CN1146975A - 提高稀土直收率与制取钍富集物的方法 - Google Patents

提高稀土直收率与制取钍富集物的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN1146975A
CN1146975A CN 95110826 CN95110826A CN1146975A CN 1146975 A CN1146975 A CN 1146975A CN 95110826 CN95110826 CN 95110826 CN 95110826 A CN95110826 A CN 95110826A CN 1146975 A CN1146975 A CN 1146975A
Authority
CN
China
Prior art keywords
rare earth
thorium
uranium
washing
filtering
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
CN 95110826
Other languages
English (en)
Inventor
丁桂村
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.)
Individual
Original Assignee
Individual
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 Individual filed Critical Individual
Priority to CN 95110826 priority Critical patent/CN1146975A/zh
Publication of CN1146975A publication Critical patent/CN1146975A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Landscapes

  • Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

一种提高稀土直收率与制取钍富集物的方法,其技术特征是采用全溶,以碳酸稀土和氨水回调pH值将钍、铀从氯化稀土中除去,使钍富集起来。应用本方法可使稀土直收率在原有基础上提高7~9%,同时还可制取钍富集物,这种钍富集物(干样)含钍可达80~85%(ThO2),而稀土仅为1~2%(ReO),克服了优溶存在的缺陷。且从这种钍富集物中萃取分离钍、铀和稀土,工艺过程简单可靠,处理量小,经济效益显著。

