CN109777972A - 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法 - Google Patents

一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109777972A
CN109777972A CN201910192827.XA CN201910192827A CN109777972A CN 109777972 A CN109777972 A CN 109777972A CN 201910192827 A CN201910192827 A CN 201910192827A CN 109777972 A CN109777972 A CN 109777972A
Authority
CN
China
Prior art keywords
scandium
gangue
leaching
titanium
concentrated sulfuric
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
Application number
CN201910192827.XA
Other languages
English (en)
Other versions
CN109777972B (zh
Inventor
谭林平
兰立华
吴建存
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Yunnan Fangyuan Research Institute Of Comprehensive Utilization Of Mineral Resources Regeneration Co Ltd
Original Assignee
Yunnan Fangyuan Research Institute Of Comprehensive Utilization Of Mineral Resources Regeneration Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Yunnan Fangyuan Research Institute Of Comprehensive Utilization Of Mineral Resources Regeneration Co Ltd filed Critical Yunnan Fangyuan Research Institute Of Comprehensive Utilization Of Mineral Resources Regeneration Co Ltd
Priority to CN201910192827.XA priority Critical patent/CN109777972B/zh
Publication of CN109777972A publication Critical patent/CN109777972A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109777972B publication Critical patent/CN109777972B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法。将破碎、细磨至粒度小于200目占98%以上的煤矸石和浓硫酸加入活化反应器中,经充分搅拌活化反应完全,再将活化后的物料送至浸出搅拌槽进行浸出,钪浸出率大于89%,浸出后的矿浆经过滤,得到含钪溶液,经净化除杂、萃取、反萃、洗涤,得到钪的初级富集物,富集物再经酸溶,得到钪的沉淀物,然后将钪沉淀物放置高温炉内进行煅烧,得到钪的氧化物,其纯度≥97%。该工艺具有流程短、设备简单、反应条件温和、钪浸出率高、能耗低、对环境友好等优点。煤矸石中浸出液中的铝、钛、铁经净化除去,可用以生产硫酸铝铵、氧化钛和硫酸亚铁铝铵等产品。

