别为:中温焙烧过程的时间为20min。
稀土钪元素的浸出率为87wt%,铁元素的浸出率为2.05wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于35wt%。
实施例6
与实施例1的区别为:酸洗浸出处理过程的温度为20℃。
稀土钪元素的浸出率为89wt%,铁元素的浸出率为2.01wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于35wt%。
对比例1
与实施例1的区别为:将红土矿与硫酸直接进行浸出反应。
稀土钪元素的浸出率为51wt%,铁元素的浸出率为16.10wt%,铬元素的浸出率为26wt%,硅元素的浸出率为6.5wt%,铝元素的浸出率为55wt%。
二、从红土镍矿中选择性浸出钪、镍、钴元素的方法
实施例及对比例中使用的红土镍矿的组成见表2。
表2
实施例7
将红土镍矿与第一矿相重构剂(9mol/L H2SO4)按比例1g:1mL混匀,得到重构矿物酸盐。完成红土镍矿中矿相第一次重构。
以重构矿物酸盐与第二矿相重构剂(0.1mol/L Na2SO4溶液)的用量比为1g:1mL,将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行混合,然后以10℃/min从室温升至450℃,并恒温0.5h,以进行第二次重构过程。然后将低温焙烧产物从450℃升至650℃,并在650℃下焙烧4h,以进行第三次重构,得到中温焙烧产物。焙烧完成后随炉冷却至300℃以下。
在搅拌下,按固液比1g:5mL的比例,将中温焙烧产物与pH=3的硫酸进行洗涤处理浸出处理,处理温度60℃,浸出时间为30min,搅拌强度为300rpm,得到浸出液。对上述浸出液进行分析,钪元素的浸出率为94wt%,镍元素的浸出率为95wt%,钴元素的浸出率为92wt%,铁元素的浸出率为1wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于15wt%,实现了有价元素钪的高效选择性浸出。
实施例8
红土镍矿与第一矿相重构剂按比例1g:0.8mL混匀,得到重构矿酸盐,第一矿相重构剂为分析纯H2SO4与分析纯HCl溶液的混合液,重量比为5:1。
以重构矿物酸盐与第二矿相重构剂(0.1mol/L Na2SO4溶液)的用量比为1g:1mL,将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行混合,并以10℃/min从室温升至450℃,并在450℃下焙烧2h,,以对红土镍矿矿相进行第二次重构,得到低温焙烧产物。
将低温焙烧产物从450℃升高至680℃,并在680℃下焙烧1h,以对红土镍矿矿相进行第三次重构,得到高温焙烧产物,焙烧完成后将高温焙烧产物随炉冷却至300℃以下。
在搅拌下,将高温焙烧产物与pH=3的硫酸按固液比1g:5mL进行洗涤处理浸出处理,处理温度60℃,浸出时间为30min,搅拌强度为300rpm,得到浸出液。对上述浸出液进行分析,钪元素的浸出率为95.wt%,镍元素的浸出率为96wt%,钴元素的浸出率为94wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于15wt%,实现了有价元素钪的高效选择性浸出。
实施例9
与实施例7的区别为:中温焙烧过程的温度为400℃。
钪元素的浸出率为92wt%,镍元素的浸出率为94wt%,钴元素的浸出率为92wt%,铁元素的浸出率为1.90wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于50wt%。
实施例10
与实施例7的区别为:红土镍矿与第一矿相重构剂(9mol/L H2SO4)的用量比为1g:0.3mL。
钪元素的浸出率为88wt%,镍元素的浸出率为90wt%,钴元素的浸出率为87wt%,铁元素的浸出率为2.05wt%,铬元素的浸出率为1wt%,硅元素的浸出率为0.5wt%,铝元素的浸出率小于50wt%。
实施例11
与实施例7的区别为:中温焙烧过程的时间为20min。
钪元素的浸出率为92wt%,镍元素的浸出率为93wt%,钴元素的浸出率为91wt%,铁元素的浸出率为1.85wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于50wt%。
实施例12
