CN115369246A - 独居石优溶渣的回收方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种独居石优溶渣的回收方法,包括以下步骤:将独居石优溶渣和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,得到第一滤液;将第一滤液的pH值调至0.5~3后,再采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将pH值调至3.8~4.2,固液分离得到第二滤液,将第二滤液与金属离子沉淀剂混合进行沉淀处理。上述独居石优溶渣的回收方法,各步骤之间协同作用,有效提高稀土元素回收率和镨元素、钕元素的回收率,且无需使用大量试剂进行萃取,同时还不影响提取钍、铀等元素的回收率。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金领域,特别涉及一种独居石优溶渣的回收方法。
背景技术
独居石是一种重要的磷酸盐稀土矿,工业上常采用氢氧化钠碱煮分解法从独居石中提取稀土元素和磷元素,同时产生大量的沉淀渣,工业上称之为独居石优溶渣。独居石优溶渣的主要成分有钍、铀、钛、铁、锆、硅,以及稀土等元素。传统对独居石优溶渣的处理,是为了回收其中的钍、铀元素,而稀土元素的回收率通常较低,且回收过程中存在过滤较困难,延长工艺时间,以及萃取剂使用量较大的问题。
基于此,提供一种回收过程中固液分离性较好、试剂消耗较少,且稀土元素回收率较高的独居石优溶渣的回收方法具有重要意义。
发明内容
基于此,本发明提供了一种回收过程中固液分离性较好、试剂消耗较少,且稀土元素回收率和镨钕元素回收率较高的独居石优溶渣的回收方法。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下。
一种独居石优溶渣的回收方法,包括以下步骤:
将独居石优溶渣和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,固液分离得到第一滤液和第一固相;
将所述第一滤液的pH值调至0.5~3后,再采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将pH值调至3.8~4.2,固液分离得到第二滤液;
将所述第二滤液与金属离子沉淀剂混合进行沉淀处理。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述无机酸为10wt%~60wt%的无机酸水溶液,所述无机酸水溶液的体积与所述独居石优溶渣的质量比为(0.15~0.6)L:1Kg。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述第一分解的温度为80℃~95℃,时间为1h~3h。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述亚硫酸钠与所述独居石优溶渣的质量比为(0.05~0.2):1。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述第二分解的温度为80~100℃,时间为0.5h~3h。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,无机酸为盐酸、硫酸和硝酸中的至少一种。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述亚硫酸盐为亚硫酸钠、亚硫酸钾和亚硫酸铵中的至少一种。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,将所述第一滤液的pH值调至0.5~3所采用的试剂为碱金属氢氧化物或碱土金属氢氧化物。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种与所述独居石优溶渣的质量比为(0.001~0.02):1。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述沉淀处理以下步骤:
采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将所述第二滤液的pH值调至4.8~5.0,静置,固液分离,取滤液与所述金属离子沉淀剂、晶种混合,静置,得到稀土金属化合物。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述金属离子沉淀剂选自碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵和碳酸氢铵中的至少一种。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,还包括对所述第一固相进行处理的步骤:
将所述第一固相和水混合所得浆料进行重选,得到重砂和轻泥;
将所述重砂依次进行磨矿、碱分解、固液分离,得到第三固相;
对所述第三固相进行稀土回收处理。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述浆料的含固率为15%~30%。
在其中一些实施例中,独居石优溶渣的回收方法中,所述碱分解中所加入的碱为碱金属氢氧化物或碱土金属氢氧化物,所述碱分解中所加入的碱与所述重砂的质量比为(0.3~0.8):1。
与现有技术相比较,本发明的独居石优溶渣的回收方法具有如下有益效果:
上述独居石优溶渣的回收方法,通过将独居石优溶渣和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,在酸性环境下提高镨、钕、铈等稀土元素的浸出率;进一步地,先将分解液快速调至特定pH值后,再采用廉价易得的氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将pH值进行微调至特定值,镧铈元素随沉淀物进行共沉淀,减少镨钕与沉淀物进行共沉淀,从而进一步提高镨钕的回收率;且有效降低钍铀铁沉淀时镨、钕、钆、铽、镝等稀土元素的夹带量,从而进一步提高稀土元素的总回收率;同时,第二分解过程中加入的亚硫酸盐中游离的亚硫酸根离子,由于其还原性强,可将其中稀土变价元素铈和镨从四价还原成溶解性强的三价,提高其浸出率;同时形成硫酸根,有利于改善独居石优溶渣回收过程中固液分离时的过滤条件,提高了工艺可操作性。上述独居石优溶渣的回收方法,各步骤之间协同作用,有效提高稀土元素的回收率,尤其是有效提高镨元素和钕元素的回收率;且无需使用大量试剂进行萃取,同时还不影响提取钍、铀等元素的回收率。
具体实施方式
以下结合具体实施例对本发明的技术方案作进一步详细的说明。本发明可以以许多不同的形式来实现,并不限于本文所描述的实施方式。应当理解,提供这些实施方式的目的是使对本发明公开内容理解更加透彻全面。
除非另有定义,本文所使用的所有的技术和科学术语与属于本发明的技术领域的技术人员通常理解的含义相同。本文中在本发明的说明书中所使用的术语只是为了描述具体的实施例的目的,不是旨在于限制本发明。本文所使用的术语“和/或”包括一个或多个相关的所列项目的任意的和所有的组合。
在本发明的描述中,需要理解的是,术语“第一”、“第二”仅用于描述目的,而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此,限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。在本发明的描述中,“多个”的含义是两个或两个以上,除非另有明确具体的限定。
本发明实施例说明书中所提到的相关成分的质量不仅仅可以指代各组分的具体含量,也可以表示各组分间质量的比例关系,因此,只要是按照本发明实施例说明书相关组分的含量按比例放大或缩小均在本发明实施例说明书公开的范围之内。具体地,本发明实施例说明书中所述的质量可以是μg、mg、g、kg等化工领域公知的质量单位。
独居石优溶渣主要成分如表1所示。
表1
元素名称 | U<sub>3</sub>O<sub>8</sub> | ThO<sub>2</sub> | REO | Fe | P<sub>2</sub>O<sub>5</sub> |
质量百分比% | 0.4~0.8 | 10~20 | 5~15 | 1~5 | 0.1~1.5 |
元素名称 | Cl<sup>-</sup> | SiO<sub>2</sub> | ZrO<sub>2</sub> | TiO<sub>2</sub> | Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> |
