CN114249308B - 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法 - Google Patents

一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法 Download PDF

Info

Publication number
CN114249308B
CN114249308B CN202111382247.0A CN202111382247A CN114249308B CN 114249308 B CN114249308 B CN 114249308B CN 202111382247 A CN202111382247 A CN 202111382247A CN 114249308 B CN114249308 B CN 114249308B
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
rare earth
phosphorus
extracting
stage
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.)
Active
Application number
CN202111382247.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN114249308A (zh
Inventor
李军
龚建平
陈明
侯少春
赵永志
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.)
Sichuan University
Baotou Rare Earth Research Institute
Original Assignee
Sichuan University
Baotou Rare Earth Research Institute
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 Sichuan University, Baotou Rare Earth Research Institute filed Critical Sichuan University
Priority to CN202111382247.0A priority Critical patent/CN114249308B/zh
Publication of CN114249308A publication Critical patent/CN114249308A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN114249308B publication Critical patent/CN114249308B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • 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
    • C01B25/18—Phosphoric acid
    • C01B25/22—Preparation by reacting phosphate-containing material with an acid, e.g. wet process
    • C01B25/222—Preparation by reacting phosphate-containing material with an acid, e.g. wet process with sulfuric acid, a mixture of acids mainly consisting of sulfuric acid or a mixture of compounds forming it in situ, e.g. a mixture of sulfur dioxide, water and oxygen
    • 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
    • C01B25/46—Preparation involving solvent-solvent extraction
    • C01B25/461—Preparation involving solvent-solvent extraction the phosphoric acid present in the medium obtained after reaction being first extracted from the liquid phase formed or separated then re-extracted as free acid by using water or as a phosphate by using a basic compound
    • C01B25/462—Preparation involving solvent-solvent extraction the phosphoric acid present in the medium obtained after reaction being first extracted from the liquid phase formed or separated then re-extracted as free acid by using water or as a phosphate by using a basic compound the extracting agent being alcohol or a mixture of alcohols
    • 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
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02—Roasting processes
    • C22B1/06—Sulfating roasting
    • 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
    • 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
    • C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
    • C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
    • C01P2006/80—Compositional purity
    • 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

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Analytical Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)

Abstract

本发明所述含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，工艺步骤如下：(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.1～1.5配料并混合均匀，然后在200～400℃下焙烧分解60～180min，得到焙烧矿；(2)将焙烧矿用水进行多级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:2～4，温度为60～80℃，每级浸取时间为30～60min，多级逆流浸取结束后得到多级逆流提取液和多级逆流浸出渣；(3)将多级逆流提取液用混合萃取剂进行萃取，然后将萃取所得的有机相用稀磷酸洗涤，再将洗涤后的有机相以水为反萃剂进行反萃得到成品磷酸；(4)将多级逆流浸出渣用水在室温下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:6～8，时间为2～4h，二次浸出结束后经固液分离得到稀土提取液和二次浸出渣。

