CN114134347A - 一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法 - Google Patents
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Abstract
本申请属于资源循环利用技术领域，涉及一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法。基于离子型稀土尾矿砂中氧化铈难浸出的瓶颈问题，本申请提出以“还原‑硫酸化‑矿化”为技术核心的稀土元素与过渡金属元素选择性分离的离子型稀土尾矿砂稀土元素二次清洁浸出技术路线。以硫酸亚铁固体粉末为添加剂，将离子型稀土尾矿砂与硫酸亚铁固体粉末充分混合后置于惰性气体下焙烧，得到焙烧渣；以稀硫酸溶液为浸出剂，经固液分离后得到稀土浸出液。本申请不仅可以将难溶性氧化铈转化为可溶性硫酸铈，亦可通过高温矿化作用将铁锰氧化物转化为稳定的铁锰尖晶石，从而实现稀土元素与过渡金属元素的选择性分离，并有效地提高了稀土元素的总浸出率。
Description
技术领域
本申请属于资源循环利用技术领域，尤其涉及一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法。
背景技术
稀土是不可再生的重要战略资源，素有“工业维生素”之称，在能源、材料、节能环保等技术和产业领域有不可或缺的作用。由于稀土已成为当下发展高精尖产业及技术必不可少的原材料，世界各国不仅加速进行着稀土矿石的勘探和开采，也逐渐将目光聚焦于稀土二次资源的回收与利用。因此，有效保护和合理利用稀土资源对于环境保护和促进稀土行业可持续健康发展等各方面都具有十分重要的意义。中国是稀土资源大国，稀土保有量约占世界稀土总量的50％，其中，南方地区中的离子型稀土资源量位居全球之首。与国内外大多数的矿物型稀土矿不同，离子型稀土矿中稀土元素主要以离子交换态形式存在(80％-90％)，可通过离子交换的方式实现稀土的开采，而剩余的稀土(10％-20％)则残留于尾矿砂中。与此同时，离子型稀土矿赋存条件差，分布散、原生稀土矿品位较低，早期稀土开采时，需大面积地将矿区表层矿石或土壤进行剥离，以获得相对较高品位的矿石。这种开采方式直接导致了离子型稀土矿在开采时存在采富弃贫、采易弃难等资源浪费的现象，部分含量相对较低的稀土矿仍残留于废弃地。据报道，每开采1吨稀土产品需产生约1500-2000吨的尾矿砂。位于南方省份的稀土矿山在经过了30多年的开采后，产生了堆积如山的稀土尾矿(约30亿吨)，且每年以数千万吨新增。稀土尾矿可视为稀土行业的大宗固体废弃物，其综合利用率不足10％。有效提高离子型稀土尾矿砂的综合利用率，不仅可以降低尾矿砂带来的生态环境负面影响，更能使原本废弃的尾矿山(库)重新成为新的稀土资源基地。
据报道，我国南方离子型稀土尾矿中总稀土含量可达400-1500mg kg-1，赋存相态可分为水溶相、离子交换相、胶体沉积相和矿物相。尽管通过提高阳离子交换剂(如硫酸铵)的浓度可提高离子交换相稀土的浸出，但无法促进其他相态稀土的提取。在胶体沉积相中，变价稀土元素铈(Ce)易在地球化学作用下发生氧化过程，形成溶解度较小的CeO2或Ce(OH)4，并与铁锰氧化物或氢氧化物结合。可见，在离子型稀土尾矿中，稀土元素铈(Ce)在地球化学作用下以难溶性稀土氧化物二氧化铈(CeO2)的形式存在，且与铁锰氧化物共沉积。前人的研究指出，铁锰氧化物是离子型稀土尾矿中Ce(IV)的主要载体，对Ce水合氧化物或水合羟基氧化物具有专一吸附性，使矿石风化过程产生的铈离子(Ce(IV))以胶态相沉积附着在铁锰氧化物表面，难以通过离子交换的方式实现浸出，导致离子型稀土矿在采用离子交换方式开采时存在Ce负异常的现象。因此，促进胶体沉积相中高价铈的有效浸出是提高尾矿稀土总浸出率的关键。然而，CeO2在强酸性条件下的溶解度很小，而Ce(III)的氧化物或化合物在相同条件下则具有较高的溶解度。因此，如何促进CeO2转化为溶解度更高的Ce(III)化合物是提高Ce浸出的重点。与此同时，稀土元素的浸出过程往往伴随着杂质金属离子(如Fe、Mn)的溶解，浓度较高的杂质金属离子会增加后续富集除杂工序的经济成本和降低稀土产品的纯度。如何提高尾矿中稀土元素二次浸出的同时降低杂质金属的溶解是稀土尾矿稀土资源清洁循环利用的难点。
