CN111187926A - 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法 - Google Patents

一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN111187926A
CN111187926A CN202010014580.5A CN202010014580A CN111187926A CN 111187926 A CN111187926 A CN 111187926A CN 202010014580 A CN202010014580 A CN 202010014580A CN 111187926 A CN111187926 A CN 111187926A
Authority
CN
China
Prior art keywords
rare earth
sodium hydroxide
leaching
solution
earth chloride
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.)
Pending
Application number
CN202010014580.5A
Other languages
English (en)
Inventor
王俊杰
闫国英
胡清华
肖伟
王长友
李文轩
刘宇强
邵华
关迪
武丹
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.)
Inner Mongolia Boyan Zhicheng Metal Mineral Resources Comprehensive Utilization Engineering Research Co Ltd
BAOTOU STEEL GROUP MINING RESEARCH INSTITUTE (LIMITED LIABILITY COMPANY)
Original Assignee
Inner Mongolia Boyan Zhicheng Metal Mineral Resources Comprehensive Utilization Engineering Research Co Ltd
BAOTOU STEEL GROUP MINING RESEARCH INSTITUTE (LIMITED LIABILITY COMPANY)
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 Inner Mongolia Boyan Zhicheng Metal Mineral Resources Comprehensive Utilization Engineering Research Co Ltd, BAOTOU STEEL GROUP MINING RESEARCH INSTITUTE (LIMITED LIABILITY COMPANY) filed Critical Inner Mongolia Boyan Zhicheng Metal Mineral Resources Comprehensive Utilization Engineering Research Co Ltd
Priority to CN202010014580.5A priority Critical patent/CN111187926A/zh
Publication of CN111187926A publication Critical patent/CN111187926A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

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
    • C22B59/00—Obtaining rare earth metals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B25/00—Phosphorus; Compounds thereof
    • C01B25/16—Oxyacids of phosphorus; Salts thereof
    • C01B25/26—Phosphates
    • C01B25/30—Alkali metal phosphates
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
    • C01D1/00—Oxides or hydroxides of sodium, potassium or alkali metals in general
    • C01D1/04—Hydroxides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F11/00—Compounds of calcium, strontium, or barium
    • C01F11/20—Halides
    • C01F11/24—Chlorides
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0291—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining thorium
    • 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

Abstract

本发明公开了一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，包括如下步骤:将白云鄂博独居石精矿盐酸降钙，生产出氯化稀土溶液Ⅰ和浸渣Ⅰ；将浸渣Ⅰ采用氢氧化钠进行加温碱转，再经过水洗得到沉淀物和磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液，将沉淀物采用盐酸浸出得到氯化稀土溶液Ⅱ和浸渣Ⅱ；将氯化稀土溶液Ⅰ与氯化稀土溶液Ⅱ采用硫氢化钠进行中和除去铁、钍后，中和液得到精制氯化稀土经浓缩结晶得到氯化稀土产品，得到的中和渣即为铁钍渣固封保存，浸渣Ⅱ返回浸渣Ⅰ中再利用回收；将磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液进行浓缩结晶得到磷酸三钠产品和氢氧化钠溶液。本发明能够防止生成稀土磷，同时回收磷酸三钠，简化工艺，降低化学试剂消耗量以及环境污染。