Description

一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法
技术领域
本发明属于含磷混合稀土精矿处理和综合利用领域，涉及含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法。
背景技术
稀土是十分重要的资源，因其特殊的物理化学性质，在许多领域都有着十分广泛的应用。我国的稀土资源主要有氟碳铈矿，独居石以及离子型吸附矿三种，混合稀土精矿是指独居石和氟碳铈矿的混合矿。而独居石中除稀土资源外还含有大量的磷资源，主要以磷酸稀土盐的形式存在，即REPO4。混合稀土精矿中的P2O5含量大部分在10％左右，如果能将这部分磷资源在稀土生产的同时提取出来并且加以利用，不仅能减少废物的排放，还能产生可观的经济价值。
关于含磷混合稀土精矿中磷资源和稀土资源提取，现有技术主要采用高温浓硫酸分解工艺和低温浓硫酸分解工艺。传统的高温浓硫酸分解工艺流程是：高温焙烧-水浸-中和除杂-碳沉，由于在浓硫酸高温焙烧的过程中，磷主要转化为难溶的焦磷酸盐，在水浸过程中大部分的磷留在渣中而只有少部分的磷溶出进入水浸液中，在后续的中和过程中转化为磷酸铁沉淀除去，因而难以回收磷资源。传统的低温浓硫酸分解工艺流程主要是：低温焙烧-水浸-除杂-萃取，虽然低温焙烧分解温度较低，磷酸与硫酸铁没有形成稳定的的磷酸铁沉淀物，但为了保证稀土溶出，水浸时水的量很大，因此水浸液中磷浓度很低，同时，水浸液中的稀土离子严重影响到磷的回收，导致磷资源回收难度大、成本高。
为了解决传统高温浓硫酸分解工艺和低温浓硫酸分解工艺存在的问题，中国专利CN201810545487.X公开了一种浓硫酸低温焙烧含磷稀土精矿分步提取磷和稀土的方法，该方法将含磷稀土精矿与浓硫酸混合后在200～350℃低温焙烧得到焙烧矿；再将焙烧矿与水混合调浆进行一次浸出，一次浸出结束过滤洗涤后得到磷酸提取液(一次浸出液)及一次浸渣；一次浸渣再与稀硫酸溶液进行二次浸出，浸出结束过滤洗涤后得到稀土提取液(二次浸出液)及酸浸渣。该方法虽然实现了磷与稀土资源的初步分离，减少了废渣的产生，但存在以下问题：(1)一次浸出得到的磷酸提取液中P2O5的浓度仍然较低(5个实施例的磷酸提取液中，除实施例3以外，P2O5的含量均低于45g/L，而实施例2中，P2O5的含量仅为21g/L)，且含有部分的稀土离子，因而后续处理过程也难以实现磷的回收(该方法也未给出怎样通过磷酸提取液得到成品磷酸的技术方案)；(2)一次浸渣采用稀硫酸溶液进行二次浸出，不仅得到的稀土提取液酸度较高，后续工艺需要消耗较多的氧化镁中和除杂，而且增加了酸耗和对设备的腐蚀。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，以提高磷酸提取液中P2O5的浓度并得到成品磷酸，以及降低酸耗和稀土提取液的酸度，减小对设备的腐蚀。
本发明的技术方案：对低温焙烧得到的焙烧矿通过多级逆流浸取提高磷酸提取液中P2O5的浓度；对磷酸提取液采用萃取和反萃得到成品磷酸，通过对萃取剂的优选，使萃取剂对磷酸具有高选择性但对稀土离子无选择能力的特点实现磷酸与稀土的完全分离；对多级逆流浸取得到的浸出渣用水在室温下进行二次浸出，降低酸耗和所得稀土提取液的酸度，减小对设备的腐蚀以及后续中和过程中氧化镁的用量。
本发明所述含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.1～1.5配料并混合均匀，然后在200～400℃下焙烧分解60～180min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用水进行多级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:2～4，温度为60～80℃，每级浸取时间为30～60min，多级逆流浸取结束后，一级浸出单元的浸出液即为多级逆流提取液(也称磷酸提取液)，最后一级浸出单元的浸出渣即为多级逆流浸出渣；
(3)将步骤(2)得到的多级逆流提取液用混合萃取剂进行萃取，然后将萃取所得的有机相用稀磷酸洗涤，再将洗涤后的有机相以水为反萃剂进行反萃得到成品磷酸；
(4)将步骤(2)得到的多级逆流浸出渣用水在室温下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:6～8，时间为2～4h，二次浸出结束后经固液分离得到稀土提取液和二次浸出渣。
上述提取方法，步骤(3)中所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为40％～80％，正辛醇的体积分数为10％～30％，煤油的体积分数为10％～50％。
上述提取方法，步骤(3)中，萃取时有机相与水相的相比为1～6:1，温度为20～70℃，时间为10～50min；反萃时有机相与水相的相比为1～15:1，温度为20～70℃，时间为10～50min。
上述提取方法，步骤(2)中逆流浸取的级数根据含磷混合稀土精矿中的P2O5含量以及磷酸提取液中P2O5的浓度而定；当含磷混合稀土精矿P2O5的质量分数为8～15％、磷酸提取液中P2O5的浓度为110～150g/L时，多级逆流浸取优选三级逆流浸取或四级逆流浸取。
上述提取方法，步骤(2)中多级逆流浸取的水、步骤(3)中的反萃剂、步骤(4)中二次浸出的水优选去离子水或蒸馏水，以避免杂质进入。
上述提取方法，步骤(3)中洗涤萃取所得有机相用的稀磷酸所含P2O5的质量分数为10～20％。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
1、由于本发明所述方法对低温焙烧得到的焙烧矿采用的是用水进行多级逆流浸取，因而所得到的磷酸提取液(即多级逆流提取液)中P2O5的浓度大幅度提高(可达到137.0g/L)，且磷提取率可达到98.58％。
