CN109988903A - 一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,包括以下步骤,先将稀土精矿和浓硫酸混合进行预反应;再进行低温焙烧,制得低温焙烧矿;将低温焙烧矿直接进行高温焙烧,制得高温焙烧矿;将高温焙烧矿与H2O混合浸出,制得水浸液和水浸渣;将水浸液中加入MgO中和除钙,制得中和渣和中和液;将中和液中加入碳沉剂,制得碳酸稀土;将碳酸稀土中加入酸溶液,制得酸浸液;将酸浸液中加入氨水,制得铁钍渣和氯化稀土溶液;铁钍渣可以被经济合理的提取,氯化稀土溶液可作为萃取稀土的原料;本发明通过两段浓硫酸焙烧工艺,先将HF、SiF4排出,再将SO2、SO3排出,有利于尾气处理和转型;实现稀土精矿的清洁提取,减少环境污染,稀土浸出率可达>95%。
Description
技术领域
本发明涉及稀土矿分解技术领域,具体地说是一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法。
背景技术
稀土是我国重要的战略资源,稀土资源的开采、冶炼、分离等一直是一项重要的研究课题。稀土精矿分解是使矿物中的主要成分转化为易溶于水或酸的稀土化合物,同时进行某些稀土元素的分离或分组。常见的稀土精矿分为:碳酸盐及氟碳酸盐,如氟碳铈矿、碳锶铈矿等;磷酸盐,如独居石、磷钇矿等;氧化物,如褐钇铌矿、黑稀金矿、易解石等;硅酸盐,如硅铍钇矿、褐帘石、硅钛铈矿等;氟化物,如钇萤石、氟铈矿等。
自20世纪80年代浓硫酸焙烧法已成为冶炼处理稀土精矿的主导工业生产技术,投入使用以来,为我国北方矿稀土产业的发展做出了重要贡献,在此期间进行了两次优化改良,即第一代硫酸法:浓硫酸低温焙烧—水浸—复盐沉淀—碱转型—水洗—盐酸优溶—混合氯化稀土;第二代硫酸法:浓硫酸高温焙烧—水浸—石灰中和除杂—环烷酸萃取转型—混合氯化稀土;第三代硫酸法:浓硫酸高温焙烧—水浸—氧化镁中和除杂—P204萃取分离转型—混合氯化稀土或碳铵沉淀转型—混合碳酸稀土。
内蒙古包头地区的白云鄂博矿区的稀土资源的轻稀土资源居世界第一,多年来一直是我国最为重要的稀土原料供应地。白云鄂博稀土矿物主要由氟碳铈矿和独居石组成,但这两种稀土矿物的冶炼性能差异较大,且矿物之间嵌布关系密切,连生严重,被公认为“难选难冶”矿物。因此,白云混合稀土精矿的冶炼一直采用污染较为严重的浓硫酸焙烧法,该法虽然成功实现了氟碳铈矿和独居石的分解,但仍存在严重的环保问题和资源浪费的问题,其中重要的原因之一是使用的原料杂质含量较高和焙烧温度较高,无法从根本上解决“三废问题”。
如中国专利申请CN105568006A公开了一种浓硫酸清洁冶炼混合稀土精矿的方法,包括以下步骤,对混合稀土精矿用盐酸溶液与强化除杂剂化选富集、化选精矿与浓硫酸混合低温焙烧、焙烧矿水浸、对水浸液进行资源回收、尾气吸收、对化选废水资源回收及循环利用。中国专利申请CN1847419公开了一种分步法硫酸稀土焙烧分解稀土精矿,(1)将稀土精矿和浓硫酸按比例混合;(2)在100-320℃条件下焙烧1-7小时,产生的气体进行水喷啉冷却;(3)固体物料在600-850℃条件下焙烧1-4小时,部分有害气体用80-92%的浓硫酸吸收,吸收后浓硫酸转入步骤(1),部分气体用步骤(2)中冷却水再次冷却,固体物料转入下一工序。上述专利尽管实现了混合稀土精矿的分解,但均存在一定的问题,如环保问题、资源浪费、三废问题等。
近些年,在相关研究人员的不懈努力下,稀土品位为60%的高品位混合稀土精矿被成功大量生产,杂质含量大幅降低,这就为从源头上减少杂质,优化工艺参数等提供了更为有利的条件。
因此,如何提供一种分解高品位混合稀土精矿的方法,以实现混合稀土精矿的清洁提取,减少环境污染,是目前本领域技术人员亟待解决的技术问题。
发明内容
有鉴于此,本申请的目的在于提供一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,以实现混合稀土精矿的清洁提取,减少环境污染。
为了达到上述目的,本申请提供如下技术方案。
一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,包括以下步骤:
101、先将稀土精矿与浓硫酸按一定重量比混合,并置于反应器中进行预反应;
102、步骤101后,置于马弗炉中进行低温焙烧,制得低温焙烧矿和第一尾气;将第一尾气通入布式除尘器中,得到的粉尘直接返回到步骤101中,经除尘得到的二次尾气再经尾气回收装置处理后排放;
103、将步骤102制得的低温焙烧矿直接进行高温焙烧,制得高温焙烧矿和第二尾气;将第二尾气直接经尾气回收装置处理后排放;
104、将步骤103制得的高温焙烧矿与H2O混合浸出,搅拌,加压过滤,制得水浸液和水浸渣;
105、将步骤104制得的水浸液中加入氧化镁MgO进行中和除钙,制得中和渣和中和液;
106、将步骤104制到的水浸渣和步骤105制到的中和渣进行水洗,然后加压过滤,制到水洗液和水洗渣,水洗液可返回至步骤104中;
107、将步骤105制得的中和液中加入碳沉剂,调节溶液pH值,进行碳沉反应,搅拌,离心过滤,制得碳酸稀土;
108、将步骤107制到的碳酸稀土中加入酸溶液,进行分解反应,搅拌,加压过滤,制得酸浸液;
109、将步骤108制到的酸浸液中加入氨水,调节溶液pH值,反应一定时间,制得铁钍渣和氯化稀土溶液。
优选地,所述步骤101中稀土精矿为氟碳铈矿、独居石或二者任意组合,稀土品位REO≥60%,优选地,稀土品位REO≥65%。
优选地,所述步骤101中稀土精矿与浓硫酸的重量比为1:1.3~1:5.5,反应温度为常温,反应时间为3~45min。
优选地,所述步骤102中焙烧温度为180~380℃,焙烧时间为1.0~5.0h;
所述步骤103中焙烧温度为380~900℃,焙烧时间为0.5~4.5h。
优选地,所述步骤104中高温焙烧矿与H2O的固液比为1:2~1:6.0,浸出的反应温度为10~40℃,反应时间为0.5~6.5h,搅拌速度为200~800r/min,过滤的压力为0.1~0.3Mpa。
优选地,所述步骤105中氧化镁MgO的加入量为稀土总量的15~25%,中和反应温度为25~40℃,中和反应时间为0.5~5.5h。
优选地,所述步骤106中水浸渣和中和渣水洗时固液比为1:1~1:4.5,水洗温度为25~60℃,水洗时间为0.5~6.0h,过滤的压力为0.1~0.3Mpa。
优选地,所述步骤107中碳沉剂为碳铵或碳酸氢铵,碳沉剂与稀土氧化物的比例为0.8~1.2,调节溶液pH值至4.0~4.8,反应温度为30~100℃,反应时间为0.3~5.0h;搅拌速度为200~700r/min,离心速度为1000~2000r/min。
优选地,所述步骤108中酸溶液为盐酸、硝酸、硫酸或高氯酸,酸溶液的浓度为7~12mol/L;碳酸稀土与酸溶液的固液比为1:1~1:4,反应温度为20~80℃,反应时间为0.5~5.5h,搅拌速度为200~500r/min,过滤的压力为0.1~0.3Mpa。
优选地,所述步骤109中调节溶液pH值至4.3~5.0,反应温度为30~100℃,反应时间为0.5~5.5h。
本发明所获得的有益技术效果:
1)本发明解决了现有高温浓硫酸焙烧法所存在的缺陷,本发明实现混合稀土精矿的清洁提取,减少环境污染,稀土的浸出率可达>95%;
2)本发明采用高品位混合稀土精矿为原料,从源头上减少了杂质元素的进入;通过两段浓硫酸焙烧工艺,先将HF、SiF4排出,再将SO2、SO3排出,有利于尾气处理和转型;
3)本发明首先采用低温浓硫酸焙烧,大幅度减少H2SO4的自分解,从而有效缓减SO2、SO3酸性废气的排放量,并促使H2SO4与稀土矿物充分反应,提高H2SO4的利用效率;然后,将低温焙烧矿再次高温焙烧,将生成的硫酸铁、磷酸钍分别以焦磷酸钍、氧化铁的形式存在“固存”在废渣中,最终实现与稀土的分离。
上述说明仅是本申请技术方案的概述,为了能够更清楚了解本申请的技术手段,从而可依照说明书的内容予以实施,并且为了让本申请的上述和其他目的、特征和优点能够更明显易懂,以下以本申请的较佳实施例并配合附图详细说明如后。
根据下文结合附图对本申请具体实施例的详细描述,本领域技术人员将会更加明了本申请的上述及其他目的、优点和特征。
附图说明