硫酸化焙烧法(Sulfation)是指在一定条件下将难溶性金属氧化物或硫化物转化为可溶性的金属硫酸盐的方法，是湿法冶金中关键的处理工序。传统的硫酸化法中通常以硫酸铵((NH4)2SO4)或硫酸(H2SO4)为添加剂。然而，传统的硫酸化添加剂(如硫酸铵)在焙烧过程中存在着高温分解及同步促进过渡金属氧化物(如铁锰氧化物)转化为溶解度更高的金属硫酸盐的弊端，不利于目标稀土元素的选择性浸出分离。基于离子型稀土尾矿砂胶体沉积相中铁锰铈之间的特殊结合关系，采用硫酸化焙烧法将难溶性二氧化铈转化可溶性硫酸铈盐，可有效提高尾矿中稀土元素的浸出率。同时，铁锰氧化物可在高温下发生固相反应，生成难溶性铁锰尖晶石，从而改变了尾矿砂中各组分的赋存形态，扩大了稀土与过渡金属组分间的性质差异而有利于进一步的分离。因此，稀土硫酸化-铁锰矿化是实现尾矿中稀土选择性浸出的清洁有效方法。
发明内容
有鉴于此，本申请提供了一种从稀土尾矿中回收稀土的方法，可有效从离子型稀土尾矿砂中选择性提取稀土元素。
本申请提供了一种从稀土尾矿中回收稀土的方法，主要步骤包括：
将离子型稀土尾矿与硫酸亚铁固体粉末混合，得到混合物；
将所述混合物于惰性气氛下进行焙烧，得到焙烧渣；
将所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合，固液分离后得到稀土浸出液。
另一实施例中，所述硫酸亚铁固体粉末选自无水硫酸亚铁(FeSO4)、一水硫酸亚铁(FeSO4·H2O)和七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)中的一种或多种。
具体的，本申请以硫酸亚铁固体粉末为添加剂，将粉末状的离子型稀土尾矿与硫酸亚铁固体粉末混合后，采用高温焙烧的方法，旨在实现稀土氧化物的硫酸盐转化，进而提高稀土元素的二次浸出率；与现有常规的硫酸亚铁溶液直接浸出的方式相比，采用硫酸亚铁固体粉末与粉末状离子型稀土尾矿混合后先焙烧后浸出的方式不仅可以显著提高CeO2的浸出，而且能通过焙烧中的固相反应实现过渡金属氧化物氧化铁和氧化锰的矿化，从而达到选择性浸出的目的。
具体的，本申请的方法中固液分离后，得到的液体为稀土浸出液，固体为铁锰尖晶石。
另一实施例中，以所述离子型稀土尾矿中CeO2物质的量计算，所述离子型稀土尾矿中CeO2的物质的量与所述硫酸亚铁的物质的量比例为1：(1～5)。
另一实施例中，所述离子型稀土尾矿的目数为100～300目，优选的，所述离子型稀土尾矿的目数为200目。
另一实施例中，所述焙烧的温度为100～500℃；所述焙烧的时间为60～480min；所述焙烧的升温速率为5℃min-1～10℃min-1。
另一实施例中，所述惰性气氛包括氮气或氦气，所述惰性气氛的气体流量为150～300mLmin-1。
另一实施例中，所述稀硫酸溶液的浓度为0.01～0.1mol/L。
另一实施例中，所述焙烧渣与所述稀硫酸溶液的固液比为1：(10～50)(g/mL)。
另一实施例中，所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合的温度为25℃～55℃；所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合的时间为30～120min。
具体的，稀硫酸溶液不仅可以促进转化后Ce(III)化合物的溶解浸出，而且通过提供H+可实现离子态稀土的交换浸出，从而达到全稀土有效浸出回收的目的。值得注意的是，较高的硫酸浓度会促使稀土硫酸盐发生复盐沉淀，不利于后续固液分离回收稀土；适当的稀硫酸浓度可避免沉淀发生。
具体的，稀土硫酸盐在酸性条件下的溶解是一个放热反应过程，较高的温度会抑制稀土硫酸盐的溶解浸出，适当的浸出温度不仅有利于稀土硫酸盐的溶解，而且有助于提高离子态稀土的离子交换速率。