2、由于本发明所述方法得到的磷酸提取液中P2O5的浓度高，且选用由磷酸三丁酯、正辛醇和煤油组成的混合萃取剂对磷酸提取液进行萃取，此种混合萃取剂对磷酸具有高选择性但对稀土离子无选择能力，因而实现了磷酸与稀土的完全分离，获得成品磷酸。
3、由于本发明所述方法可将含磷混合稀土精矿中的磷资源转化为磷酸，因而减少了提取过程中铁资源的消耗及放射性废渣的产生。
4、由于多级逆流浸取后得到的浸出渣酸度较高，本发明所述方法用水进行浸出，不仅可降低酸耗以及对设备的腐蚀，而且得到的稀土提取液酸度降低，可减少后续中和过程中氧化镁的用量，降低成本(需要说明的是，得到稀土提取液后，稀土提取液的后续处理需用氧化镁进行中和除杂)。
附图说明
图1是本发明所述含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法的一种工艺流程图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明所述含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法作进一步说明。
下述各实施例中，含磷混合稀土精矿为独居石和氟碳铈矿的混合矿，所用浓硫酸的质量浓度为98％。
实施例1
本实施例中，含磷混合稀土精矿中稀土品位为66.61％、P2O5的质量分数为11.63％，磷资源和稀土资源提取方法的工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.1配料并混合均匀，然后在300℃下焙烧分解180min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用去离子水进行三级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:2，温度为60℃，每级浸取时间为30min；三级逆流浸取的工艺如图1所示，焙烧矿和逆流的二级浸出液被送入一级浸出单元，一级浸出渣和逆流的三级浸出液被送入二级浸出单元，二级浸出渣与新加入的去离子水或蒸馏水被送入三级浸出单元，每级浸出结束后经固液分离按上述过程进入下一级浸出；三级逆流浸取结束后，一级浸出单元固液分离得到的一级浸出液即为三级逆流提取液(也称磷酸提取液)，三级浸出单元固液分离得到的浸出渣即为三级逆流浸出渣；开始浸出时的二级浸取液与三级浸取液用去离子水或蒸馏水代替，之后按上述操作进行。浸出过程达到平衡后经检测和计算，磷酸提取液(三级逆流提取液)中，P2O5的含量为130.4g/L，磷的提取率为96.58％；
(3)将步骤(2)得到的磷酸提取液用混合萃取剂进行萃取，所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为60％，正辛醇的体积分数为10％，煤油的体积分数为30％，萃取时，有机相(混合萃取剂)与水相(磷酸提取液)的相比为3:1，温度为50℃，时间为50min；萃取结束后，将萃取所得的有机相用P2O5质量分数15％的稀磷酸洗涤以除去硫酸根离子等杂质离子，再将洗涤后的有机相以去离子水为反萃剂进行反萃，反萃时，有机相(含磷混合萃取剂)与水相(去离子水)的相比为5:1，温度为50℃，时间为30min，反萃后得到P2O5质量分数为15.40％的净化稀磷酸，磷的回收率为84.1％；
(4)将步骤(2)得到的三级逆流浸出渣用去离子水在室温(25℃)下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:6，时间为4h，二次浸出结束后经过滤得到pH＝3.0的稀土提取液和二次浸出渣，稀土提取率为90.52％。
实施例2
本实施例中，含磷混合稀土精矿中稀土品位为51.92％、P2O5的质量分数为10.21％，磷资源和稀土资源提取方法的工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.4配料并混合均匀，然后在250℃下焙烧分解120min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用去离子水进行四级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:2，温度为70℃，每级浸取时间为40min；四级逆流浸取工艺与三级逆流浸取工艺相比增加了四级浸出单元，但原理和操作相同；四级逆流浸取结束后，一级浸出单元固液分离得到的一级浸出液即为四级逆流提取液(也称磷酸提取液)，四级浸出单元固液分离得到的浸出渣即为四级逆流浸出渣；浸出过程达到平衡后经检测和计算，磷酸提取液(四级逆流提取液)中，P2O5的含量为135.8g/L，磷的提取率为98.58％；
(3)将步骤(2)得到的磷酸提取液用混合萃取剂进行萃取，所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为50％，正辛醇的体积分数为15％，煤油的体积分数为35％，萃取时，有机相(混合萃取剂)与水相(磷酸提取液)的相比为4:1，温度为25℃，时间为30min；萃取结束后，将萃取所得的有机相用P2O5质量分数20％的稀磷酸洗涤以除去硫酸根离子等杂质离子，再将洗涤后的有机相以去离子水为反萃剂进行反萃，反萃时，有机相(含磷混合萃取剂)与水相(去离子水)的相比为10:1，温度为25℃，时间为30min，反萃后得到P2O5质量分数为30.76％的净化稀磷酸，磷的回收率为90.34％；
(4)将步骤(2)得到的四级逆流浸出渣用去离子水在室温(25℃)下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:7，时间为4h，二次浸出结束后经过滤得到pH＝2.6的稀土提取液和二次浸出渣，稀土提取率为93.68％。
实施例3