质量百分比% | 5~15 | 3~10 | 3~10 | 1~5 | 0.5~3 |
本发明一实施方式提供了一种独居石优溶渣的回收方法,包括以下步骤S10~S40。
步骤S10:将独居石优溶渣和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,固液分离得到第一滤液和第一固相。
通过将独居石优溶渣和无机酸混合进行第一分解,可将其中的氢氧化物溶解;再加入亚硫酸盐进行第二分解,可将其中的四价铈和镨还原成成三价,溶于盐酸中;改善过滤性能。
在其中一些示例中,步骤S10中,无机酸为10wt%~60wt%的无机酸水溶液,所述无机酸水溶液的体积与所述独居石优溶渣的质量比为(0.15~0.6)L:1Kg。
可以理解,无机酸水溶液的质量百分浓度可以为10wt%、12wt%、15wt%、18wt%、20wt%、22wt%、25wt%、28wt%、30wt%、40wt%、50wt%、60wt%等,无机酸水溶液的体积与独居石优溶渣的质量比可以为0.15:1、0.2:1、0.3:1、0.4:1、0.5:1、0.6:1等。
在其中一些示例中,步骤S10中,无机酸水溶液的浓度为20wt%~30wt%。
在其中一些示例中,步骤S10中,无机酸水溶液的体积与独居石优溶渣的质量比为(0.4~0.6):1。
在其中一些示例中,步骤S10中,无机酸水溶液的浓度为30wt%,无机酸水溶液与独居石优溶渣的质量比为0.4:1。
在其中一些示例中,步骤S10中,第一分解的温度为80℃~95℃,时间为1h~3h;可选地,第一分解的温度为82℃~90℃,时间为1h~2h;进一步地,第一分解的温度为86℃,时间为2h。
在其中一些示例中,步骤S10中,将独居石优溶渣和水混合后,再加入盐酸。进一步地,独居石优溶渣与水的质量比为1:(1~3)。
可理解,将独居石优溶渣和水混合进行调浆时,可以采用独居石优溶渣回收过程中收集到的选矿水、回用水等二次水,促进资源循环利用。
在其中一些示例中,步骤S10中,亚硫酸盐与独居石优溶渣的质量比为(0.05~0.2):1。可以理解,亚硫酸盐与独居石优溶渣的质量比为0.05:1、0.06:1、0.08:1、0.1:1、0.12:1、0.13:1、0.15:1、0.2:1等。
在其中一些具体的示例中,步骤S10中,亚硫酸盐与独居石优溶渣的质量比为(0.05~0.15):1;可选地,亚硫酸盐与独居石优溶渣的质量比为(0.1~0.15):1;优选地,亚硫酸盐与独居石优溶渣的质量比为0.1:1。
通过控制亚硫酸盐的添加量,可控制第二分解后得到的分解液的酸度,通过控制分解液的酸度,可保证稀土元素充分溶解,同时减少硅酸胶状物,提高分解液的过滤性。
在其中一些示例中,步骤S10中,控制第二分解后得到的分解液的酸度为0.1mol/L~1.0mol/L。
在其中一些示例中,步骤S10中,第二分解的温度为80℃~100℃,时间为0.5h~3h;可选地,第二分解的温度为82℃~95℃,时间为0.8h~1.5h;进一步地,第二分解的温度为86℃,时间为1h。
在其中一些示例中,步骤S10中,无机酸选自盐酸、硫酸和硝酸中的至少一种;进一步地,无机酸选自盐酸和硫酸中的至少一种;优选地,无机酸为盐酸。
在其中一些示例中,步骤S10中,亚硫酸盐选自亚硫酸钠和亚硫酸钾、亚硫酸铵中的至少一种;优选地,亚硫酸盐为亚硫酸钠。
步骤S20:将步骤S10得到的第一滤液的pH值调至0.5~3后,再采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将pH值调至3.8~4.2,固液分离得到第二滤液。
在其中一些示例中,步骤S20中,将第一滤液的pH值调至0.5~3所采用的试剂为碱金属氢氧化物或碱土金属氢氧化物;进一步地,碱金属氢氧化物选自氢氧化钠和氢氧化钾中的至少一种;碱土金属氢氧化物为氢氧化钙。优选地,采用氢氧化钠将第一滤液的pH值调至0.5~3。
在其中一些示例中,步骤S20中,可溶性碱金属氢氧化物采用水溶液的形式添加,可溶性碱金属氢氧化物水溶液的浓度为2mol/L~3mol/L;进一步地,可溶性碱金属氢氧化物水溶液的浓度为2.5mol/L。
在其中一些示例中,步骤S20中,氢氧化镧铈与独居石优溶渣的质量比为(0.001~0.02):1;进一步地,氢氧化镧铈与独居石优溶渣的质量比为(0.002~0.01):1。