Description

一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法
技术领域
本发明涉及湿法冶炼领域，尤其涉及一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法。
背景技术
目前，已知的稀土矿物及含有稀土元素的矿物有250多种，稀土元素含量较高的矿物有60多种，具有工业价值的矿物不到10种，主要有独居石(Ce,La,Dy)PO4,氟碳铈矿CeFCO3、氟菱钙铈矿Ce2Ca[(CO3)3F2]、氟碳铈镧矿(Ce，La)FCO3、褐廉石(Ca，Ce)2(Ae，Fe)3(SiO4)·(Si2O7)O(OH)，烧绿石NaCaNb2O3F,磷钇矿YPO4、硅铍钇矿Y2Fe2Be2(SiO4)2O2,其中氟碳铈矿是最重要的矿物之一。
最大的独居石矿位于中国内蒙古的白云鄂博，作为开采铁矿的副产品，它和氟碳铈矿一道被开采出来。独居石理论化学组成为：Ce2O334.99％,ΣLa2O334.74％,P2O530.27％，独居石的化学成分通常变化较大，镧系元素常类质同象替代，也经常有Th、Y、U、Ca的替代。当La>Ce,成为镧独居石。莫氏硬度略比氟碳铈矿大，5～5.5；密度也比氟碳铈矿重，为4.9～5.5g/cm3。是一种含有铈和镧的磷酸盐矿，中文学名“磷铈镧矿”，(Ce,Y,Ca，Th)PO4是提炼铈、镧的主要矿物，轻稀土(铈组)氧化物占39～74％，重稀土(钇组)氧化物占0～5％颜色以黄色为主，次为浅黄、黄白等色。独居石的化学性质比较稳定，可溶于磷酸、高氯酸、硫酸中。独居石在工业上有广泛的应用，如：在冶炼、玻璃和陶瓷生产、电子、电气照明、激光技术、化工工业、医疗和农业生产领域中得到广泛的应用，是提取铈族稀土元素的重要原料。
目前，工业生产中以北京有色金属研究总院自主开发的第三代浓硫酸焙烧工艺为主，氢氧化钠分解法为辅。浓硫酸焙烧法的主要优点是稀土品位要求低，工艺简单，流程短，便于大规模生产，但是随着国家对资源综合利用和环保问题的重视，该工艺存在的问题也越来越突出：多种有价元素得不到有效回收，三废污染问题难以根本解决，钍以焦磷酸盐的形式存在，很难处理和回收，必须专门存放。由于该工艺自身存在的缺陷及国家对三废污染排放的要求越来越严格，浓硫酸焙烧工艺面临即将被淘汰的边缘，亟需开发一种清洁高效的新冶炼技术所替代。
包头混合稀土精矿另外重要的冶炼工艺是氢氧化钠分解法。该工艺首先需要化选除钙，然后水洗过滤，再用液碱分解，然后水洗除去碱、磷酸钠、氟化钠、碳酸钠等可溶性盐，最后盐酸浸出得到氯化稀土溶液。该工艺与酸法工艺相比较，是一种清洁、高效、资源综合回收的工艺，但是存在以下主要问题：工艺操作过程不连续，耗碱量大，没有副产品回收，水资源浪费大，生产成本高，设备腐蚀严重等。
现有技术中公开了一种混合型稀土精矿或氟碳铈精矿制备稀土的方法，该工艺首先将混合稀土精矿或氟碳铈矿直接进行盐酸浸出，然后采用氢氧化钠对酸浸渣进行碱分解，碱分解时的温度控制在150～250℃，时间1～2小时；最后经水洗、酸浸、中和，得到的中和液即为氯化稀土溶液。该工艺采用酸碱联合法，是一种清洁、高效、资源综合回收的工艺，但是存在以下主要问题：没有解决好氟在冶炼中的干扰和易形成稀土氟及废氟气，工艺的简便性，化学中药剂消耗量，以及环境污染问题等。
发明内容
为了解决上述技术问题，本发明的目的是提供一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，该方法湿法处理白云鄂博独居石精矿的关键在于如何解决好磷在冶炼过程中的干扰，防止生成稀土磷，同时回收磷酸三钠，以及简化工艺，降低化学试剂消耗量以及环境污染。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：
一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，包括如下步骤:
(1)将白云鄂博独居石精矿盐酸降钙，生产出氯化稀土溶液Ⅰ和浸渣Ⅰ；
(2)将浸渣Ⅰ采用氢氧化钠进行加温碱转，再经过水洗得到沉淀物和磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液，将沉淀物采用盐酸浸出得到氯化稀土溶液Ⅱ和浸渣Ⅱ；
(3)将氯化稀土溶液Ⅰ与氯化稀土溶液Ⅱ采用硫氢化钠进行中和除去铁、钍后，中和液得到精制氯化稀土经浓缩结晶得到氯化稀土产品，氯化稀土回收率为95.85％，品位44.45％；得到的中和渣即为铁钍渣固封保存，浸渣Ⅱ返回浸渣Ⅰ中再利用回收；
(4)将磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液进行浓缩结晶得到磷酸三钠产品和氢氧化钠溶液，磷酸三钠产品为纯度90％左右的磷酸三钠产品。
进一步的，所述步骤(1)具体为：将将ReO为60％左右的白云鄂博独居石精矿直接加入盐酸，温度为90℃，时间4小时，酸浸得到的氯化稀土溶液Ⅰ和浸渣Ⅰ进行备用。