本实施例中，含磷混合稀土精矿中稀土品位为66.61％、P2O5的质量分数为11.63％，磷资源和稀土资源提取方法的工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.1配料并混合均匀，然后在300℃下焙烧分解180min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用蒸馏子水进行三级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:2，温度为80℃，每级浸取时间为30min；三级逆流浸取的工艺如图1所示，操作见实施例1；三级逆流浸取结束后，一级浸出单元固液分离得到的一级浸出液即为三级逆流提取液(也称磷酸提取液)，三级浸出单元固液分离得到的浸出渣即为三级逆流浸出渣；浸出过程达到平衡后经检测和计算，磷酸提取液(三级逆流提取液)中，P2O5的含量为137.0g/L，磷的提取率为98.52％；
(3)将步骤(2)得到的磷酸提取液用混合萃取剂进行萃取，所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为60％，正辛醇的体积分数为20％，煤油的体积分数为20％，萃取时，有机相(混合萃取剂)与水相(磷酸提取液)的相比为3:1，温度为50℃，时间为50min；萃取结束后，将萃取所得的有机相用P2O5质量分数12％的稀磷酸洗涤以除去硫酸根离子等杂质离子，再将洗涤后的有机相以蒸馏水为反萃剂进行反萃，反萃时，有机相(含磷混合萃取剂)与水相(蒸馏水)的相比为5:1，温度为50℃，时间为30min，反萃后得到P2O5质量分数为17.45％的净化稀磷酸，磷的回收率为90.12％；
(4)将步骤(2)得到的三级逆流浸出渣用去离子水在室温(25℃)下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:6，时间为4h，二次浸出结束后经过滤得到pH＝2.9的稀土提取液和二次浸出渣，稀土提取率为91.28％。
实施例4
本实施例中，含磷混合稀土精矿中稀土品位为53.19％、P2O5的质量分数为13.37％，磷资源和稀土资源提取方法的工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.3配料并混合均匀，然后在280℃下焙烧分解180min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用去离子水进行四级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:3，温度为60℃，每级浸取时间为40min；四级逆流浸取工艺与三级逆流浸取工艺相比增加了四级浸出单元，但原理和操作相同；四级逆流浸取结束后，一级浸出单元固液分离得到的一级浸出液即为四级逆流提取液(也称磷酸提取液)，四级浸出单元固液分离得到的浸出渣即为四级逆流浸出渣；浸出过程达到平衡后经检测和计算，磷酸提取液(四级逆流提取液)中，P2O5的含量为121.6g/L，磷的提取率为98.12％；
(3)将步骤(2)得到的磷酸提取液用混合萃取剂进行萃取，所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为60％，正辛醇的体积分数为10％，煤油的体积分数为30％，萃取时，有机相(混合萃取剂)与水相(磷酸提取液)的相比为5:1，温度为50℃，时间为50min；萃取结束后，将萃取所得的有机相用P2O5质量分数20％的稀磷酸洗涤以除去硫酸根离子等杂质离子，再将洗涤后的有机相以去离子水为反萃剂进行反萃，反萃时，有机相(含磷混合萃取剂)与水相(去离子水)的相比为10:1，温度为25℃，时间为50min，反萃后得到P2O5质量分数为18.78％的净化稀磷酸，磷的回收率为92.25％；
(4)将步骤(2)得到的四级逆流浸出渣用去离子水在室温(25℃)下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:7，时间为3h，二次浸出结束后经过滤得到pH＝2.6的稀土提取液和二次浸出渣，稀土提取率为96.25％。
实施例5
本实施例中，含磷混合稀土精矿中稀土品位为50.20％、P2O5的质量分数为9.87％，磷资源和稀土资源提取方法的工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.5配料并混合均匀，然后在380℃下焙烧分解90min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用去离子水进行三级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:3，温度为80℃，每级浸取时间为30min：三级逆流浸取的工艺如图1所示，操作见实施例1；三级逆流浸取结束后，一级浸出单元固液分离得到的一级浸出液即为三级逆流提取液(也称磷酸提取液)，三级浸出单元固液分离得到的浸出渣即为三级逆流浸出渣；浸出过程达到平衡后经检测和计算，磷酸提取液(三级逆流提取液)中，P2O5的含量为115.7g/L，磷的提取率为95.12％；
(3)将步骤(2)得到的磷酸提取液用混合萃取剂进行萃取，所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为70％，正辛醇的体积分数为10％，煤油的体积分数为20％，萃取时，有机相(混合萃取剂)与水相(磷酸提取液)的相比为5:1，温度为50℃，时间为20min；萃取结束后，将萃取所得的有机相用P2O5质量分数15％的稀磷酸洗涤以除去硫酸根离子等杂质离子，再将洗涤后的有机相以去离子水为反萃剂进行反萃，反萃时，有机相(含磷混合萃取剂)与水相(去离子水)的相比为10:1，温度为50℃，时间为20min，反萃后得到P2O5质量分数为14.52％的净化稀磷酸，磷的回收率为86.25％；
(4)将步骤(2)得到的三级逆流浸出渣用去离子水在室温(25℃)下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:8，时间为2h，二次浸出结束后经过滤得到pH＝2.5的稀土提取液和二次浸出渣，稀土提取率为96.58％。