Description

提高稀土直收率与制取钍富集物的方法
本发明属于稀土的提取领域。即从碱分解独居石产生的钍、铀和稀土氢氧化物中提高稀土直收率与钍富集物的一种方法。
我国现在采用独居石为原料生产混合氯化稀土产品的工艺流程为:独居石→球磨→配碱→分解→洗磷→盐酸优溶→除镭→浓缩→结晶→混合氯化稀土产品。这个工艺虽经多次改进完善,但稀土的直收率总是徘徊于83~85%。究其原因,主要是盐酸优溶工艺存在的缺陷所致。盐酸优溶工艺的主要原理是利用钍、铀和稀土的氢氧化物在盐酸介质中溶解度不同,使得稀土与钍、铀得到有效的分离。优溶时,当盐酸加入后,先将反应酸度控制在PH=0.5~1.0,然后再用稀土、钍、铀的氢氧化物回调到PH=3.8~4.0。这样铀、钍和其它非稀土杂质进入优溶渣,达到了稀土与钍、铀的分离目的。盐酸优溶工艺虽然使稀土与钍、铀得到了分离,但由于用稀土、钍、铀的氢氧化物回调溶液的PH值,使得相当多的稀土(约15~20%)进入优溶渣中而造成稀土的最好直收率,仅能达到85%,而不能再有所提高。因为用氢氧化稀土回调PH时,当溶液PH=2.0~4.0时,大部分不溶解而进入优溶渣。由此可以看出盐酸优溶存在的缺陷是:(1)稀土的直收率仅能达到85%,不能再有所提高;(2)所得优溶渣是含有稀土、钍、铀等的混合物。其干样成分是;(%)
批号       ThO2       ReO        U        P       Cl-
  1       27.30       27.60      0.63     5.80    10.10
  2       27.70       29.10      0.72     3.00    14.70
从这种优溶渣中,萃取分离钍、铀和稀土工艺过程复杂,处理量大。
本发明针对盐酸优溶工艺存在的缺陷,提出了一种旨在提高稀土直收率和制取钍富集物的新方法。应用本发明的方法,可使稀土直收率在原有基础之上提高7~9%,这样可明显的提高经济效益,同时还可制取钍富集物。这种钍富集物(干样)含钍可达80~85%(ThO2),而稀土仅为1~2%(ReO)。从这种钍富集物中萃取分离钍、铀和稀土,工艺过程简单,处理量小。
本发明方法的原理是:先用盐酸将稀土、钍、铀的氢氧化物全溶:
     ………………(1)
     ………………(2)
然后通过过滤,使含钍、铀的氯化稀土溶液与酸不溶渣分开。含钍、铀的氯化稀土溶液用碳酸稀土与稀氨水分段回调溶液的PH值,使钍、铀生成沉淀物,达到稀土与钍、铀分离的目的。采用碳酸稀土与稀氨水分段回调PH值的理由是:碳酸稀土在PH=0.5~2.0时,容易与盐酸作用生成氯化稀土与碳酸,而碳酸则分解成二氧化碳与水,不会对氯化稀土造成污染。但PH=2.0~4.0时,碳酸稀土不易溶解,而沉淀下来进入钍富集物中,使稀土直收率降低,钍富集物中稀土含量增加。因此在PH=2.0~4.0时,用稀氨水回调PH值。但只用氨水回调PH值,则会使氯化稀土溶液中氯化铵含量增高,而造成氯化稀土产品中氯化铵含量超过国家标准,使产品不合格。不采用氢氧化稀土回调PH值的原因是:从氯化稀土溶液中沉淀出来的氢氧化稀土成胶状沉淀,不易洗涤,不易过滤,同时在制取氢氧化稀土的操作过程中,小部分Ce(OH)3被氧化成Ce(OH)4,Ce(OH)4和其它稀土的氢氧化物,在PH=0.5~4时不能完全溶解,而进入钍富集物中。
分段回调PH值时,先用碳酸稀土将溶液PH回调到2.0~2.5:
     ………(3)
    再用稀氨水将溶液PH回调到3.8~4.0:
     …………………………(4)
     ……………(5)
然后过滤,得氯化稀土溶液与钍富集物。
碳酸稀土的制取是将碳铵加入到氯化稀土溶液中:
…(6)
然后用水漂洗其中的氧化铵洗至洗水小于10°Be′。之后过滤,得碳酸稀土。
下面对本发明方法进一步加以详细叙述。所提出的这种提高稀土直收率与制取钍富集物的方法,其工艺流程是:
洗磷后的钍、铀和稀土的氢氧化物调浆,用浓盐酸进行全溶之后过滤,将所得的酸不溶渣用水洗涤并过滤,经洗涤后的酸不溶渣送往渣库堆存,全溶后所得到含钍、铀的氯化稀土溶液与洗涤酸不溶渣的洗水混合之,再用碳酸稀土和稀氨水分段回调除钍、铀,先用碳酸稀土回调含钍、铀的氯化稀土溶液的PH值,再用稀氨水回调其PH值,回调完毕后,进行过滤,过滤后所得到的钍富集物用水洗涤并过滤之,钍富集物送往库内堆存或提取钍,回调过滤所得到的氯化稀土溶液与洗涤钍富集物过滤后的洗水合并,送往除镭工序处理,除镭后的小部分氯化稀土溶液加入碳酸氢铵沉淀出碳酸稀土,用水洗涤碳酸稀土多次并过滤之,洗水排入下水道,而碳酸稀土进行调浆备用。
本发明所述的全溶:将洗磷后的钍、铀、稀土的氢氧化物调成25~39°Be′的料浆,送往搪瓷锅内全溶。在边搅拌,边加热的情况之下,缓慢地加入浓盐酸(31%HCl),使钍、稀土的氢氧化物完全溶解,控制溶液的PH值在0.5以下,煮沸,温度必须在100℃以上,时间为15分钟。经煮沸15分钟后,其PH值仍在0.5以下,即可。否则要再加盐酸把溶液的PH值调整到0.5以下。然后用板框压滤机过滤,得含钍、铀的氯化稀土溶液与酸不溶渣。酸不溶渣按固液比1∶5洗涤1次,煮沸后用板框压滤机过滤,洗水合并到含钍、铀的氧化稀土溶液中,酸不溶渣送渣库堆存。