另一实施例中，所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合为磁力搅拌混合，所述磁力搅拌的转速为200rpm～500rpm。
具体的，所述磁力搅拌的转速为300rpm。
另一实施例中，所述固液分离的方法为真空抽滤法。
本申请提出的以硫酸亚铁固体粉末为硫酸化添加剂，通过Fe(II)与Ce(IV)、Fe(III)和Mn(IV)发生同步氧化还原反应和固相反应，将难溶性CeO2转化为可溶性Ce2(SO4)3，而过渡金属氧化物(Fe2O3和MnO2)转化为溶解度较小的铁锰尖晶石(如Fe3O4和MnFe2O4)。与Fe(III)相比，Ce(IV)具有较高的还原电位(E(Fe(III)/Fe(II))＝0.77V,E((Ce(IV)/Ce(III)＝1.61V)，因此具有更强的氧化性，可在焙烧过程中与Fe(II)发生氧化还原反应而转化为Ce(III)和Fe(III)。与此同时，硫酸亚铁中的Fe(II)在一定温度条件下可与尾矿砂中氧化铁组分的Fe(III)发生反应，生成四氧化三铁(Fe3O4)。同理，过渡金属氧化物(MnO2)中的Mn(IV)可与硫酸亚铁中的Fe(II)发生氧化还原反应生成Mn(II)的氧化物或化合物(E(MnO2/Mn(II)＝1.23V)，且在一定温度下进一步与铁氧化物发生固相反应，生成铁锰尖晶石(MnFe2O4)。具有尖晶石结构的Fe3O4与MnFe2O4在酸性条件下具有很强的稳定性，可以有效降低铁锰的溶解与浸出。因此，通过添加硫酸亚铁固体粉末进行硫酸化焙烧，不仅可以实现Ce(IV)的还原转化，还能同步固定铁锰氧化物并以尖晶石形式稳定在底渣中，有效降低了杂质金属离子在酸性条件下的溶解浸出。此外，本申请以低浓度的稀硫酸溶液(0.01～0.1mol L-1)为浸出剂，在实现Ce2(SO4)3溶解浸出的同时，通过提供H+与离子交换相中的稀土离子进行离子交换，有效的提高了稀土元素的总浸出率。综上，本申请旨在通过扩大目标组分与杂质组分的溶解度性质差异，通过选择性浸出实现尾矿中稀土元素的高效回收。过程发生的化学反应可用如下化学反应方程式表示：
2CeO2(s)+3FeSO4(s)＝Ce2(SO4)3(s)+Fe3O4(s) (1)；
2MnO2(s)+4FeSO4(s)＝MnFe2O4(s)+MnSO4(s)+Fe2(SO4)3(s) (2)。
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。
图1为本申请提供了从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的技术工艺流程图；
图2为本申请实施例提供的离子型稀土尾矿砂中各稀土元素的含量；
图3为本申请实施例提供的离子型稀土尾矿砂中稀土元素的赋存形态；
图4为本申请实施例提供的离子型稀土尾矿砂的表面形貌及相应位点的能谱；
图5为本申请实施例提供的焙烧后的焙烧渣样品的XRD图及经由离子型稀土尾矿分离出的铁锰尖晶石XRD图；
图6为本申请实施例1～3和对比例1～3提供的稀土浸出液的各稀土元素、总稀土元素回收率、Ce回收率、Mn浸出率和Fe浸出率的统计数据；
图7为本申请实施例4和对比例4提供的稀土浸出液的各稀土元素、总稀土元素回收率、Ce回收率、Mn浸出率和Fe浸出率的统计数据。
具体实施方式
本申请提供了一种从离子型稀土尾矿砂中回收稀土的方法，填补现有离子型稀土尾矿砂的稀土元素选择性提取的技术缺失。
下面将对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本申请一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，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，都属于本申请保护的范围。
其中，以下实施例所用试剂和原料均为市售或自制。
按照图1的从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的技术工艺流程图，本申请的从稀土尾矿中回收稀土的方法包括：