与实施例7的区别为:洗涤处理过程的温度为10℃。
钪元素的浸出率为91wt%,镍元素的浸出率为92wt%,钴元素的浸出率为90wt%,铁元素的浸出率为2.10wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于10wt%。
实施例13
与实施例7的区别为:每克红土镍矿所需的第二矿相重构剂的重量为0.005g。
钪元素的浸出率为88wt%,镍元素的浸出率为89wt%,钴元素的浸出率为85wt%,铁元素的浸出率为2.1wt%,铬元素的浸出率小于1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于15wt%。
对比例2
与实施例7的区别为:将红土镍矿与硫酸直接进行浸出反应。
钪元素的浸出率为45wt%,镍元素的浸出率为50wt%,钴元素的浸出率为43wt%,铁元素的浸出率为15.10wt%,铬元素的浸出率40wt%,硅元素的浸出率为5.5wt%,铝元素的浸出率小于50wt%。
三、从赤泥中选择性浸出钪、钇、镧、铯、钕、镝元素的方法
实施例及对比例中采用的拜耳赤泥的组成如下:
拜耳赤泥的组成为:15~34wt%SiO2,10~16wt%Al2O3,16~35wt%Fe2O3,10~32wt%CaO,2~8%Ni2O和2.8wt%Mg。
实施例14
首先在混料装置中将拜耳赤泥与第一矿相重构剂(18M的H2SO4溶液)按比例1g:0.6mL搅拌混匀,完成赤泥的矿相第一次重构,得到重构矿物酸盐。然后将得到的重构矿物酸盐与第二矿相重构剂(0.1M的Na2SO4溶液)按比例1g:1mL混匀后置入焙烧炉中,以10℃/min的升温速率从室温升至600℃,对赤泥中的矿相进行第二次重构。接着在600℃下对物料焙烧240min,在焙烧压力为-5MPa下,对赤泥中的矿相进行第三次重构。焙烧完成后随炉冷却至70℃,在搅拌作用下,将赤泥焙烧产物与硫酸按固液比1g:3mL进行酸洗浸出60min,搅拌强度为300rpm,得到含有有价元素的浸出液。对上述浸出液进行分析,稀土元素钪的浸出率为69wt%,铁元素的浸出率小于0.5wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
实施例15
首先在混料装置中将拜耳赤泥与第二矿相重构剂(0.1M的K2SO4溶液)和第一矿相重构剂(分析纯的H2SO4+HCl溶液的混合液,两者重量比为5:1)分别按比例1g:0.2mL和1g:0.8mL搅拌混匀,完成赤泥中矿相第一次重构,得到重构矿物酸盐和第二矿相重构剂的混合物。然后将重构矿物酸盐和第二矿相重构剂的混合物置入焙烧炉中,以10℃/min的升温速率从室温升至575℃,对赤泥中的矿相进行第二次重构。接着在700℃下对物料焙烧60min,在焙烧压力为-8MPa下,对赤泥中的矿相进行第三次重构。焙烧完成后随炉冷却至90℃,在搅拌作用下,将赤泥焙烧产物与硫酸按固液比1g:5mL进行酸洗浸出反应60min,搅拌强度为300rpm,得到含有有价元素的浸出液。对上述浸出液进行分析,稀土元素钪的浸出率为60wt%,有价元素钇、镧、铯、钕、镝的浸出率大于85wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
实施例16
与实施例14的区别为:第三次矿相重构过程中焙烧温度为800℃,焙烧压力为-0.08MPa。
稀土元素钪的浸出率为72wt%,稀土钇、镧、铯、钕、镝的浸出率大于87wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
实施例17
与实施例14的区别为:赤泥与第一矿相重构剂的比例为1g:1.5mL,赤泥与第二矿相重构剂的比例为1g:0.1mL。
稀土元素钪的浸出率为63wt%,有价元素钇、镧、铯、钕、镝的浸出率大于83wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
实施例18
与实施例14的区别为:赤泥与第一矿相重构剂的比例为1g:2mL,赤泥与第二矿相重构剂的比例为1g:1mL。
稀土元素钪的浸出率为75wt%,有价元素钇、镧、铯、钕、镝的浸出率大于88wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
实施例19
与实施例14的区别为:第三次矿相重构过程中焙烧时间为120min。