为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图是本申请的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。在所有附图中,类似的元件或部分一般由类似的附图标记标识。附图中,各元件或部分并不一定按照实际的比例绘制。
图1是本发明浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将结合本申请实施例中的附图,对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例是本申请一部分实施例,而不是全部的实施例。在下面的描述中,提供诸如具体的配置和组件的特定细节仅仅是为了帮助全面理解本申请的实施例。因此,本领域技术人员应该清楚,可以对这里描述的实施例进行各种改变和修改而不脱离本申请的范围和精神。另外,为了清楚和简洁,实施例中省略了对已知功能和构造的描述。
本文中术语“至少一种”,仅仅是一种描述关联对象的关联关系,表示可以存在三种关系,例如,A和B的至少一种,可以表示:单独存在A,同时存在A和B,单独存在B这三种情况。还需要说明的是,在本文中,诸如第一和第二等之类的关系术语仅仅用来将一个实体或者操作与另一个实体或操作区分开来,而不一定要求或者暗示这些实体或操作之间存在任何这种实际的关系或者顺序。而且,术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含。
实施例1
如附图1所示,一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,包括以下步骤:
101、先将稀土精矿与浓硫酸按重量比1:1.3混合,并置于钢制反应器中进行预反应,反应温度为常温,反应时间为3min。
其中,稀土精矿为氟碳铈矿,稀土品位REO≥60%。
102、步骤101后,置于马弗炉中进行低温焙烧,焙烧温度为180℃,焙烧时间为5.0h,制得低温焙烧矿和第一尾气;将第一尾气先通入布式除尘器中,得到的粉尘直接返回到步骤101中,经除尘得到的二次尾气再经HF、SiF4等尾气回收装置处理后排放。
103、将步骤102制得的低温焙烧矿直接进行高温焙烧,焙烧温度为380℃,焙烧时间为4.5h,制得高温焙烧矿和第二尾气;将第二尾气直接经SO2、SO3等尾气回收装置处理后排放。
104、将步骤103制得的高温焙烧矿与H2O混合浸出,高温焙烧矿与H2O的固液比为1:2,浸出的反应温度为10℃,反应时间为6.5h,搅拌,搅拌速度为200r/min,加压过滤,压力为0.1Mpa,制得水浸液和水浸渣。
105、将步骤104制得的水浸液中加入氧化镁MgO进行中和除钙,MgO的加入量为稀土总量的15%,中和反应温度为25℃,中和反应时间为5.5h,制得中和渣和中和液。
106、先将步骤104制到的水浸渣和步骤105制到的中和渣进行水洗,水浸渣和中和渣水洗时固液比为1:1,水洗温度为25℃,水洗时间为6.0h,然后加压过滤,压力为0.1Mpa,制到水洗液和水洗渣,水洗液可返回至步骤104中。
107、将步骤105制得的中和液中加入碳沉剂,其中,碳沉剂为碳铵,碳铵的加入量以将中和液中稀土全部转化为RE2(CO3)3为宜,碳沉剂与稀土氧化物的比例为0.8,调节溶液pH值至4.0,进行碳沉反应,反应温度为30℃,反应时间为5.0h,搅拌,搅拌速度为200r/min,离心过滤,离心速度为1000r/min,制得碳酸稀土。
108、将步骤107制到的碳酸稀土中加入酸溶液,其中,酸溶液为盐酸,盐酸的浓度为7mol/L,碳酸稀土与盐酸的固液比为1:1,进行分解反应,反应温度为20℃,反应时间为5.5h,搅拌,搅拌速度为200r/min,加压过滤,压力为0.1Mpa,制得酸浸液。
109、将步骤108制到的酸浸液中加入氨水,通过氨水调节溶液pH值至4.3,反应温度为30℃,反应时间为5.5h,制得铁钍渣和氯化稀土溶液。
上述方法稀土浸出率可达96%,其最终产物铁钍渣可以被经济合理的提取,氯化稀土溶液可作为萃取稀土的原料。
实施例2
如附图1所示,一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,包括以下步骤:
101、先将稀土精矿与浓硫酸按重量比1:3混合,并置于钢制反应器中进行预反应,反应温度为常温,反应时间为25min。