(1)将离子型稀土尾矿砂统一过筛；离子型稀土尾矿过200目筛子；
(2)称取一定量的筛下尾矿砂与硫酸亚铁固体粉末充分混合；
(3)将混合样品进行焙烧；焙烧结束后经自然冷却得到焙烧渣；
(4)将焙烧渣按1:(10～50)(g mL-1)的固液比置于稀硫酸溶液中，通过磁力搅拌(300rpm)反应30～120min后进行固液分离，得到稀土浸出液。
以下实施例所用的离子型稀土尾矿为市售。
测定以下实施例所用的离子型稀土尾矿砂的各稀土元素的含量、稀土元素的赋存形态、稀土元素与伴生金属的SEM-EDS图，结果如图2～图4。
由图2可知，本申请实施例所采用的离子型稀土尾矿砂中，稀土总量高达1008.35mg kg-1，是不容忽视的稀土二次资源。其中，La，Ce，Nd，Pr，Y为主要稀土元素。
由图3可知，本申请实施例所采用的离子型稀土尾矿砂中，水溶相态中的稀土元素几乎不存在(低于ICP-MS的检出限，相关的检出限见表1)，这是由于尾矿砂在长期堆存下，水溶相态稀土元素经雨水冲刷流失所导致的。在其他相态中，稀土元素主要以离子交换相和胶体沉积相的形式存在。其中，水溶相态稀土元素主要为La、Nd、Pr、Y，占质量分数68.9％；胶体沉积相态中稀土元素占总稀土含量的30.8％，且其中94.0％为稀土元素Ce。
图4为本申请实施例所采用的离子型稀土尾矿砂的表面形貌及相应位点的能谱。由图可知，尾矿砂表面粗糙，孔隙度较低。由能谱可知，在尾矿砂中，Fe、Mn、Ce之间具有共存的特征，与分布提取实验结果一致。
表1不同稀土元素在ICP-MS中的检出限
实施例1
本申请实施例提供了一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法，包括如下步骤：
(1)称取10.00g离子型稀土尾矿，按离子型稀土尾矿中CeO2的物质的量n(CeO2):物质的量n(FeSO4)＝1:1的摩尔比加入七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，充分混匀后置于管式炉内，并以150mLmin-1的流量通入氮气作为惰性气体，使焙烧处于惰性气体保护下进行；
(2)将混合样品置于200℃下焙烧60min，得到焙烧渣；待样品自然冷却至30℃后置于真空干燥皿中保存；
(3)按固液比1:10的比例将上述焙烧后样品置于0.01mol L-1稀硫酸溶液中，在25℃的条件下通过磁力搅拌(300rpm)反应30min；待反应结束后经真空抽滤后得到稀土浸出液。
取步骤2焙烧后的焙烧渣样品进行XRD检测，结果如图5所示。
图5为本申请实施例提供的焙烧后的焙烧渣样品的XRD图及经由离子型稀土尾矿分离出的铁锰尖晶石XRD图。由图5可知，经过FeSO4固体粉末混合焙烧后，离子型稀土尾矿中难溶性CeO2可转化为Ce2(SO4)3(PDF#97-002-1073)，而铁锰氧化物则转化为具有稳定性质的铁锰尖晶石(FeFe2O4PDF#97-003-5002和MnFe2O4 PDF#97-005-6121)。
实施例2
本申请实施例提供了一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法，包括如下步骤：
(1)称取10.00g离子型稀土尾矿，按离子型稀土尾矿中CeO2的物质的量n(CeO2):n(FeSO4)＝1:2的摩尔比加入七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，充分混匀后置于管式炉内，并以200mLmin-1的流量通入氮气作为惰性气体，使焙烧处于惰性气体保护下进行；
(2)将混合样品置于300℃下焙烧120min，得到焙烧渣；待样品自然冷却至30℃后置于真空干燥皿中保存；
(3)按固液比1:25的比例将上述焙烧后样品置于0.05mol L-1稀硫酸溶液中，在35℃的条件下通过磁力搅拌(300rpm)反应60min；待反应结束后经真空抽滤后得到稀土浸出液。
实施例3