Claims (3)

1.一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，其特征在于工艺步骤如下：
(1)将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.1～1.5配料并混合均匀，然后在200～400℃下焙烧分解60～180min，得到焙烧矿；
(2)将步骤(1)所得焙烧矿用水进行多级逆流浸取，逆流浸取时，固液重量比为1:2～4，温度为60～80℃，每级浸取时间为30～60min，多级逆流浸取结束后，一级浸出单元的浸出液即为多级逆流提取液，最后一级浸出单元的浸出渣即为多级逆流浸出渣；
(3)将步骤(2)得到的多级逆流提取液用混合萃取剂进行萃取，所述混合萃取剂为磷酸三丁酯、正辛醇和煤油的混合物，磷酸三丁酯的体积分数为40％～80％，正辛醇的体积分数为10％～30％，煤油的体积分数为10％～50％；然后将萃取所得的有机相用稀磷酸洗涤，再将洗涤后的有机相以水为反萃剂进行反萃得到成品磷酸；
(4)将步骤(2)得到的多级逆流浸出渣用水在室温下进行二次浸出，二次浸出时，固液重量比为1:6～8，时间为2～4h，二次浸出结束后经固液分离得到稀土提取液和二次浸出渣。
2.根据权利要求1所述含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，其特征在于步骤(3)中，萃取时有机相与水相的相比为1～6:1，温度为20～70℃，时间为10～50min；反萃时有机相与水相的相比为1～15:1，温度为20～70℃，时间为10～50min。
3.根据权利要求1或2所述含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，其特征在于步骤(2)中多级逆流浸取为三级逆流浸取或四级逆流浸取。
CN202111382247.0A 2021-11-19 2021-11-19 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法 Active CN114249308B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202111382247.0A CN114249308B (zh) 2021-11-19 2021-11-19 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202111382247.0A CN114249308B (zh) 2021-11-19 2021-11-19 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN114249308A CN114249308A (zh) 2022-03-29
CN114249308B true CN114249308B (zh) 2023-09-08