本发明所述的回调除钍、铀:将含钍、铀的氯化稀土溶液放入搪瓷锅内,在边搅拌,边加热的情况下,把调成浆状的碳酸稀土缓慢加入,把溶液的PH值从0.5以下回调到2.0~2.5煮沸,煮沸的温度同样必须在100℃以上,时间为15分钟。煮沸15分钟后,检查溶液的PH值。若PH值未到2.0~2.5,则补加碳酸稀土浆料,将溶液PH值回调到2.0~2.5并稳定之。然后用1∶10的氨水再将溶液的PH值从2.0~2.5回调到3.8~4.0。加氨水时,须多股细流、缓慢的加入,不使溶液局部产生氢氧化稀土沉淀,以提高稀土的直收率。之后用板框压滤机过滤,得钍富集物与氯化稀土溶液。钍富集物按固液比1∶5用水洗涤一次,加热煮沸后,用板框压滤机过滤,得洗水与钍富集物。洗水合并到氯化稀土溶液中,氯化稀土溶液送除镭工序处理。钍富集物送库贮存或萃取分钍、铀与稀土。
本发明所述的制取碳酸稀土:将除镭后浓度60克/升ReO的氯化稀土溶液,放入搪瓷锅中。启动搅拌后,缓慢加入碳铵,以防冒槽。碳铵加入量按ReO∶碳铵=1∶1.65。加完碳铵后,加热升温至50℃。停搅拌沉清,沉清后将上清液虹吸到槽外下水道排掉,再加水漂洗多次,漂洗至洗水小于10°Be′。然后用离心机或吸滤器过滤,所得碳酸稀土送到带搅拌器的槽内调浆备用。
实例1  取洗磷后的钍、铀和稀土氢氧化物的浆料2份,其体积为1000毫升,浆料为25~39°Be′。其一按优溶工艺处理,得含ReO 121.2克/升的氯化稀土溶液2010毫升。其二,先放入可加热的容器内,边加热搅拌边加入浓盐酸,使浆料中的钍、铀、稀土全部溶解,控制溶液的PH值在0.5以下。加热至溶解沸腾后,检验溶液的PH值,若PH值未达到0.5以下,则补加浓盐酸,煮沸15分钟后,再检验PH值稳定在0.5以下即可。之后过滤,得含钍、铀的氯化稀土溶液与酸不溶渣,其酸不溶渣用水洗涤一次,控制固液比为1∶5。过滤后把洗水与含有钍、铀的氯化稀土混合,其酸不溶渣堆存于渣库中。把含有钍、铀的氯化稀土溶液放于能加热的容器内,边加热、搅拌,加入已制备的干碳酸稀土,使溶液的PH值回调到2.0~2.5时止,加热煮沸15分钟,再检验溶液的PH值,若PH值未达到,则补加干碳酸稀土至PH值稳定在2.0~2.5,然后多股细流、缓慢加稀氨水(1∶10)将溶液PH值再回调到3.8~4.0止,再加入少量双氧水,煮沸15分钟后过滤,其钍富集物用水洗涤一次,洗水混合到氯化稀土溶液中,其体积为2506毫升,含氧化稀土112.1克/升,共耗用含氧化稀土69.10%的干碳酸稀土21克。经计算,按本发明工艺处理,进入氯化稀土溶液中氧化稀土比按优溶工艺处理高出9.36%。钍富集物经烘干后,其分析结果是:TReO 1.445%,ThO2 82.40%。
制碳酸稀土过程为:取氯化稀土为ReO 60克/升溶液放入容器内,按氧化稀土∶碳酸氢铵=1∶1.65,边搅拌缓慢加入碳铵,不使溶液冒槽为准。加完碳铵后加热至50℃过滤,碳酸稀土用水漂洗至洗水小于10°Be′为止,过滤后烘干得含BeO为69.10%的干碳酸稀土。
实例2  取洗磷后的钍、铀和稀土氢氧化物的浆料2份,其体积为1000毫升,浆料为25~39°Be′。其一按优溶工艺处理,得含ReO 119.3克/升的氯化稀土溶液2105毫升。其二,先放入可加热的容器内,边加热、搅拌,边加入浓盐酸,使浆料中的钍、铀、稀土全部溶解,控制溶液的PH值在0.5以下。加热至溶解沸腾后,检验溶液的PH值,若PH值未达到0.5以下,则补加浓盐酸,煮沸15分钟后,再检验PH值稳定在0.5以下即可。之后过滤,得含钍、铀的氯化稀土溶液与酸不溶渣,其酸不溶渣用水洗涤一次,控制固液比为1∶5。过滤后把洗水与含有钍、铀的氯化稀土混合,其酸不溶渣堆存于渣库中。把含钍、铀的氯化稀土溶液放于能加热的容器内,边加热、搅拌,加入已制备的干碳酸稀土,使溶液的PH值回调到2.0~2.5时止,加热煮沸15分钟,再检验溶液的PH值,若PH值未达到,则补加干碳酸稀土至PH值稳定在2.0~2.5,然后加稀氨水(1∶10),将溶液PH值再回调到3.8~4.0止,再加入少量双氧水,煮沸15分钟后过滤,其钍富集物用水洗涤一次,洗水混合到氯化稀土溶液中,其体积为2608毫升,含ReO 109.8克/升,共耗用含氧化稀土69.10%的干碳酸稀土22克。经计算,按本发明工艺处理,进入氯化稀土溶液中氧化稀土比按优溶工艺处理高出7.98%。钍富集物经烘干后,其分析结果是:TReO 1.89%,ThO2 84.30%。干碳酸稀土制备如上述实例所述。
将上述实例1、2所得的氯化稀土溶液混合后,进行除镭、浓缩、结晶,而产生混合氯化稀土产品。经分析检验,其产品质量完全符合国家标准GB4148-84。