本申请实施例提供了一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法，包括如下步骤：
(1)称取10.00g离子型稀土尾矿，按离子型稀土尾矿中CeO2的物质的量n(CeO2):物质的量n(FeSO4)＝1:5的摩尔比加入七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，充分混匀后置于管式炉内，并以300mLmin-1的流量通入氮气作为惰性气体，使焙烧处于惰性气体保护下进行；
(2)将混合样品置于400℃下焙烧240min，得到焙烧渣；待样品自然冷却至30℃后置于真空干燥皿中保存；
(3)按固液比1:50的比例将上述焙烧后样品置于0.1mol L-1稀硫酸溶液中，在45℃的条件下通过磁力搅拌(300rpm)反应120min；待反应结束后经真空抽滤后得到稀土浸出液。
实施例4
本申请实施例提供了一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法，包括如下步骤：
(1)称取10.00g离子型稀土尾矿，按离子型稀土尾矿中CeO2的物质的量n(CeO2):物质的量n(FeSO4)＝1:2的摩尔比加入七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，充分混匀后置于管式炉内，并以150mLmin-1的流量通入氮气作为惰性气体，使焙烧处于惰性气体保护下进行；
(2)将混合样品置于400℃下焙烧240min，得到焙烧渣；待样品自然冷却至25℃后置于真空干燥皿中保存；
(3)按固液比1:25的比例将上述焙烧后样品置于0.1mol L-1稀硫酸溶液中，在35℃的条件下通过磁力搅拌(300rpm)反应60min；待反应结束后经真空抽滤后得到稀土浸出液。
对比例1
本申请对比例提供了一种不添加硫酸亚铁固体粉末的从稀土尾矿中回收稀土的方法，包括如下步骤：
参照实施例1的方法，区别在于不添加七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，其他焙烧条件(焙烧温度、时间)和浸出条件(稀硫酸溶液浓度、浸出温度、时间、固液比)等与实施例1保持一致，得到稀土浸出液。
对比例2
本申请对比例提供了一种不添加硫酸亚铁固体粉末的从稀土尾矿中回收稀土的方法，包括如下步骤：
参照实施例2的方法，区别在于不添加七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，其他焙烧条件(焙烧温度、时间)和浸出条件(稀硫酸溶液浓度、浸出温度、时间、固液比)等与实施例2保持一致，得到稀土浸出液。
对比例3
本申请对比例提供了一种不添加硫酸亚铁固体粉末的从稀土尾矿中回收稀土的方法，包括如下步骤：
参照实施例3的方法，区别在于不添加七水硫酸亚铁(FeSO4·7H2O)固体粉末，其他焙烧条件(焙烧温度、时间)和浸出条件(稀硫酸溶液浓度、浸出温度、时间、固液比)等与实施例3保持一致，得到稀土浸出液。
对比例4
本申请对比例提供了一种采用硫酸亚铁溶液直接浸出法从稀土尾矿中回收稀土的方法，包括如下步骤：
(1)称取10.00g离子型稀土尾矿，置于400℃下焙烧240min，得到焙烧渣；待样品自然冷却至25℃后置于真空干燥皿中保存；
(2)以0.1mol L-1的硫酸亚铁水溶液为浸出剂，按固液比1:25的比例，将上述焙烧渣与该硫酸亚铁水溶液混合直接浸出，在35℃的条件下通过磁力搅拌(300rpm)反应60min；待反应结束后经真空抽滤后得到稀土浸出液。
测定实施例1～4和对比例1～4提供的稀土浸出液的各稀土元素、总稀土元素回收率、Ce回收率、Mn浸出率和Fe浸出率的统计数据，结果如图6和图7所示。从本申请实施例1～4提取的总稀土回收含量、Ce回收率、Mn浸出率和Fe浸出率可知，以硫酸亚铁固体粉末为添加剂的稀土硫酸化焙烧-过渡金属氧化物矿化-选择性浸出分离的技术路线具有明显的稀土回收率高、杂质金属离子浓度低、二次污染排放少的优点，具有清洁生产的特性。