在其中一些具体的示例中,步骤S20中,第一滤液于60℃~90℃滴加可溶性碱金属氢氧化物水溶液,将分解液的pH值调至0.5~3后,再加氢氧化镧铈将pH值调至3.8~4.2,搅拌2h~4h,静置4h~24h,固液分离,得到第二滤液。
可以理解,得到第二滤液的同时得到第二固相,第二固相为铀钍饼,可进一步回收铀、钍元素,加成工铀、钍产品。
在其中一些示例中,步骤S20中,加氢氧化镧铈将pH值调至3.8~4.2后,加氯化钡进行搅拌。可以理解,氯化钡可除放射性物质。
在其中一些示例中,步骤S20中,氯化钡的质量与第一滤液的体积比为(1kg~5kg)/m3。
步骤S30:将第二滤液与金属离子沉淀剂混合进行沉淀处理。
在其中一些示例中,步骤S30中,金属离子沉淀剂选自碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵和碳酸氢铵中的至少一种。进一步地,金属离子沉淀剂为碳酸钠。
在其中一些示例中,步骤S30中,晶种选自碳酸稀土和草酸稀土中的至少一种。
在其中一些示例中,步骤S30包括以下步骤:
采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将第二滤液的pH值调至4.8~5.0,静置,固液分离,取滤液与金属离子沉淀剂、晶种混合,静置,得到稀土金属化合物。
通过控制第二滤液的pH值,可促进钍元素、铀、铁、铝等元素等更好地形成沉淀,固液分离得到的固相中分离钍元素、铀元素和铁元素等,得到的滤液中的钍元素和铀元素含量较低,钍+铀<0.01%,铝<0.05%。
步骤S40:对步骤S10得到的第一固相进行处理。其中,步骤S40包括步骤S41~S44。
步骤S41:将步骤S10得到的第一固相和水混合所得浆料进行重选,得到重砂和轻泥。
在其中一些示例中,步骤S41中,浆料的含固率为15%~30%。可以理解,浆料的含固率可以为15%、18%、19%、20%、22%、24%、25%、26%、28%、30%等。可选地,浆料的含固率为18%~30%;进一步地,浆料的含固率为25%。
通过控制混合浆料的含固率,避免含固率低则无砂带太长,给矿量太小,或者含固率太高,则无砂带太短,床面砂子多,给矿量太大的问题。
在其中一些示例中,步骤S41中,可以采用摇床、蒙古包、溜槽或水力旋流器等重选方式得到重砂和轻泥。
①重砂(渣率12%):锆石~50%、独居石和磷钇矿~25%、云母高岭石~6%、金红石~1.5%、石英~2%、金红石~1.5%、尖晶石~3%、REO~12%。
②轻泥(渣率18%):再生化合物(铁、锆、硅、钛酸等)~50%、稀土化合物~5%、钍化合物~2%。
步骤S42:将步骤S41得到的重砂依次进行磨矿、碱分解、固液分离,得到第三固相。
在其中一些示例中,步骤S42中,碱分解中所加入的碱为碱金属氢氧化物或碱土金属氢氧化物。
进一步地,碱分解中所加入的碱选自氢氧化钠、氢氧化钾和氢氧化钙中的至少一种;优选地,碱分解中所加入的碱为氢氧化钠。
在其中一些示例中,步骤S42中,碱分解中所加入的碱与重砂的质量比为(0.3~0.8):1;进一步地,碱分解中所加入的碱与重砂的质量比为(0.45~0.6):1。
在其中一些示例中,步骤S42中,碱分解中所加入的碱为碱金属氢氧化物,碱金属氢氧化物与重砂的质量比为0.6:1。
通过控制碱分解中所加入的碱与重砂的质量比,可以将重砂其中的独居石和磷钇矿进行碱分解成可溶于无机酸的氢氧化物。
在其中一些示例中,步骤S42中,碱分解的温度为280℃~500℃;进一步地,碱分解的温度为280℃~400℃。
步骤S43:将步骤S42得到的第三固相进行稀土回收处理。
在其中一些示例中,步骤S43中,按照S10~S30步骤将第三固相进行稀土回收处理。
可以理解,可以进行步骤S10得到第一滤液和第一固相后,先第一固相经过步骤S40的处理,将得到的第三固相和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,固液分离得到的滤液与第一滤液混合,一起进行S20和S30的步骤。也可以先直接进行步骤S10~S30,再将步骤S42得到的第三固相和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,固液分离得到的滤液单独进行S20和S30的步骤。
进一步可以理解,步骤S42同时会得到第三滤液,从第三滤液中回收碱盐和碱,碱可用于步骤S42中的碱分解。