Family

ID=80792856

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202111382247.0A Active CN114249308B (zh) 2021-11-19 2021-11-19 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN114249308B (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115029546B (zh) * 2022-05-07 2024-01-23 包头稀土研究院 混合稀土矿的处理方法

Citations (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2009021389A1 (fr) * 2007-08-10 2009-02-19 Grirem Advanced Materials Co., Ltd. Procédé de fusion d'un minerai des terres rares de type monazite riche en fe
CN101774556A (zh) * 2010-01-28 2010-07-14 四川大学 盐酸分解中低品位磷矿制备工业级和食品级磷酸的方法
CN102146512A (zh) * 2010-02-08 2011-08-10 北京有色金属研究总院 一种氟碳铈矿冶炼分离工艺
CA2913557A1 (en) * 2011-05-04 2012-11-08 Orbite Technologies Inc. Processes for recovering rare earth elements from various ores
CN104046804A (zh) * 2014-06-25 2014-09-17 包头华美稀土高科有限公司 一种提高稀土浓硫酸焙烧矿浸出液中稀土浓度的方法
CN104232949A (zh) * 2014-10-14 2014-12-24 包头稀土研究院 硫酸焙烧稀土精矿的稀土浸出及浸出水的循环利用方法
CN105886798A (zh) * 2015-02-13 2016-08-24 有研稀土新材料股份有限公司 从含稀土磷矿中回收磷和稀土的方法
CN206591153U (zh) * 2017-01-24 2017-10-27 汪剑岭 逆流连续浸出洗涤设备
CN107619954A (zh) * 2017-09-11 2018-01-23 湖南三丰钒业有限公司 一种浸取提钒的方法
CN107746977A (zh) * 2017-12-13 2018-03-02 济南大学 从含稀土磷矿中回收稀土的方法
CN108950187A (zh) * 2018-08-22 2018-12-07 中国科学院过程工程研究所 一种碳酸钠焙烧分解混合稀土矿的方法
CN108950188A (zh) * 2018-05-25 2018-12-07 包头稀土研究院 浓硫酸低温焙烧含磷稀土精矿分步提取磷和稀土的方法
CN109136590A (zh) * 2018-09-20 2019-01-04 甘肃稀土新材料股份有限公司 一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2970265B1 (fr) * 2011-01-06 2013-02-08 Areva Nc Mise en solution et recuperation d'au moins un element nb, ta et d'au moins un autre element u, terres rares a partir de minerais et concentres
US11858824B2 (en) * 2018-05-03 2024-01-02 Arafura Resources Limited Process for the recovery of rare earths