Description

一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法
技术领域
本发明涉及一种稀有金属冶金技术领域,尤其是从煤矸石浓硫酸活化预处理及浸出钪及钪的提炼方法。
背景技术
全球钪储量约为200万吨,中国约占27.5%,居世界第一位。已知的含钪矿物种类多达8000多种,矿物组成复杂,含钪量低,并且以类质同象或吸附状态分布于其它矿物中,富集、分离和提取高纯度钪的过程相当复杂。钪及其化合物具有多种优异性能,广泛应用于国防、电光源、航天、化工、冶金等领域。在钪消耗量逐年递增的情况下,寻求更多含钪物料,且有效从中提取回收钪具有非常大的意义。目前,提钪的方法主要有碱法、酸法、活化分解—浸出方法。
碱法是指使含钪硅酸盐物料与浓氢氧化钠溶液在沸腾下发生分解反应,硅酸盐矿物结构被打开,钪离子与氢氧根离子结合形成沉淀,大量的硅酸钠可溶盐被洗去,实现钪与硅酸盐矿物的分离。此方法虽然钪浸出率高,但试剂用量大,过滤水洗过程中固液分离困难,回收处理难度大,成本高。
酸浸是采用无机酸或混合酸对含钪矿物进行浸出,使其中的钪以无机酸盐形式进入溶液。该方法需要采用高酸度、高温条件,反应时间长,钪浸出率低,成本高,不够经济。
活化分解—浸出是指在含钪矿物中加入适量的活化剂,进行高温焙烧,然后对渣进行浸出,使钪进入溶液。此方法浸出率高,浸出时间缩短,但投资大、污染环境、工作量大,浸出剂用量大的问题。
发明内容
本发明的目的就在于针对上述现有技术不足,提供一种高效、环保的活化预处理—浸出钪的方法。
本发明所述方法具体包括以下步骤:
(1)、将煤矸石破碎、细磨至粒度小于200目占98%;
(2)、将物料加入到活化反应器内,按每吨物料添加其150%浓硫酸用量,搅拌状态下控制温度150~250℃、活化时间2~4h的条件下进行活化反应;
(3)、将活化好的物料送至搅拌浸出罐进行水浸,控制条件液固比4~6:1,温度≥90℃,浸出时间1~2h;
(4)、浸出后的矿浆经过滤后得到含钪溶液;
(5)、将得到的含钪溶液在添加硫酸铝含量的20%的硫酸铵后进行浓缩结晶,得到硫酸铝铵结晶物和结晶余液;
(6)、将结晶余液进行萃取和反萃回收钪,萃余液返回浸出循环富集铝、铁后进行浓缩结晶产出硫酸亚铁铝铵,浓缩余液返回浸出使用,反萃负载有机相得到含钪、钛沉淀混合物;
(7)、将含钪、钛沉淀物在加入10%浓度的草酸溶液中进行溶解洗涤,将钛溶解进入溶液,草酸钪以固相形式留在渣中;
(8)、将草酸钪用5~10%的盐酸洗涤、过滤后在温度为750-800℃条件下进行煅烧,最终产出纯度大于97%以上的氧化钪;
(9)、将溶液的含钛溶液添加碱盐进行沉淀、煅烧产出氧化钛,沉淀后液返回浸出使用;
(10)、步骤6所述的萃取剂为N1923,反萃剂为浓度2mol/l的氨水与5mol/l氢氧化钠混合溶液;
有益效果:煤矸石中的稀有金属钪通过浓硫酸活化浸出使得钪进入到浸出溶液中,浸出率大于86%,实现在环保预处理条件下钪的高效浸出。该工艺技术流程简单,操作方便,对周围环境友好。
附图说明
图1为本发明一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
实施例1
a、煤矸石含钪50g/t、铁6%、铝26%、钛6.4%,将煤矸石破碎至-3mm,用湿式球磨机磨细至粒度小于200目占98%以上;
b、磨细后的煤矸石注入到活化反应器内,加入煤矸石重量150%的浓硫酸,控制温度150℃,均匀搅拌2h;
c、将活化好的煤矸石送至搅拌浸出作业罐按4:1的液固比进行水浸,作业温度90℃,反应时间2h;
d、将浸出结束后的矿浆进行液固分离,得到液相为含钪、铁、铝、钛的溶液,固体为含硅浸出渣,钪的浸出率为87.5%;
e、将含钪、钛、铁、铝的溶液在搅拌作业罐中升温至80℃,添加铝含量20%的硫酸铵搅拌均匀,继续保持作业温度进行蒸发接近饱和至有晶膜出现为止,迅速将溶液冷却至15℃产生结晶物,经过滤得到十二水硫酸铝铵结晶物和结晶余液;
f、将结晶物十二水硫酸铝铵在100℃干燥1h,然后在温度250℃条件下煅烧1h得到产品硫酸铝铵;
g、结晶余液经N1923萃取、洗涤、2mol/l的氨水与5mol/l氢氧化钠混合溶液反萃,得到钪的初级富集物物,钪纯度为70%;
h、萃余液返回浸出循环富集铝、铁后进行浓缩结晶产出硫酸亚铁铝铵,浓缩余液返回浸出使用,反萃负载有机相得到含钪、钛沉淀混合物;
j、将含钪、钛沉淀物在加入10%浓度的草酸溶液中进行溶解洗涤,钛溶解进入溶液,草酸钪以固相形式留在渣中;
k、将草酸钪用20%的盐酸洗涤、过滤后在温度为750℃条件下煅烧1h,最终产出纯度为97.5%的氧化钪;
m、将含钛洗涤溶液添加碱盐调整溶液值PH为2.95进行水解沉淀物在850℃煅烧1h产出纯度为88.6%的氧化钛产品。
实施例2
a、煤矸石含钪45g/t、铁6.8%、铝24.2%、钛7.4%,将煤矸石破碎至-3mm,用湿式球磨机磨细至粒度小于200目占98%以上;
b、磨细后的煤矸石注入到活化反应器内,加入煤矸石重量150%的浓硫酸,控制温度200℃,均匀搅拌2h;
c、将活化好的煤矸石送至搅拌浸出作业罐按4:1的液固比进行水浸,作业温度90℃,反应时间2h;
d、将浸出结束后的矿浆进行液固分离,得到液相为含钪、铁、铝、钛的溶液,固体为含硅浸出渣,钪的浸出率为86.1%;
e、将含钪、钛、铁、铝的溶液在搅拌作业罐中升温至80℃,添加铝含量20%的硫酸铵搅拌均匀,继续保持作业温度进行蒸发接近饱和至有晶膜出现为止,迅速将溶液冷却至15℃产生结晶物,经过滤得到十二水硫酸铝铵结晶物和结晶余液;
f、将结晶物十二水硫酸铝铵在100℃干燥1h,然后在温度250℃条件下煅烧1h得到产品硫酸铝铵;
g、结晶余液经N1923萃取、洗涤、2mol/l的氨水与5mol/l氢氧化钠混合溶液反萃,得到钪的初级富集物物,钪纯度为71.6%;
h、萃余液返回浸出循环富集铝、铁后进行浓缩结晶产出硫酸亚铁铝铵,浓缩余液返回浸出使用,反萃负载有机相得到含钪、钛沉淀混合物;
j、将含钪、钛沉淀物在加入10%浓度的草酸溶液中进行溶解洗涤,钛溶解进入溶液,草酸钪以固相形式留在渣中;
k、将草酸钪用20%的盐酸洗涤、过滤后在温度为750℃条件下煅烧1h,最终产出纯度为97.8%的氧化钪;
m、将含钛洗涤溶液添加碱盐调整溶液值PH为2.95进行水解沉淀物在850℃煅烧1h产出纯度为89.4%的氧化钛产品。
实施例3
a、煤矸石含钪47.6g/t、铁5.2%、铝25.8%、钛5.9%,将煤矸石破碎至-3mm,用湿式球磨机磨细至粒度小于200目占98%以上;
b、磨细后的煤矸石注入到活化反应器内,加入煤矸石重量150%的浓硫酸,控制温度150℃,均匀搅拌2h;
c、将活化好的煤矸石送至搅拌浸出作业罐按4:1的液固比进行水浸,作业温度90℃,反应时间2h;
d、将浸出结束后的矿浆进行液固分离,得到液相为含钪、铁、铝、钛的溶液,固体为含硅浸出渣,钪的浸出率为86.8%,;
e、将含钪、钛、铁、铝的溶液在搅拌作业罐中升温至80℃,添加铝含量20%的硫酸铵搅拌均匀,继续保持作业温度进行蒸发接近饱和至有晶膜出现为止,迅速将溶液冷却至15℃产生结晶物,经过滤得到十二水硫酸铝铵结晶物和结晶余液;
f、将结晶物十二水硫酸铝铵在100℃干燥1h,然后在温度250℃条件下煅烧1h得到产品硫酸铝铵;
g、结晶余液经N1923萃取、洗涤、2mol/l的氨水与5mol/l氢氧化钠混合溶液反萃,得到钪的初级富集物物,钪纯度为70.5%;
h、萃余液返回浸出循环富集铝、铁后进行浓缩结晶产出硫酸亚铁铝铵,浓缩余液返回浸出使用,反萃负载有机相得到含钪、钛沉淀混合物;
j、将含钪、钛沉淀物在加入10%浓度的草酸溶液中进行溶解洗涤,钛溶解进入溶液,草酸钪以固相形式留在渣中;
k、将草酸钪用20%的盐酸洗涤、过滤后在温度为750℃条件下煅烧1h,最终产出纯度为97.2%的氧化钪;
m、将含钛洗涤溶液添加碱盐调整溶液值PH为2.95进行水解沉淀物在850℃煅烧1h产出纯度为87.4%的氧化钛产品。