Claims (4)

1.一种提高稀土直收率与制取钍富集物的方法,其特征在于工艺流程为:
洗磷后的钍、铀和稀土的氢氧化物调浆,用浓盐酸进行全溶之后过滤,将所得的酸不溶渣用水洗涤并过滤,经洗涤后的酸不溶渣送往渣库堆存,全溶后所得到含钍、铀的氯化稀土溶液与洗涤酸不溶渣的洗水混合之,再用碳酸稀土和稀氨水分段回调除钍、铀,先用碳酸稀土回调含钍、铀的氯化稀土溶液的PH值,再用稀氨水回调其PH值,回调完毕后,进行过滤,过滤后所得到的钍富集物用水洗涤并过滤之,钍富集物送往库内堆存或提取钍,回调过滤所得到的氯化稀土溶液与洗涤钍富集物过滤后的洗水合并,送往除镭工序处理,除镭后的小部分氯化稀土溶液加入碳酸氢铵沉淀出碳酸稀土,用水洗涤碳酸稀土多次并过滤之,洗水排入下水道,而碳酸稀土进行调浆备用。
2.据权利要求1所述的提高稀土直收率与制取钍富集物的方法,其特征在于全溶是将洗磷后的钍、铀、稀土的氢氧化物调成25~39°Be′的料浆在搪瓷锅内边搅拌,边加热,缓慢地加入浓盐酸(31% HCl),使钍、稀土的氢氧化物完全溶解,控制溶液的PH值必须在0.5以下煮沸,煮沸温度必须在100℃以上,时间为15分钟。
3.据权利要求1所述的提高稀土直收率与制取钍富集物的方法,其特征在于用碳酸稀土和氨水分段回调除钍、铀是先将含钍、铀的氯化稀土溶液放入搪瓷锅内,边搅拌,边加热,把调成浆状的碳酸稀土缓慢加入,控制溶液的PH值到2.0~2.5煮沸,煮沸的温度同样必须在100℃以上,时间为15分钟。煮沸15分钟后,再用1∶10的氨水再将溶液的PH值回调到3.8~4.0。又在其加氨水时,须多股、细流、缓慢的加入。
4.  据权利要求1所述的提高稀土直收率与制取钍富集物的方法,其特征在于制碳酸稀土是将除镭后浓度为60克/升ReO的氯化稀土溶液放入搪瓷锅中并搅拌缓慢加入碳铵,加热升温至50℃维持10分钟,停搅拌沉清,沉清后将上清液虹吸到槽外,再加水漂洗至洗水小于于10°Be′,其碳铵加入量按ReO∶碳铵=1∶1.65。
CN 95110826 1995-06-28 1995-06-28 提高稀土直收率与制取钍富集物的方法 Pending CN1146975A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN 95110826 CN1146975A (zh) 1995-06-28 1995-06-28 提高稀土直收率与制取钍富集物的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN 95110826 CN1146975A (zh) 1995-06-28 1995-06-28 提高稀土直收率与制取钍富集物的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN1146975A true CN1146975A (zh) 1997-04-09

Family

ID=5078170

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN 95110826 Pending CN1146975A (zh) 1995-06-28 1995-06-28 提高稀土直收率与制取钍富集物的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN1146975A (zh)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108642310A (zh) 一种从稀土料液中络合沉淀除铝的方法
CN111020186B (zh) 一种从铌钛铀矿中综合回收铀铌钛的方法
CN104261473B (zh) 一种五氧化二钒的制备方法
CN103402909A (zh) 使uo3和/或u3o8转化为水合uo4的方法
CN101967559A (zh) 碳酸稀土沉淀废水自回用方法
AU2008363967B2 (en) Method for preparing uranium concentrates by fluidised bed precipitation, and preparation of UO3 and U3O8 by drying/calcining said concentrates
US3533742A (en) Production of titanium dioxide
CA1076364A (en) Process for concentrating and recovering gallium
US4954265A (en) Method of processing spent electroless bath and bath for use therein
US4701309A (en) Method of operating a heap leach for recovering uranium and vanadium
CN107674976B (zh) 一种用氨-碳酸氢铵分离回收低钴高锰废料中钴和锰的方法
CN1146975A (zh) 提高稀土直收率与制取钍富集物的方法
CN112760485B (zh) 从优溶渣中浸出有价资源的方法
CN113249598B (zh) 一种从稀土料液中络合分离除铝的方法
CN1210894A (zh) 用含钨物料制取纯钨化合物
CN114737069A (zh) 一种从离子型稀土矿山浸出液中除铝的方法
CN114231732A (zh) 含钒泥浆深度提钒的方法
US5470550A (en) Zirconium sulfate precipitation
US2180692A (en) Process of treating ores
CN115896453B (zh) 一种除去稀土矿浸出液中放射性元素的方法
CN105349789B (zh) 用氨‑碳酸钠分离回收低钴高锰废料中钴和锰的方法
CN114164351B (zh) 一种利用独居石优溶渣制备硝酸钍的方法
WO2024021237A1 (zh) 一种磷酸铁锂的回收方法
CN112126792B (zh) 锌焙砂短流程湿法炼锌的方法
CN115369246A (zh) 独居石优溶渣的回收方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C01 Deemed withdrawal of patent application (patent law 1993)
WD01 Invention patent application deemed withdrawn after publication