稀土元素钪的浸出率为67wt%,有价元素钇、镧、铯、钕、镝的浸出率大于87wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
实施例20
与实施例14的区别为:酸洗过程的温度为15℃。
稀土元素钪的浸出率为66wt%,有价元素钇、镧、铯、钕、镝的浸出率大于86wt%,铁元素的浸出率小于1wt%,钛元素的浸出率小于0.1wt%,硅元素的浸出率小于0.5wt%,铝元素的浸出率小于5wt%。
对比例3
与实施例14的区别为:赤泥不经过三次重构过程,直接与酸进行浸出反应,其中浸出温度为25℃,浸出时间为120min,浸出酸为硫酸。
稀土元素钪的浸出率为40wt%,钇的浸出率为65wt%,镧的浸出率为30wt%,铈的浸出率为20wt%,镝的浸出率为52wt%,铁的浸出率为40wt%,钛浸出率8wt%;硅浸出率7.3wt%;铝浸出率31wt%。
从以上的描述中,可以看出,本发明上述的实施例实现了如下技术效果:
矿渣与第一矿相重构剂混合后,转变为对应的重构矿物酸盐的过程,实现第一次矿渣中矿相第一次重构,同时也是为后续的重构过程做准备。低温焙烧过程中,使第二矿相重构剂中的碱金属离子或氨根离子进入铁/铝氧四面体或六面和其他酸难转变矿物晶体中,并与之形成复盐(低温焙烧产物),实现第二次重构。接着在中温焙烧过程中,复盐进行热解,复盐热解之后,杂质金属盐再继续热解为对应的氧化物矿相,实现第三次重构过程。最后经洗涤得到含有有价元素的浸出液。在复盐的热解和杂质金属盐热解过程中,吸收大量热量,该过程抑制了其周围钪镍钴元素形成的复盐的热解发生或抑制简单矿物盐(如钪硫酸盐)的继续热解,这使得能够实现有价元素的选择性浸出。
以上所述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 (20)

1.一种从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述方法包括:
使所述矿渣与第一矿相重构剂进行混合,得到重构矿物酸盐,所述第一矿相重构剂包括酸,所述有价元素包括钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝中的一种或多种;
将重构矿物酸盐与第二矿相重构剂进行低温焙烧,得到低温焙烧产物,所述低温焙烧过程的温度为10~600℃,所述第二矿相重构剂包括碱金属无机盐和/或铵盐;
将所述低温焙烧产物进行中温焙烧,得到中温焙烧产物,所述中温焙烧过程的温度为50~800℃;及
对所述中温焙烧产物进行洗涤,得到含有有价元素的浸出液。
2.根据权利要求1所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述第一矿相重构剂中所述酸的浓度为0.5倍分析纯浓度以上,每克所述矿渣所需的所述第一矿相重构剂的比例为0.2~1.5mL;
优选地,所述第一矿相重构剂中所述酸的浓度为0.5倍分析纯浓度以上,每克所述矿渣所需的所述第一矿相重构剂的体积为0.5~1mL。
3.根据权利要求1或2所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,每克所述矿渣所需的所述第二矿相重构剂的重量比为0.01~1g;
优选地,每克所述矿渣所需的所述第二矿相重构剂的重量为0.1~0.5g。
4.根据权利要求1所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述第一矿相重构剂中的所述酸选自HCl、HNO3和H2SO4中的一种或多种;
优选地,所述第二矿相重构剂中的所述碱金属无机盐选自Na2SO4、K2SO4、NaCl、KCl、NaNO3、KNO3、CaO、CaSO4和CaCl2中的一种或多种;
优选地,所述第二矿相重构剂中的所述铵盐为(NH4)2SO4和/或NH4HSO4
5.根据权利要求1至4中任一项所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述中温焙烧过程为变温过程,优选地,所述中温焙烧过程中的变温速率为2~15℃/min。
6.根据权利要求1所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述低温焙烧过程的时间为1~240min,所述中温焙烧过程的时间为10~240min。