其中,稀土精矿为氟碳铈矿和独居石按重量比2:1混合,稀土品位REO≥65%。
102、步骤101后,置于马弗炉中进行低温焙烧,焙烧温度为280℃,焙烧时间为3.0h,制得低温焙烧矿和第一尾气;将第一尾气先通入布式除尘器中,得到的粉尘直接返回到步骤101中,经除尘得到的二次尾气再经HF、SiF4等尾气回收装置处理后排放。
103、将步骤102制得的低温焙烧矿直接进行高温焙烧,焙烧温度为600℃,焙烧时间为2.5h,制得高温焙烧矿和第二尾气;将第二尾气直接经SO2、SO3等尾气回收装置处理后排放。
104、将步骤103制得的高温焙烧矿与H2O混合浸出,高温焙烧矿与H2O的固液比为1:4,浸出的反应温度为25℃,反应时间为3.5h,搅拌,搅拌速度为450r/min,加压过滤,压力为0.2Mpa,制得水浸液和水浸渣。
105、将步骤104制得的水浸液中加入氧化镁MgO进行中和除钙,MgO的加入量为稀土总量的20%,中和反应温度为30℃,中和反应时间为3h,制得中和渣和中和液。
106、先将步骤104制到的水浸渣和步骤105制到的中和渣进行水洗,水浸渣和中和渣水洗时固液比为1:3,水洗温度为45℃,水洗时间为3h,然后加压过滤,压力为0.2Mpa,制到水洗液和水洗渣,水洗液可返回至步骤104中。
107、将步骤105制得的中和液中加入碳沉剂,其中,碳沉剂为碳铵,碳铵的加入量以将中和液中稀土全部转化为RE2(CO3)3为宜,碳沉剂与稀土氧化物的比例为1.0,调节溶液pH值至4.5,进行碳沉反应,反应温度为70℃,反应时间为3.5h,搅拌,搅拌速度为500r/min,离心过滤,离心速度为1500r/min,制得碳酸稀土。
108、将步骤107制到的碳酸稀土中加入酸溶液,其中,酸溶液为硝酸,硝酸的浓度为10mol/L,碳酸稀土与硝酸的固液比为1:2.5,进行分解反应,反应温度为50℃,反应时间为3h,搅拌,搅拌速度为350r/min,加压过滤,压力为0.2Mpa,制得酸浸液。
109、将步骤108制到的酸浸液中加入氨水,通过氨水调节溶液pH值至4.6,反应温度为60℃,反应时间为3h,制得铁钍渣和氯化稀土溶液。
上述方法稀土浸出率可达95.7%,其最终产物铁钍渣可以被经济合理的提取,氯化稀土溶液可作为萃取稀土的原料。
实施例3
如附图1所示,一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,包括以下步骤:
101、先将稀土精矿与浓硫酸按重量比1:5.5混合,并置于钢制反应器中进行预反应,反应温度为常温,反应时间为45min。
其中,稀土精矿为氟碳铈矿和独居石按重量比1:3混合,稀土品位REO≥65%。
102、步骤101后,置于马弗炉中进行低温焙烧,焙烧温度为380℃,焙烧时间为1.0h,制得低温焙烧矿和第一尾气;将第一尾气先通入布式除尘器中,得到的粉尘直接返回到步骤101中,经除尘得到的二次尾气再经HF、SiF4等尾气回收装置处理后排放。
103、将步骤102制得的低温焙烧矿直接进行高温焙烧,焙烧温度为900℃,焙烧时间为0.5h,制得高温焙烧矿和第二尾气;将第二尾气直接经SO2、SO3等尾气回收装置处理后排放。
104、将步骤103制得的高温焙烧矿与H2O混合浸出,高温焙烧矿与H2O的固液比为1:6.0,浸出的反应温度为40℃,反应时间为0.5h,搅拌,搅拌速度为800r/min,加压过滤,压力为0.3Mpa,制得水浸液和水浸渣。
105、将步骤104制得的水浸液中加入氧化镁MgO进行中和除钙,MgO的加入量为稀土总量的25%,中和反应温度为40℃,中和反应时间为0.5h,制得中和渣和中和液。
106、先将步骤104制到的水浸渣和步骤105制到的中和渣进行水洗,水浸渣和中和渣水洗时固液比为1:4.5,水洗温度为60℃,水洗时间为0.5h,然后加压过滤,压力为0.3Mpa,制到水洗液和水洗渣,水洗液可返回至步骤104中。
107、将步骤105制得的中和液中加入碳沉剂,其中,碳沉剂为碳酸氢铵,碳酸氢铵的加入量以将中和液中稀土全部转化为RE2(CO3)3为宜,碳沉剂与稀土氧化物的比例为1.2,调节溶液pH值至4.8,进行碳沉反应,反应温度为100℃,反应时间为0.3h,搅拌,搅拌速度为700r/min,离心过滤,离心速度为1000~2000r/min,制得碳酸稀土。