进一步的，所述盐酸为浓度为36-38％的浓盐酸与水按照体积比5:8混合的混合溶液。
进一步的，所述步骤(2)中碱转料比为10g盐酸渣：5g氢氧化钠。
进一步的，所述碱转的条件为：温度为250℃，反应时间8小时；最后经焙烧、水洗、酸浸得到氯化稀土溶液Ⅱ和浸渣Ⅱ，同时还得到磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液。
进一步的，所述步骤(4)中氢氧化钠溶液返回碱转再利用，提取稀土后含有氯化钙的溶液可以作为副产品出售。
与现有技术相比，本发明的有益技术效果：
1.不会产生废气污染，即使是盐酸降钙和氢氧化钠碱转降磷时，有一些含酸、碱的蒸汽也易于吸收处理，不存在其它废气。
2.采用硫氢化钠作为氯化稀土溶液的精制试剂，其特点是：氯化稀土的除杂率优于氢氧化钠中和的除杂率，氯化稀土产品纯度高；形成的铁钍渣，是晶形沉淀，易于过滤，含钍量高，渣量少，有利于提取核原料。工艺中盐酸溶解渣的重量小于处理精矿量的5％，且含稀土为30～50％，可返回再利用。
3.同时还得到纯度90％左右的磷酸三钠产品，氢氧化钠溶液返回碱转工序中再利用。
4.该工艺生产的氯化稀土含有氯化钙成份，不影响下游的萃取分离作业，因为目前稀土萃取分离工艺采用氧化钙旨化P507工艺，分离稀土后萃余液主要成份为氯化钙溶液，可作为副产物销售。
附图说明
下面结合附图说明对本发明作进一步说明。
图1独居石精矿面扫描电镜图(注：该图是地质的图像是矿物的电镜图)；
图2独居石精矿面总谱图(注：该图是地质的图像是各原子的吸收谱图)；
图3独居石精矿各元素面扫描电镜相图(注：该图是地质的图像是确定矿物中含有相关原子)；
图4是本发明的工艺流程图；
图5是本方明产品44.45％的氯化稀土(注：该产品的照片)；
图6是本方明产品44.45％的氯化稀土的定量分析结果(注：该产品的定性-定量分析结果)；
图7是本方明副产品90％的磷酸三钠(注：该产品的照片)；
图8是本方明副产品90％的磷酸三钠的定量分析结果(注：产品的定性-定量分析结果)。
具体实施方式
实施例
1.盐酸降钙
独居石精矿化学多元素结果见表1
表1独居石精矿多元素结果
Figure BDA0002358386350000051
(注：独居石精矿中物相化验独居石中稀土化验36.84％，独居石相对纯度为62.00％；原因是现在独居石化验波动所致。对磷的化验相对较准，独居石纯矿物理论含P为13.19％，稀土氧化物为69.78％，根据P的化验结果估算独居石稀土为10.32/13.19×69.78％＝54.60％独居石相对纯度：54.60/59.42＝91.89％)
因为独居石精矿中含有氧化钙时，在碱转时，易形成磷酸钙沉淀；磷酸钙无法进入溶液与稀土氧化物分离，在下一步进行盐酸溶解，磷酸钙溶解于盐酸后，与稀土离子形成沉淀，造成操作困难。因此工艺要求降钙精矿CaO≦0.3％。
实验操作：
称取独居石原矿10g，加入25mlHCl+40ml水，加热温度为90℃，搅拌4小时，过滤、烘干、称重、化验结果见表2：
表2独居石降钙结果
Figure BDA0002358386350000061
(注：P-ReO是根据P的化验结果推算的)
溶于盐酸中稀土的百分比：
[1-(7.175×69.96/10×59.42)]×100％＝15.58％
溶于盐酸中磷的百分比：
[1-(7.175×11.67/10×10.32)]×100％＝18.86％
从以上结果知：磷的溶出率大于稀土的溶出率，原因有待查明。
表3独居石降钙后精矿多元素分析结果
Figure BDA0002358386350000062
Figure BDA0002358386350000071
(注：酸浸独居石矿，磷的化验与独居石含量合)
除钙的溶液中的稀土元素可以采用P-204萃取盐酸凡萃取提纯氯化稀土或硫酸复盐沉淀—碱转—盐酸溶解—制备氯化稀土，因此生产中使用多年，工艺非常成熟。提取稀土后含有氯化钙的溶液可以作为副产品出售。
2.氢氧化钠加温碱转
独居石稀土精矿与氢氧化钠混和均匀，加温焙烧，发生如下反应：
Figure BDA0002358386350000072
独居石通过氢氧化钠转化为氢氧化稀土和磷酸钠
NaOH用量的确定：每10g含量ReO65％的独居石稀土矿，理论消耗氢氧化钠量
Figure BDA0002358386350000073
2353×40
10X
X＝5.106g
由于过量的氢氧化钠经过分离磷酸三钠后，可返回到碱转工序中重复利用，因此选用氢氧化钠为理论用量的1.5倍，即每10g盐酸稀土渣加5g氢氧化钠。将1中的盐酸沉淀10g加入5g氢氧化钠搅拌均匀，放入坩埚中，于马弗炉中加热，加热时间8小时。将焙烧产物水浸，浸出磷酸三钠及氢氧化钠后，过滤、烘干、称重、分析。结果见表4：
表4 NaOH加温碱转结果
编号 1 2 3 4 5
渣重(g) 7.75 7.95 7.77 7.85 7.95
ReO(％) 81.23 80.37 85.56 84.82 84.99
P(％) 1.45 1.72 1.25 0.93 1.56