7.根据权利要求1至6中任一项所述的方法,其特征在于,所述中温焙烧过程为负压焙烧过程,优选地,焙烧压力为-8MPa~-0.08MPa。
8.根据权利要求7所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述低温焙烧过程为变温过程;优选地,所述低温焙烧过程的升温速率为0.1~15℃/min。
9.根据权利要求1所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述洗涤过程包括:在搅拌作用下,采用洗涤剂对所述中温焙烧物料依次进行浸出及分离处理的步骤;
优选地,所述洗涤剂为pH2.5~3.2酸液,每克所述中温焙烧物料对应的所述酸液的用量为2~15mL,浸出时间为10~240min,搅拌强度为100~400rpm;
优选地,所述洗涤过程的温度为15~90℃。
10.根据权利要求9所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的方法,其特征在于,所述矿渣选自红土矿、红土镍矿、铌钛钪矿和赤泥中的一种或多种。
11.一种从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述有价元素包括钪、镍、钴、钇、镧、铯、钕和镝中的一种或多种,所述装置包括:
混料单元(10),所述混料单元(10)具有矿渣进口、第一矿相重构剂进口、第二矿相重构剂进口和重构矿物酸盐出口,所述混料单元(10)用于将矿渣在第一矿相重构剂的作用下进行第一次矿相重构以得到重构矿物酸盐,其中所述第一矿相重构剂进口用于供应酸作为所述第一矿相重构剂,所述第二矿相重构剂进口用于供应碱金属无机盐和/或铵盐作为第二矿相重构剂;
焙烧单元(20),所述焙烧单元(20)与所述重构矿物酸盐出口相连,所述焙烧单元(20)用于依次对所述重构矿物酸盐与所述第二矿相重构剂的混合物进行第一次焙烧和第二次焙烧,所述第一次焙烧用于使所述重构矿物酸盐进行第二次矿相重构,所述第二次焙烧用于使所述第一次焙烧产生的第一焙烧产物进行第三次矿相重构;
洗涤单元(30),所述洗涤单元(30)与所述焙烧单元(20)的出口相连,用于对所述第二次焙烧产生的第二焙烧产物进行洗涤,得到含有所述有价元素的浸出液。
12.根据权利要求11所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述混料单元(10)包括:
第一反应装置(11),所述第一反应装置(11)具有所述矿渣进口、所述第一矿相重构剂进口、所述第二矿相重构剂进口和所述重构矿物酸盐出口,所述第一反应装置(11)用于向所述第一次矿相重构提供反应场所;
第一加料装置(12),所述第一加料装置(12)与所述矿渣进口相连,用于提供所述矿渣;
第二加料装置(13),所述第二加料装置(13)与所述第一矿相重构剂进口相连,用于提供所述第一矿相重构剂;以及
第三加料装置(14),所述第三加料装置(14)与所述第二矿相重构剂进口相连,用于提供所述第二矿相重构剂。
13.根据权利要求12所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述混料单元(10)还包括:
第一搅拌装置,所述第一搅拌装置设置在所述第一反应装置(11)内。
14.根据权利要求12或13所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述焙烧单元(20)包括:
第二反应装置(21),所述第二反应装置(21)与所述重构矿物酸盐出口相连,用于向所述第二次矿相重构和所述第三次矿相重构提供反应场所;
第一加热装置(22),所述第一加热装置(22)用于对所述第二反应装置(21)进行加热。
15.根据权利要求14所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述第二反应装置(21)用于向所述第二次矿相重构提供反应场所以产生所述第一焙烧产物,所述焙烧单元(20)还包括:
第三反应装置(23),所述第三反应装置(23)与所述第二反应装置(21)相连,用于向所述第三次矿相重构提供反应场所;
第二加热装置(24),所述第二加热装置(24)用于对所述第三反应装置(23)进行加热。
16.根据权利要求15所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述焙烧单元(20)还包括:
控压装置(25),所述控压装置(25)用于调节所述第三反应装置(23)内的压力。
17.根据权利要求16所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述第三反应装置(23)还具有再生重构剂出口,所述焙烧单元(20)还包括:
矿相重构剂回收装置,所述矿相重构剂回收装置分别与所述再生重构剂出口和所述第二矿相重构剂进口相连,用于回收所述第三反应装置(23)产生的再生重构剂并将其返回至所述混料单元(10)中作为至少一部分所述第二矿相重构剂。
18.根据权利要求17所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述第三反应装置(23)还具有尾气出口,所述焙烧单元(20)还包括:
尾气回收装置(26),所述尾气回收装置(26)与所述尾气出口相连,用于回收所述第三反应装置(23)产生的尾气。
19.根据权利要求11所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述洗涤单元(30)包括:
第四反应装置(31),所述第四反应装置(31)与所述焙烧单元(20)的出口相连,所述第四反应装置(31)具有洗涤剂进口;
第二搅拌装置,所述第二搅拌装置置于所述第四反应装置(31)内;以及
第四加料装置(32),所述第四加料装置(32)与所述洗涤剂进口相连,用于向所述第四反应装置(31)中提供酸。
20.根据权利要求19所述的从矿渣中选择性浸出有价元素的装置,其特征在于,所述洗涤单元(30)还包括:第三加热装置(33),所述第三加热装置(33)用于调节所述第四反应装置(31)内的温度。
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110331289A (zh) * 2019-07-02 2019-10-15 广西大学 一种从拜耳法赤泥中回收钪和硫酸钠的方法
CN110451547A (zh) * 2019-09-20 2019-11-15 东北大学 一种利用不锈钢冶炼废弃物制备碳酸盐粉体的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106086436A (zh) * 2016-07-28 2016-11-09 北京科技大学 一种从拜耳赤泥中选择性浸出钪和钠的方法
CN109112293A (zh) * 2018-10-26 2019-01-01 广西大学 一种从拜耳法赤泥中选择性富集钪的方法
CN211057194U (zh) * 2019-03-20 2020-07-21 中国恩菲工程技术有限公司 从矿渣中选择性浸出有价元素的装置

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106086436A (zh) * 2016-07-28 2016-11-09 北京科技大学 一种从拜耳赤泥中选择性浸出钪和钠的方法
CN109112293A (zh) * 2018-10-26 2019-01-01 广西大学 一种从拜耳法赤泥中选择性富集钪的方法
CN211057194U (zh) * 2019-03-20 2020-07-21 中国恩菲工程技术有限公司 从矿渣中选择性浸出有价元素的装置

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
舒方霞 等: "硫酸化焙烧-浸出法处理镍红土矿工艺研究", 材料研究与应用, vol. 6, no. 1, pages 69 - 73 *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110331289A (zh) * 2019-07-02 2019-10-15 广西大学 一种从拜耳法赤泥中回收钪和硫酸钠的方法
CN110331289B (zh) * 2019-07-02 2021-01-12 广西大学 一种从拜耳法赤泥中回收钪和硫酸钠的方法
CN110451547A (zh) * 2019-09-20 2019-11-15 东北大学 一种利用不锈钢冶炼废弃物制备碳酸盐粉体的方法

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