Claims (4)

1.一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法,特征在于,包括以下顺序和步骤:
(1)、将煤矸石破碎、细磨至粒度小于200目占98%;
(2)、将步骤(1)中破碎好的物料加入到活化反应器内,按每吨物料添加其150%浓硫酸用量,在搅拌状态下控制温度150~250℃、活化时间2~4h;
(3)将活化好的物料送至搅拌浸出罐进行水浸,控制条件液固比,温度≥90℃,浸出时间1~2h;
(4)浸出后的矿浆经过滤后得到含钪溶液;
(5)将含钪浸出液进行净化除杂,脱除溶液中的铝、铁和钛;
(6)将除杂净化后液经萃取、洗涤、反萃得到钪的富集物;
(7)将含钪富集物利用盐酸浓度5~10%进行二次酸溶,液固比3:1,在钪富集物完全溶解情况下,加入草酸沉淀剂,得到草酸钪沉淀物;
(8)将草酸钪沉淀物进行水洗涤、过滤,在温度为750-800℃条件下进行煅烧1h,最终产出氧化钪产品。
2.根据权利要求1所述的以煤矸石为原料分离提纯钛的方法,其特征在于:步骤(3)中所述适宜的液固比为4~6:1。
3.根据权利要求1所述的以煤矸石为原料分离提纯钛的方法,其特征在于:步骤(7)中所述的草酸沉淀剂的加入量为钪富集物质量的80%。
4.根据权利要求1所述的以煤矸石为原料分离提纯钛的方法,其特征在于:步骤(8)中所述氧化钪的纯度≥97%。
CN201910192827.XA 2019-03-14 2019-03-14 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法 Active CN109777972B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910192827.XA CN109777972B (zh) 2019-03-14 2019-03-14 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910192827.XA CN109777972B (zh) 2019-03-14 2019-03-14 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109777972A true CN109777972A (zh) 2019-05-21
CN109777972B CN109777972B (zh) 2022-02-18