108、将步骤107制到的碳酸稀土中加入酸溶液,其中,酸溶液为硫酸,硫酸的浓度为12mol/L,碳酸稀土与硫酸的固液比为1:4,进行分解反应,反应温度为80℃,反应时间为0.5h,搅拌,搅拌速度为500r/min,加压过滤,压力为0.3Mpa,制得酸浸液。
可替代的,所述酸溶液为可用高氯酸替代。
109、将步骤108制到的酸浸液中加入氨水,通过氨水调节溶液pH值至5.0,反应温度为100℃,反应时间为0.5h,制得铁钍渣和氯化稀土溶液。
上述方法稀土浸出率可达96.5%,其最终产物铁钍渣可以被经济合理的提取,氯化稀土溶液可作为萃取稀土的原料。
上述实施例采用高品位混合稀土精矿为原料,从源头上减少了杂质元素的进入;首先采用低温浓硫酸焙烧,大幅度减少H2SO4的自分解,从而有效缓减SO2、SO3酸性废气的排放量,并促使H2SO4与稀土矿物充分反应,提高H2SO4的利用效率;然后,将低温焙烧矿再次高温焙烧,将生成的硫酸铁、磷酸钍分别以焦磷酸钍、氧化铁的形式存在“固存”在废渣中,最终实现与稀土的分离。
通过两段浓硫酸焙烧工艺,先将HF、SiF4排出,再将SO2、SO3排出,有利于尾气处理和转型;实现混合稀土精矿的清洁提取,减少环境污染,稀土的浸出率可达>95%。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已,其并非因此限制本发明的保护范围,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,通过常规的替代或者能够实现相同的功能在不脱离本发明的原理和精神的情况下对这些实施例进行变化、修改、替换、整合和参数变更均落入本发明的保护范围内。
Claims (10)
1.一种浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,包括以下步骤:
101、先将稀土精矿与浓硫酸按一定重量比混合,并置于反应器中进行预反应;
102、步骤101后,置于马弗炉中进行低温焙烧,制得低温焙烧矿和第一尾气;将第一尾气通入布式除尘器中,得到的粉尘直接返回到步骤101中,经除尘得到的二次尾气再经尾气回收装置处理后排放;
103、将步骤102制得的低温焙烧矿直接进行高温焙烧,制得高温焙烧矿和第二尾气;将第二尾气直接经尾气回收装置处理后排放;
104、将步骤103制得的高温焙烧矿与H2O混合浸出,搅拌,加压过滤,制得水浸液和水浸渣;
105、将步骤104制得的水浸液中加入MgO进行中和除钙,制得中和渣和中和液;
106、将步骤104制到的水浸渣和步骤105制到的中和渣进行水洗,然后加压过滤,制到水洗液和水洗渣,水洗液可返回至步骤104中;
107、将步骤105制得的中和液中加入碳沉剂,调节溶液pH值,进行碳沉反应,搅拌,离心过滤,制得碳酸稀土;
108、将步骤107制到的碳酸稀土中加入酸溶液,进行分解反应,搅拌,加压过滤,制得酸浸液;
109、将步骤108制到的酸浸液中加入氨水,调节溶液pH值,反应一定时间,制得铁钍渣和氯化稀土溶液。
2.根据权利要求1所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤101中稀土精矿为氟碳铈矿、独居石或二者任意组合,稀土品位REO≥60%,优选地,稀土品位REO≥65%。
3.根据权利要求1所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤101中稀土精矿与浓硫酸的重量比为1:1.3~1:5.5,反应温度为常温,反应时间为3~45min。
4.根据权利要求1所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤102中焙烧温度为180~380℃,焙烧时间为1.0~5.0h;
所述步骤103中焙烧温度为380~900℃,焙烧时间为0.5~4.5h。