进一步可理解,步骤S41得到的轻泥进行固液分离,得到第四固相和第四滤液,第四固相包装入渣库,第四滤液流入下次重选流程,待稀土富集到10g/L再用于酸溶工序。
沉淀稀土废水采用经膜富集后蒸发浓缩循环使用,蒸发余热供给酸溶反应;实现了渣减量化、资源化、减害化,有效解决了稀土冶炼过程产生的“三废”污染、资源浪费、原辅料消耗大等问题,实现稀土及共伴生资源的绿色高效。
上述独居石优溶渣的回收过程中,部分反应如下:
RE(OH)3+3HCl→RECl3+3H2O;
Fe(OH)3+3HCl→FeCl3+3H2O;
Th(OH)4+3HCl→ThCl4+4H2O;
Ce(OH)4+Na2SO3+HCl→CeCl3+Na2SO4+H2O;
Na2U2O7+6HCl→2UO2Cl2+2NaCl+3H2O;
UO2 2++3HCO3 --→UO2(CO3)3 4-+3H+;
Th4++HCO3 -→Th(CO3)4 4-+H+;
2RE3++3HCO3 -→RE2(CO3)3↓+H+;
UO2(CO3)3 4-+4H+→UO2(CO3)↓+3H2O+2CO2↑;
Th(CO3)4 4-+4H+→Th(CO3)2↓+2H2O+2CO2↑;
可理解,上述反应釜、搅拌槽为PP或PPH材质的带搅拌浆耐酸碱槽,固液分离可采用压滤机进行,压滤机为板式压滤机或厢式压滤机等,离心机可以为三足高速离心不锈钢或耐腐蚀的离心机。
在其中一些示例中,独居石优溶渣的回收方法中,还包括废水处理的步骤:
将废水流入储存槽,经膜富集后蒸发浓缩循环使用,蒸发余热供给硫酸浆化反应;采用石英砂过滤+电渗析,淡水作为回用水使用,稀土、钍、铀、钛、锆、镁、钙<1g/L,氯化钠<10g/L;浓水(电导率>10000)进蒸发器浓缩结晶氯化钠。
上述独居石优溶渣的回收方法,各步骤之间协同作用,有效提高稀土元素回收率,尤其是有效提高镨元素和钕元素的回收率;且无需使用大量试剂进行萃取,同时还不影响提取钍、铀等元素的回收率。
具体实施例
以下按照本发明的独居石优溶渣的回收方法举例,可理解,本发明的独居石优溶渣的回收方法并不局限于下述实施例。
独居石优溶渣主要成分如表1所示。
表1
元素名称 | U<sub>3</sub>O<sub>8</sub> | ThO<sub>2</sub> | REO | Fe | P<sub>2</sub>O<sub>5</sub> |
质量百分比% | 0.6 | 15 | 8 | 2.8 | 0.5 |
元素名称 | Cl<sup>-</sup> | SiO<sub>2</sub> | ZrO<sub>2</sub> | TiO<sub>2</sub> | Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> |
质量百分比% | 8 | 6.6 | 6.1 | 2.05 | 1.2 |
下述各实施例和对比例中的回收率计算方法如下:
非稀土元素回收率、以及镨元素和钕元素的回收率=(回收得到的元素质量/独居石优溶渣中含有的该元素的质量)×100%;
稀土元素总回收率=[(回收得到的稀土元素总质量-添加的镧元素和铈元素的总质量)/独居石优溶渣中含有的稀土元素的总质量]×100%。
实施例1
(1)投入3000kg独居石优溶渣到12m3酸溶PPH搅拌槽中,加选矿水、回用水5.25m3,加入盐酸(30wt%)1200升,加热到86℃,搅拌分解2h;加入无水亚硫酸钠300kg,搅拌分解1h,得到分解液,测得酸度为0.65mol/L;将分解液进行固液分离,得到第一滤液6.7m3和第一固相936公斤;
(2)在步骤(1)得到的第一滤液6.7m3,于67℃边搅拌边滴加氢氧化钠溶液(2.5mol/L)至分解液的pH值为3,再加氢氧化镧铈3kg至分解液的pH值为pH值为3.8,静置陈化4h,固液分离得到第二滤液6.9m3和第二固相1.12吨;
(3)采用氢氧化镧铈将步骤(2)收集的第二滤液的pH值调至4.8,继续静置陈化48小时,过滤得到滤液A和滤饼A,从滤饼A和第二固相中回收钍铀铁89%;将滤液A泵入12m3PPH沉淀搅拌槽内,加入碳酸钠溶液、碳酸稀土晶种,静置陈化2h,压滤,取滤饼B投入12m3洗涤槽加水加热洗涤,洗涤后沉淀浆料流入自卸式离心机,甩干,得到碳酸稀土类化合物579公斤。
(4)将步骤(1)收集的第一固相936公斤置于12m3 PPH搅拌槽,加水调浆至浆料含固率25%;浆料泵入6m3 PPH搅拌高位槽,流入蒙古包,再流入6-S摇床,分别得到重砂352公斤和轻泥浆料;