Family

ID=66488542

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910192827.XA Active CN109777972B (zh) 2019-03-14 2019-03-14 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109777972B (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113528807A (zh) * 2021-07-29 2021-10-22 中国恩菲工程技术有限公司 明矾石中铝钾钪镓的回收方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102863004A (zh) * 2011-07-05 2013-01-09 北京有色金属研究总院 一种高纯氧化钪的提纯制备方法
WO2016201456A1 (ru) * 2015-06-12 2016-12-15 Государственное Предприятие "Навоийский Горно-Металлургический Комбинат" Способ комплексной переработки черносланцевых руд
US20180282840A1 (en) * 2014-11-05 2018-10-04 Scandium International Mining Corporation Recovery of scandium values through selective precipitation of hematite and basic iron sulfates from acid leachates
CN109136549A (zh) * 2018-09-05 2019-01-04 丁帆 一种从原矿中浸出钪、稀土及稀有元素和稀散元素的方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102863004A (zh) * 2011-07-05 2013-01-09 北京有色金属研究总院 一种高纯氧化钪的提纯制备方法
US20180282840A1 (en) * 2014-11-05 2018-10-04 Scandium International Mining Corporation Recovery of scandium values through selective precipitation of hematite and basic iron sulfates from acid leachates
WO2016201456A1 (ru) * 2015-06-12 2016-12-15 Государственное Предприятие "Навоийский Горно-Металлургический Комбинат" Способ комплексной переработки черносланцевых руд
CN109136549A (zh) * 2018-09-05 2019-01-04 丁帆 一种从原矿中浸出钪、稀土及稀有元素和稀散元素的方法

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113528807A (zh) * 2021-07-29 2021-10-22 中国恩菲工程技术有限公司 明矾石中铝钾钪镓的回收方法
CN113528807B (zh) * 2021-07-29 2022-11-04 中国恩菲工程技术有限公司 明矾石中铝钾钪镓的回收方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN109777972B (zh) 2022-02-18

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102206755B (zh) 一种从钕铁硼废料中分离回收有价元素的方法
CN110885090A (zh) 以锂云母为原料一步法制备电池级碳酸锂的方法
CN103131854B (zh) 利用钛白废酸浸出赤泥综合回收钪和钛的方法
AU2013351773B2 (en) Monazite ballast separation and recovery method
CN114105171B (zh) 一种锂云母资源化综合利用的方法及制备的氢氧化锂
CN102796876B (zh) 利用钛渣氯化废弃物提取氧化钪的方法
CN111842411B (zh) 一种赤泥全资源化利用的方法
CN103773961A (zh) 一种锰钴镍废渣中提取钴和镍的方法
CN104928475B (zh) 一种含稀土的铝硅废料的回收方法
CN102643985B (zh) 一种高铁铝土矿分步酸浸提取有价金属的方法
CN106191437A (zh) 一种含高铝高硅高铁类矿的综合利用方法
CN101058852A (zh) 含镍蛇纹石矿的多段逆流酸浸工艺
CN101555036A (zh) 从高炉渣中提取TiO2及SiO2的方法
CN102312090A (zh) 从含钪矿物中加压浸出提取钪的方法
CN103342375A (zh) 从粉煤灰中回收氧化铝、二氧化硅及其它金属成分的方法
CN109721081B (zh) 一种从富锂粉煤灰碱法母液中提取锂的方法
CN105948084B (zh) 一种以铜尾矿为原料生产一水硫酸镁的方法
CN109022835B (zh) 精准除杂分步沉淀回收无铵稀土母液中稀土的方法
CN105731513B (zh) 用再生磷酸浸取含稀土磷矿制取稀土氧化物的方法
CN102417980B (zh) 一种硫酸和氨联合浸出红土镍矿生产硫酸镍的方法
CN116716480B (zh) 一种高酸浸出结晶沉淀法回收赤泥中多种金属的方法
CN113149075A (zh) 一种从低品位铌矿中制备五氧化二铌的方法
CN109777972A (zh) 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法
CN108893607B (zh) 分步除杂沉淀回收无铵稀土母液中稀土的方法
CN107012342A (zh) 一种提取低品位离子型稀土原矿中稀土元素的方法

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