5.根据权利要求1-4任一项所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤104中高温焙烧矿与H2O的固液比为1:2~1:6.0,浸出的反应温度为10~40℃,反应时间为0.5~6.5h,搅拌速度为200~800r/min,过滤的压力为0.1~0.3Mpa。
6.根据权利要求1-4任一项所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤105中氧化镁MgO的加入量为稀土总量的15~25%,中和反应温度为25~40℃,中和反应时间为0.5~5.5h。
7.根据权利要求1-4任一项所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤106中水浸渣和中和渣水洗时固液比为1:1~1:4.5,水洗温度为25~60℃,水洗时间为0.5~6.0h,过滤的压力为0.1~0.3Mpa。
8.根据权利要求1-4任一项所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤107中碳沉剂为碳铵或碳酸氢铵,碳沉剂与稀土氧化物的比例为0.8~1.2,调节溶液pH值至4.0~4.8,反应温度为30~100℃,反应时间为0.3~5.0h;搅拌速度为200~700r/min,离心速度为1000~2000r/min。
9.根据权利要求1-4任一项所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤108中酸溶液为盐酸、硝酸、硫酸或高氯酸,酸溶液的浓度为7~12mol/L;碳酸稀土与酸溶液的固液比为1:1~1:4,反应温度为20~80℃,反应时间为0.5~5.5h,搅拌速度为200~500r/min,过滤的压力为0.1~0.3Mpa。
10.根据权利要求1-4任一项所述的浓硫酸两段焙烧分解高品位混合稀土精矿的方法,其特征在于,所述步骤109中调节溶液pH值至4.3~5.0,反应温度为30~100℃,反应时间为0.5~5.5h。
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Cited By (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111235382A (zh) * | 2020-02-18 | 2020-06-05 | 陕西德信祥能源科技有限公司 | 一种环保节能的稀土精矿分段焙烧系统及焙烧方法 |
CN111285332A (zh) * | 2020-02-19 | 2020-06-16 | 包头稀土研究院 | 分解含氟稀土矿物和回收氢氟酸的一体化方法 |
CN111363914A (zh) * | 2020-04-23 | 2020-07-03 | 西安三瑞实业有限公司 | 一种多段外热回转炉酸化焙烧稀土精矿的系统及方法 |
CN111394571A (zh) * | 2020-04-17 | 2020-07-10 | 包头稀土研究院 | 提高稀土矿物与硫酸分解效率的方法 |
CN111549216A (zh) * | 2020-05-22 | 2020-08-18 | 包头稀土研究院 | 稀土精矿的分解方法 |
CN112941304A (zh) * | 2021-01-27 | 2021-06-11 | 赣州求真科技有限公司 | 一种稀土焙烧方法 |
CN115449624A (zh) * | 2022-08-11 | 2022-12-09 | 甘肃稀土新材料股份有限公司 | 一种处理高铁低磷的稀土矿的方法 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1405337A (zh) * | 2002-09-25 | 2003-03-26 | 包头稀土研究院 | 稀土精矿浓硫酸低温焙烧分解工艺 |
CN1667139A (zh) * | 2004-03-08 | 2005-09-14 | 中国有色工程设计研究总院 | 一种混合型稀土精矿分解方法 |
CN1847419A (zh) * | 2005-04-05 | 2006-10-18 | 内蒙古包钢稀土高科技股份有限公司 | 分步法硫酸稀土焙烧分解包头稀土精矿 |