F(％) 0.41 0.32 0.50 0.28 0.44
SiO<sub>2</sub>(％) 3.84 4.07 1.55 1.52 2.89
CaO(％) 0.40 0.42 0.20 0.21 0.32
按照上述结果可以看出，磷的含量还是有点高，说明磷酸稀土的转化率不是很完全，按照上述条件，加大氢氧化钠的用量，选用不同的物料比(即1)中的盐酸沉淀：氢氧化钠用量，进行条件实验结果见表5：
表5不同条件物料比实验结果
物料比 1:1 1:1 1:2 1:2 1:3 1:3
渣重(g) 7.75 7.77 7.97 7.85 7.95 7.91
ReO(％) 85.56 84.82 82.93 84.99 83.28 83.78
P(％) 1.25 0.93 0.74 0.62 0.85 0.54
F(％) 0.50 0.28 0.14 0.053 0.93 0.60
SiO<sub>2</sub>(％) 1.55 1.45 1.52 1.61 1.58 1.67
CaO(％) 0.20 0.21 0.32 0.20 0.24 0.26
从表5结果分析，在物料比为1:2和1:3的条件下，磷酸稀土的转化比较完全，但是综合经济效益考虑选择物料比为1:2的条件进行碱转实验。
3.氯化稀土
将10g碱转渣即氢氧化稀土与盐酸混合，加热90℃搅拌4hr后过滤，滤液为氯化稀土粗溶液。滤渣0.75g进行化学分析结果见表6：
表6滤渣化学分析结果
成份 ReO F P SiO<sub>2</sub>
含量(％) 45.89 0.30 9.36 23.10
本操作过程中氯化稀土回收率：
(10×82.93％-0.75×45.89％)/10×82.93％＝95.85％
如果降钙过程中含钙氯化稀土回收率设定为95.85％时，氯化稀土总回收率为95.85％。
α射线：2.99×102贝壳/Kg
β射线：2.84×102贝壳/Kg
放射性活度：α+β＝6.83×102贝壳/Kg，小于国家标准1×104贝壳/Kg。
4.磷酸三钠的提取
在上述工艺中，独居石精矿与氢氧化钠反应，加温焙烧，转化为氢氧化稀土和磷酸钠。将该混合物经过水浸、过滤，滤去氢氧化稀土沉淀，所得滤液为氢氧化钠和磷酸钠的混合物，根据它们二者的溶解度不同，加热浓缩溶液冷却淅出磷酸钠沉淀将二者分离出来，得到磷酸钠产品。将几个批次的磷酸钠产品分析化验，结果见表7：
表7磷酸三钠实验结果
序号 1 2 3 4
磷的品位(％) 9.97 13.78 12.01 10.25
氟的品位(％) 2.51 4.08 3.70 2.90
磷酸钠的纯度(％) 52.75 72.91 63.54 54.23
将上述几个磷酸钠产品混合，加入适量AlCl3反应形成Na3AlF6沉淀、过滤、溶液加热浓缩结晶，过滤得到精致的磷酸钠，分析结果见表8：
表8磷酸三钠产品结果
P F Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> 纯度(％)
13.88 2.05 0.84 73.43
需要说明的是：磷酸钠是无色或白色结晶，含1-12分子的结晶水，加热至55-65℃成十水磷酸钠，加热至60-100℃成六水磷酸钠，加热至100℃以上成一水磷酸钠，加热212℃以上才是无水磷酸钠。而且磷酸钠在干燥空气中易潮解风化，生成磷酸二氢钠和碳酸氢钠，我们上述分析的磷酸钠是在105℃烘箱中烘干过的，但是分析时是在常温时做的，我们上述的磷酸钠纯度是按无水磷酸钠算的，所以这个数只是个近似值。由于独居石精矿的矿物量有限，这个数据还需要进一步完善。
表9无水磷酸三钠的部分杂质元素分析结果(％)
序号 ReO P F SiO<sub>2</sub> CaO
1<sup>#</sup> ﹤0.10 17.82 4.50 0.097 0.094
2<sup>#</sup> ﹤0.10 16.32 4.17 0.087 0.0096
序号 MgO Nb<sub>2</sub>O<sub>5</sub> Sn As 含量
1<sup>#</sup> ﹤0.01 0.004 0.012 0.027 94.29
2<sup>#</sup> ﹤0.01 0.003 0.011 0.024 86.35
磷的回收率：
独居石除钙过程中磷的回收率为81.14％。
碱转工艺磷的回收率：
(10×11.67％-0.75×9.36％)/10×11.67％＝93.98％
浓缩结晶过程设定回收率90％。
总回收率:
81.14％×93.98％×90％＝68.63％
由以上结果知：独居石冶炼磷的总回收率较低，还需继续试验查明原因。磷酸三钠产品的纯度不高，含氟较高，主要原因是独居石精矿中萤石含量较高，还需在选别中降低独居石精矿中的萤石含量。在浓缩回收时，提高磷酸三钠与氢氧化钠的分离。
以上所述的实施例仅是对本发明的优选方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通技术人员对本发明的技术方案做出的各种变形和改进，均应落入本发明权利要求书确定的保护范围内。