(5)将步骤(4)得到的轻泥通过压滤机压滤,轻泥565公斤包装入渣库,滤液回用于重选,待稀土富集到10g/L再用于酸溶。
(6)将步骤(4)得到的重砂352公斤经磨矿至320目,按每吨重砂拌入氢氧化钠158.4公斤,放入不锈钢盘中,推进焙烧炉;加热280℃分解6小时;焙烧物热水洗涤,隔膜压滤机压滤,滤饼再经过与步骤(1)优溶渣相同的处理方法得到碳酸稀土139.5公斤;滤液1.65m3浓缩到450升,冷却结晶离心机甩干得磷酸钠48.2公斤,浓缩的氢氧化钠碱液回用。
稀土总回收率81.79%,镨钕回收率90.67%。
(7)废水处理:滤液流入储存槽,废水经膜富集后蒸发浓缩循环使用,蒸发余热供给硫酸浆化反应;采用石英砂过滤+电渗析,淡水作为回用水使用,稀土、钍、铀、钛、锆、镁、钙<1g/L,氯化钠<10g/L;浓水(电导率>10000)进蒸发器浓缩结晶氯化钠。
实施例2
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(1)~(2)有所区别,具体如下:
(1)投入3000kg独居石优溶渣到12m3酸溶PPH搅拌槽中,加选矿水、回用水6m3,加入盐酸(30wt%)450升,加热到86℃,搅拌分解2h;加入无水亚硫酸钠150kg,搅拌分解1h,得到分解液,测得酸度为0.1mol/L;将分解液进行固液分离,得到第一滤液和第一固相;
(2)在步骤(1)得到的第一滤液于67℃边搅拌边滴加氢氧化钠溶液(2.5mol/L)至分解液的pH值为2,再加氢氧化镧铈至分解液的pH值为pH值为4.2,静置陈化4h,固液分离得到第二滤液和第二固相;
步骤(5)中,氢氧化钠与重砂的质量比为0.6:1。
(3)(4)(6)同实施例1。
实施例3
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(1)有所区别,具体如下:
(1)投入3000kg独居石优溶渣到12m3酸溶PPH搅拌槽中,加选矿水、回用水9m3,加入盐酸(30wt%)1800升,加热到86℃,搅拌分解2h;加入无水亚硫酸钠450kg,搅拌分解1.5h,得到分解液,酸度为1mol/L;
(2)~(6)同实施例1。
实施例4
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(4)中的浆料含固率为15%。
实施例5
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(5)中,氢氧化钠与重砂的质量比为0.3:1。
实施例6
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(1)中,加入等体积的盐酸水溶液,但盐酸水溶液的质量百分浓度为10wt%。
实施例7
与实施例1基本相同,不同点在于,将步骤(2)和步骤(3)的氢氧化镧铈替换成氢氧化镧。
实施例8
与实施例1基本相同,不同点在于,将步骤(1)的30%盐酸替换成60%硫酸。
实施例9
与实施例1基本相同,不同点在于,将步骤(1)的盐酸替换成30%硝酸。
对比例1
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(1)不添加亚硫酸钠,相应省略了加入亚硫酸钠分解的步骤。
对比例2
与实施例1基本相同,不同点在于,将步骤(1)中的亚硫酸钠替换为双氧水。
对比例3
与实施例1基本相同,不同点在于,将步骤(1)中的亚硫酸钠替换为亚硫酸。
对比例4
与实施例1基本相同,不同点在于,将步骤(1)中的亚硫酸钠替换为铁粉。
对比例5
与实施例1基本相同,不同点在于,步骤(2)不同,具体如下:
(1)同实施例1;
(2)在步骤(1)得到的分解液中加回用水3m3稀释,于67℃边搅拌边滴加氢氧化钠溶液(2.5mol/L)至分解液的pH值为3.8,静置陈化4h,压滤,收集滤饼;
(3)~(6)同实施例1。
各实施例和对比例部分比例,以及稀土总回收率和镨钕回收率如表2所示。
表2
其中,盐酸与优溶渣L:kg指的是盐酸体积与优溶渣质量之比,M亚硫酸钠:M优溶渣指的是亚硫酸钠与优溶渣的质量之比,M氢氧化钠:M重砂指的是氢氧化钠与重砂的质量之比。