Patent Citations (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2009021389A1 (fr) * 2007-08-10 2009-02-19 Grirem Advanced Materials Co., Ltd. Procédé de fusion d'un minerai des terres rares de type monazite riche en fe
CN101774556A (zh) * 2010-01-28 2010-07-14 四川大学 盐酸分解中低品位磷矿制备工业级和食品级磷酸的方法
CN102146512A (zh) * 2010-02-08 2011-08-10 北京有色金属研究总院 一种氟碳铈矿冶炼分离工艺
CA2913557A1 (en) * 2011-05-04 2012-11-08 Orbite Technologies Inc. Processes for recovering rare earth elements from various ores
CN104046804A (zh) * 2014-06-25 2014-09-17 包头华美稀土高科有限公司 一种提高稀土浓硫酸焙烧矿浸出液中稀土浓度的方法
CN104232949A (zh) * 2014-10-14 2014-12-24 包头稀土研究院 硫酸焙烧稀土精矿的稀土浸出及浸出水的循环利用方法
CN105886798A (zh) * 2015-02-13 2016-08-24 有研稀土新材料股份有限公司 从含稀土磷矿中回收磷和稀土的方法
CN206591153U (zh) * 2017-01-24 2017-10-27 汪剑岭 逆流连续浸出洗涤设备
CN107619954A (zh) * 2017-09-11 2018-01-23 湖南三丰钒业有限公司 一种浸取提钒的方法
CN107746977A (zh) * 2017-12-13 2018-03-02 济南大学 从含稀土磷矿中回收稀土的方法
CN108950188A (zh) * 2018-05-25 2018-12-07 包头稀土研究院 浓硫酸低温焙烧含磷稀土精矿分步提取磷和稀土的方法
CN108950187A (zh) * 2018-08-22 2018-12-07 中国科学院过程工程研究所 一种碳酸钠焙烧分解混合稀土矿的方法
CN109136590A (zh) * 2018-09-20 2019-01-04 甘肃稀土新材料股份有限公司 一种包头混合型稀土精矿分解处理工艺

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
浸出条件对稀土和铁浸出率的影响试验;候少春 等;《有色金属(冶炼部分)》;第52-56页 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN114249308A (zh) 2022-03-29

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103374652B (zh) 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土和氟的方法
US4105741A (en) Process for recovery of uranium from wet process phosphoric acid
CN111020186B (zh) 一种从铌钛铀矿中综合回收铀铌钛的方法
CN111876598B (zh) 一种共萃取分离铀铌的方法
CN106676291A (zh) 一种从矿石中综合回收铀铌钽的方法
CN104278165A (zh) 从独居石冶炼酸不溶渣中回收钍、铀和稀土
CN106145075B (zh) 生产高品质磷酸的联合萃取方法
CN102690962A (zh) 钛白生产废酸水中钪的回收方法
CN114249308B (zh) 一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法
CN107475540A (zh) 一种钛白废液回收钒和钛的工艺
CN105161746A (zh) 酸性富钒液制备钒电池电解液的方法
CN106399685B (zh) 一种铀、铁、钍、稀土萃取分离工艺
CN114031057A (zh) 湿法磷酸生产工业磷酸及联产聚磷酸铵或固体磷酸的方法
CN113699376B (zh) 一种萃取法分离稀土转型含钙镁硫酸稀土溶液中钙离子的方法
CN113430387B (zh) 一种从锌置换渣硫酸浸出液中全萃取分离镓铁锌的方法
Hughes et al. The isolation of thorium from monazite by solvent extraction. Part I
CN106521159A (zh) 基于含Fe(III)的萃取体系萃取卤水中锂及回收利用Fe(III)的方法
CN109837394B (zh) 一种镍铜氧化物酸溶分离铜的方法
CN107805727B (zh) 一种从湿法磷酸中回收铀的方法
CN115161499B (zh) 一种一步萃取分离和回收稀土与铁的方法
CN115612840B (zh) 一种对溶液中稀土、铀和钍进行分离富集的方法
CN108913876A (zh) 一种稀土矿微波分解-高酸浸出提取高纯铈的方法
CN112176208B (zh) 利用钛白废酸和含钒高钙高磷渣共提取钒、钪的方法
CN106480329A (zh) 一种高纯硝酸钍的制备方法
CN109913649B (zh) 预分轻稀土矿的负载有机相预分离五出口萃取工艺

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