Claims (6)

1.一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，包括如下步骤:
(1)将白云鄂博独居石精矿盐酸降钙，生产出氯化稀土溶液Ⅰ和浸渣Ⅰ；
(2)将浸渣Ⅰ采用氢氧化钠进行加温碱转，再经过水洗得到沉淀物和磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液，将沉淀物采用盐酸浸出得到氯化稀土溶液Ⅱ和浸渣Ⅱ；
(3)将氯化稀土溶液Ⅰ与氯化稀土溶液Ⅱ采用硫氢化钠进行中和除去铁、钍后，中和液得到精制氯化稀土经浓缩结晶得到氯化稀土产品，得到的中和渣即为铁钍渣固封保存，浸渣Ⅱ返回浸渣Ⅰ中再利用回收；
(4)将磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液进行浓缩结晶得到磷酸三钠产品和氢氧化钠溶液。
2.根据权利要求1所述的白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，所述步骤(1)具体为：将白云鄂博独居石精矿直接加入盐酸，温度为90℃，时间4小时，酸浸得到的氯化稀土溶液Ⅰ和浸渣Ⅰ进行备用。
3.根据权利要求3所述的白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，所述盐酸为浓度为36-38％的浓盐酸与水按照体积比5:8混合的混合溶液。
4.根据权利要求1所述的白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，所述步骤(2)中碱转料比为10g盐酸渣：5g氢氧化钠。
5.根据权利要求4所述的白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，所述碱转的条件为：温度为250℃，反应时间8小时；最后经焙烧、水洗、酸浸得到氯化稀土溶液Ⅱ和浸渣Ⅱ，同时还得到磷酸三钠与氢氧化钠混和溶液。
6.根据权利要求1所述的白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法，其特征在于，所述步骤(4)中氢氧化钠溶液返回碱转再利用，提取稀土后含有氯化钙的溶液可以作为副产品出售。
CN202010014580.5A 2020-01-07 2020-01-07 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法 Pending CN111187926A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010014580.5A CN111187926A (zh) 2020-01-07 2020-01-07 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010014580.5A CN111187926A (zh) 2020-01-07 2020-01-07 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN111187926A true CN111187926A (zh) 2020-05-22