从表2可知,相比对比例1~5,采用实施例的回收方法提取得到的稀土总回收率以及镨钕回收率较高;其中,分解时随着亚硫酸钠和盐酸加入量增加,稀土总收率和镨钕回收率增大;同比例加入盐酸,增加盐酸浓度,有利于提升稀土收率;同比例加入不同无机酸,盐酸效果优于硫酸和硝酸;重选含固率不同,收集到的重砂量不同,特定的含固率可促进分离,从而提升稀土收率;先将第一滤液的pH值调到特定值,再加氢氧化镧铈或氢氧化镧替代氢氧化钠进行pH微调,可以同时提升稀土的回收率,尤其是镨钕的回收率。
以上所述实施例的各技术特征可以进行任意的组合,为使描述简洁,未对上述实施例中的各个技术特征所有可能的组合都进行描述,然而,只要这些技术特征的组合不存在矛盾,都应当认为是本说明书记载的范围。
以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式,便于具体和详细地理解本发明的技术方案,但并不能因此而理解为对发明专利保护范围的限制。应当指出的是,对于本领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明构思的前提下,还可以做出若干变形和改进,这些都属于本发明的保护范围。应当理解,本领域技术人员在本发明提供的技术方案的基础上,通过合乎逻辑的分析、推理或者有限的试验得到的技术方案,均在本发明所附权利要求的保护范围内。因此,本发明专利的保护范围应以所附权利要求的内容为准,说明书可以用于解释权利要求的内容。
Claims (10)
1.一种独居石优溶渣的回收方法,其特征在于,包括以下步骤:
将独居石优溶渣和无机酸混合进行第一分解后,加入亚硫酸盐进行第二分解,固液分离得到第一滤液和第一固相;
将所述第一滤液的pH值调至0.5~3后,再采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将pH值调至3.8~4.2,固液分离得到第二滤液;
将所述第二滤液与金属离子沉淀剂混合进行沉淀处理。
2.如权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述无机酸为10wt%~60wt%的无机酸水溶液,所述无机酸水溶液的体积与所述独居石优溶渣的质量比为(0.15~0.6)L:1Kg;
和/或,所述第一分解的温度为80℃~95℃,时间为1h~3h。
3.如权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述亚硫酸盐与所述独居石优溶渣的质量比为(0.05~0.2):1;
和/或,所述第二分解的温度为80℃~100℃,时间为0.5h~3h。
4.如权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述无机酸为盐酸、硫酸和硝酸中的至少一种;和/或
所述亚硫酸盐为亚硫酸钠、亚硫酸钾和亚硫酸铵中的至少一种;和/或
将所述第一滤液的pH值调至0.5~3所采用的试剂为碱金属氢氧化物或碱土金属氢氧化物。
5.如权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种与所述独居石优溶渣的质量比为(0.001~0.02):1。
6.如权利要求1~5任一项所述的回收方法,其特征在于,所述沉淀处理包括以下步骤:
采用氢氧化镧铈和氢氧化镧中的至少一种将所述第二滤液的pH值调至4.8~5.0,静置,固液分离,取滤液与所述金属离子沉淀剂、晶种混合,静置,得到稀土金属化合物。
7.如权利要求6所述的回收方法,其特征在于,所述金属离子沉淀剂选自碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵和碳酸氢铵中的至少一种。
8.如权利要求1~5任一项所述的回收方法,其特征在于,还包括对所述第一固相进行处理的步骤:
将所述第一固相和水混合所得浆料进行重选,得到重砂和轻泥;
将所述重砂依次进行磨矿、碱分解、固液分离,得到第三固相;
对所述第三固相进行稀土回收处理。
9.如权利要求8所述的回收方法,其特征在于,所述浆料的含固率为15%~30%。
10.如权利要求8所述的回收方法,其特征在于,所述碱分解中所加入的碱为碱金属氢氧化物或碱土金属氢氧化物,所述碱分解中所加入的碱与所述重砂的质量比为(0.3~0.8):1。
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