更重要的是，本申请发现以硫酸亚铁固体粉末为添加剂，与离子型稀土尾矿混合后先焙烧后采用的稀硫酸酸浸的方法，可显著提高离子型稀土尾矿的稀土回收率和降低铁锰浸出率。通过将过渡金属氧化物矿化和难溶性稀土氧化物还原硫酸化，提高了尾矿砂中稀土元素的总浸出率(达到90％)；同时，本申请中先焙烧后酸浸的方法，具有较低的酸耗。与已报道的湿法冶金工艺相比，本申请采用的稀硫酸溶液浓度仅为0.01mol L-1～0.1molL-1，显著降低了稀土浸出过程的酸耗。此外，本申请以硫酸亚铁固体粉末为添加剂，在焙烧温度范围内具有较高的热稳定性，避免含硫烟气的产生与挥发。
综上所述，本申请的硫酸亚铁固体粉末与稀土氧化物发生硫酸化反应和氧化还原反应，且能与铁锰氧化物发生固相反应生成稳定的尖晶石。本申请首次提出了针对离子型稀土尾矿砂中稀土元素的清洁二次浸出的技术路线，本申请是一个同步的“还原-硫酸化-矿化”反应过程，为稀土硫酸化焙烧-酸浸选择性分离的稀土二次资源回收技术路线。
以上所述仅是本申请的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本申请的保护范围。
Claims (10)
1.一种从离子型稀土尾矿砂中选择性回收稀土的方法，其特征包括：
将离子型稀土尾矿与硫酸亚铁固体粉末混合，得到混合物；
将所述混合物于惰性气氛下进行焙烧，得到焙烧渣；
将所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合，固液分离后得到稀土浸出液。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述硫酸亚铁固体粉末选自无水硫酸亚铁、一水硫酸亚铁和七水硫酸亚铁中的一种或多种。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，以所述离子型稀土尾矿中CeO2物质的量计算，所述离子型稀土尾矿中CeO2的物质的量与所述硫酸亚铁的物质的量比例为1：(1～5)。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述离子型稀土尾矿的目数为100～300目。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述焙烧的温度为100～500℃；所述焙烧的时间为60～480min；所述焙烧的升温速率为5℃min-1～10℃min-1。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述惰性气氛包括氮气或氦气，所述惰性气氛的气体流量为150～300mL min-1。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述稀硫酸溶液的浓度为0.01～0.1mol L-1。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述焙烧渣与所述稀硫酸溶液的固液比为1：(10～50)(g mL-1)。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合的温度为25℃～55℃；所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合的时间为30～120min；所述焙烧渣与稀硫酸溶液混合为磁力搅拌混合，所述磁力搅拌的转速为200rpm～500rpm。
10.根据权利要求1至9任意一项所述的方法，其特征在于，所述固液分离的方法为真空抽滤法。
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| PB01 | Publication | ||
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| GR01 | Patent grant | ||
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