Family

ID=70706028

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202010014580.5A Pending CN111187926A (zh) 2020-01-07 2020-01-07 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN111187926A (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114182113A (zh) * 2021-12-14 2022-03-15 上海理工大学 一种含氟混合氯化稀土溶液高效除氟的方法
CN116924451A (zh) * 2023-07-25 2023-10-24 长沙润财技术服务有限公司 磷钇矿的分解回收方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102251106A (zh) * 2011-06-04 2011-11-23 内蒙古科技大学 一种碱法分解包头稀土精矿的方法
CN102277483A (zh) * 2011-07-28 2011-12-14 内蒙古科技大学 白云鄂博稀土精矿制备氯化稀土的新方法
CN105543510A (zh) * 2016-01-04 2016-05-04 李梅 一种混合型稀土精矿或独居石精矿制备氯化稀土的方法
CN105543509A (zh) * 2016-01-04 2016-05-04 李梅 一种混合型稀土精矿或氟碳铈精矿制备氯化稀土的方法
CN110512098A (zh) * 2019-08-29 2019-11-29 包头钢铁（集团）有限责任公司 一种氟碳铈矿湿法制备氯化稀土的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102251106A (zh) * 2011-06-04 2011-11-23 内蒙古科技大学 一种碱法分解包头稀土精矿的方法
CN102277483A (zh) * 2011-07-28 2011-12-14 内蒙古科技大学 白云鄂博稀土精矿制备氯化稀土的新方法
CN105543510A (zh) * 2016-01-04 2016-05-04 李梅 一种混合型稀土精矿或独居石精矿制备氯化稀土的方法
CN105543509A (zh) * 2016-01-04 2016-05-04 李梅 一种混合型稀土精矿或氟碳铈精矿制备氯化稀土的方法
CN110512098A (zh) * 2019-08-29 2019-11-29 包头钢铁（集团）有限责任公司 一种氟碳铈矿湿法制备氯化稀土的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
杨占峰，马莹，王彦编著: "《稀土采选与环境保护》", 31 May 2018, 北京：冶金工业出版社 *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114182113A (zh) * 2021-12-14 2022-03-15 上海理工大学 一种含氟混合氯化稀土溶液高效除氟的方法
CN116924451A (zh) * 2023-07-25 2023-10-24 长沙润财技术服务有限公司 磷钇矿的分解回收方法
CN116924451B (zh) * 2023-07-25 2024-03-12 长沙润财技术服务有限公司 磷钇矿的分解回收方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Ippolito et al. Rare earth elements recovery from fluorescent lamps: A new thermal pretreatment to improve the efficiency of the hydrometallurgical process
Cen et al. Extraction of rare earths from bastnaesite concentrates: A critical review and perspective for the future
CN110512098A (zh) 一种氟碳铈矿湿法制备氯化稀土的方法
Liang et al. Leaching of rare earth elements from waste lamp phosphor mixtures by reduced alkali fusion followed by acid leaching
Yao et al. An environmental-friendly process for dissociating toxic substances and recovering valuable components from spent carbon cathode
CN101363079A (zh) 一种富铁独居石稀土矿的冶炼方法
CN102897810B (zh) 一种利用粉煤灰生产氧化铝的方法
Silva et al. Selective precipitation of rare earth from non-purified and purified sulfate liquors using sodium sulfate and disodium hydrogen phosphate
CN103276218B (zh) 一种从含钒电解铝渣灰中回收钒的方法
CN102212674A (zh) 混合稀土精矿液碱焙烧资源综合回收工艺
CN113667841B (zh) 一种氟碳铈矿提取稀土以及回收氟资源的方法
CN106978531B (zh) 酸碱联合分解混合型稀土精矿的方法
Chen et al. Leaching kinetic study of sulfuric acid roasted mixed-type rare earth concentrate for reducing the solid-waste production and chemical consumption
CN111187926A (zh) 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法
WO2013163711A1 (en) System and method for rare earths extraction
CN115849385B (zh) 对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用
Yu et al. Recovering rare earths and aluminum from waste BaMgAl10O17: Eu2+ and CeMgAl11O19: Tb3+ phosphors using NaOH sub-molten salt method
CN109536746A (zh) 一种低钙高品位混合稀土精矿循环浆化分解的方法
CN101824531A (zh) 一种混合稀土精矿液碱低温焙烧分解工艺
CN105441674B (zh) 从含独居石磷矿中综合回收磷和稀土的方法
He et al. Leaching of fluorine and rare earths from bastnaesite calcined with aluminum hydroxide and the recovery of fluorine as cryolite
CN1081241C (zh) 氯化铵法从氟碳铈精矿提取氯化稀土的方法
CN109022772A (zh) 一种硫酸熟化浸出锂云母矿的方法
CN114990364B (zh) 一种从含稀土磷矿中回收磷与稀土的方法
Innocenzi Treatment of spent fluorescent lamps, cathode-ray tubes, and spent catalysts by hydrometallurgical procedures

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