MY138247A (en) * | 2002-06-07 | 2009-05-29 | Showa Denko Kk | Recovery of rare earth oxide from liquid containing rare earth element |
CN101880782A (zh) * | 2010-01-06 | 2010-11-10 | 马克印 | 稀土冶炼资源化回收及循环生产的工艺方法 |
-
2019
- 2019-05-21 CN CN201910424021.9A patent/CN109988903A/zh active Pending
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
MY138247A (en) * | 2002-06-07 | 2009-05-29 | Showa Denko Kk | Recovery of rare earth oxide from liquid containing rare earth element |
CN1405337A (zh) * | 2002-09-25 | 2003-03-26 | 包头稀土研究院 | 稀土精矿浓硫酸低温焙烧分解工艺 |
CN1667139A (zh) * | 2004-03-08 | 2005-09-14 | 中国有色工程设计研究总院 | 一种混合型稀土精矿分解方法 |
CN1847419A (zh) * | 2005-04-05 | 2006-10-18 | 内蒙古包钢稀土高科技股份有限公司 | 分步法硫酸稀土焙烧分解包头稀土精矿 |
CN101880782A (zh) * | 2010-01-06 | 2010-11-10 | 马克印 | 稀土冶炼资源化回收及循环生产的工艺方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
杨占峰等: "《稀土采选与环境保护》", 31 May 2018, 冶金工业出版社 * |
Cited By (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111235382A (zh) * | 2020-02-18 | 2020-06-05 | 陕西德信祥能源科技有限公司 | 一种环保节能的稀土精矿分段焙烧系统及焙烧方法 |
CN111285332A (zh) * | 2020-02-19 | 2020-06-16 | 包头稀土研究院 | 分解含氟稀土矿物和回收氢氟酸的一体化方法 |
CN111285332B (zh) * | 2020-02-19 | 2023-03-28 | 包头稀土研究院 | 分解含氟稀土矿物和回收氢氟酸的一体化方法 |
CN111394571A (zh) * | 2020-04-17 | 2020-07-10 | 包头稀土研究院 | 提高稀土矿物与硫酸分解效率的方法 |
CN111394571B (zh) * | 2020-04-17 | 2022-02-15 | 包头稀土研究院 | 提高稀土矿物与硫酸分解效率的方法 |
CN111363914A (zh) * | 2020-04-23 | 2020-07-03 | 西安三瑞实业有限公司 | 一种多段外热回转炉酸化焙烧稀土精矿的系统及方法 |
CN111549216A (zh) * | 2020-05-22 | 2020-08-18 | 包头稀土研究院 | 稀土精矿的分解方法 |
CN112941304A (zh) * | 2021-01-27 | 2021-06-11 | 赣州求真科技有限公司 | 一种稀土焙烧方法 |
CN112941304B (zh) * | 2021-01-27 | 2022-07-15 | 赣州求真科技有限公司 | 一种稀土焙烧方法 |
CN115449624A (zh) * | 2022-08-11 | 2022-12-09 | 甘肃稀土新材料股份有限公司 | 一种处理高铁低磷的稀土矿的方法 |
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