CN116924451B - 磷钇矿的分解回收方法 - Google Patents

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Abstract

本申请涉及一种磷钇矿的分解回收方法。该方法包括如下步骤：将磷钇矿与碱化合物混合进行焙烧处理，制备焙烧碱饼；所述焙烧处理在630℃～730℃下、氧含量≤5％的条件下进行；将所述焙烧碱饼置于水中依次进行浸泡处理和固液分离处理，制备含稀土碱饼和含磷滤液；从所述含稀土碱饼中回收稀土元素，从所述含磷滤液中回收磷元素。

Description

磷钇矿的分解回收方法
技术领域
本申请涉及稀土提取技术领域，特别是涉及一种磷钇矿的分解回收方法。
背景技术
磷钇矿属于磷酸盐稀土矿，一般赋存于多金属的复合矿床或非金属矿床中，与石英、长石、电气石及钛铁矿等多种稀有金属所共生，可以在其他矿物筛选过程作为副产品产出。虽然其与独居石同属磷酸盐稀土矿，但配分不同，磷钇矿中钇含量高，轻稀土含量低，放射性元素含量低，用独居石的分解方法难分解。
随着选矿工艺的发展，磷钇矿逐渐成为一个独立的矿种，浓硫酸法可以获得较高的稀土回收率，但磷、钍等没有得到有效回收，且酸雾对环境和设备影响较大。采用传统独居石矿碱法处理工艺，存在稀土转化率低，尤其是低品位的磷钇矿；采用高温高压浸取，存在设备投入大，且处理成本高的问题，由此，传统技术仍有待改进。
发明内容
基于此，有必要提供一种磷钇矿的分解回收方法，该方法稀土转化率高且回收稀土总收率高。
具体通过如下的技术方案实现的：
本申请一方面提供一种磷钇矿的分解回收方法，包括如下步骤：
将磷钇矿与碱化合物混合，进行焙烧处理，制备焙烧碱饼；
所述焙烧处理在630℃～730℃下、氧含量≤5％的条件下进行；
将所述焙烧碱饼置于水中依次进行浸泡处理和固液分离处理，制备含稀土碱饼和含磷滤液；
从所述含稀土碱饼中回收稀土元素，从所述含磷滤液中回收磷元素。
上述磷钇矿的分解回收方法中，通过控制碱焙烧磷钇矿时的温度和氧含量，使磷钇矿分解的主反应充分进行，将稀土转化为三价的易酸溶状态，从而提高矿物中稀土的转化率，也便于后续稀土溶液除杂，提高了稀土总收率；同时回收磷，使磷钇矿中磷元素和稀土元素有效分离和资源化利用，实现稀土及共伴生资源的绿色高效回收。
在其中一个实施例中，所述碱化合物包括碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐中的至少一种。
在其中一个实施例中，所述碱化合物包括质量比为1:(0.1～0.3)的碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐中。
在其中一个实施例中，所述碱化合物包括质量比为1:(0.1～0.25)的碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐中。
在其中一个实施例中，所述磷钇矿中稀土总质量和所述碱化合物的质量比为1:(1.75～3)。
在其中一个实施例中，所述焙烧处理的温度为650℃～680℃。
在其中一个实施例中，从所述含磷滤液中回收磷元素的步骤包括如下步骤：
将所述含磷滤液与第一除杂剂混合进行第一除杂处理，固液分离制备纯化后的含磷溶液；所述第一除杂剂包括含钙化合物和含亚铁化合物；
将所述纯化后的含磷溶液进行浓缩，冷却结晶处理，制备磷酸三钠。
在其中一个实施例中，从所述含稀土碱饼中回收稀土元素的步骤包括如下步骤：将所述含稀土碱饼和盐酸混合进行盐酸优溶处理，固液分离，制备第一氯化稀土滤液；
将所述第一氯化稀土滤液与第二除杂剂混合进行第二除杂处理，固液分离制备第二氯化稀土滤液；所述第二除杂剂包括硫铵、氯化钡和硫化钠；
将所述第二氯化稀土滤液进行浓缩结晶处理，制备氯化稀土物。
在其中一个实施例中，所述制备第一氯化稀土滤液的步骤包括如下步骤：
将所述含稀土碱饼和盐酸混合至体系pH值为0.5～1，加入氯化铁进行沉淀处理后，将体系pH值调至4～5后进行所述固液分离。
在其中一个实施例中，在所述制备第一氯化稀土滤液的过程中，所述固液分离的步骤还得到酸溶渣，所述分解回收方法还包括如下步骤：
将所述酸溶渣和水混合进行水洗处理，固液分离得到洗涤渣和第三氯化稀土滤液；
将所述第三氯化稀土滤液返回所述盐酸优溶的步骤再回收利用；
将所述洗涤渣再进行选矿，得到轻泥和重砂。
具体实施方式
以下结合具体实施例对本申请的一种磷钇矿的分解回收方法作进一步详细的说明。本申请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。相反地，提供这些实施方式的目的是使对本申请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申请的技术领域的技术人员通常理解的含义相同。本文中在本申请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，不是旨在于限制本申请。
本文所使用的术语“和/或”、“或/和”、“及/或”的可选范围包括两个或两个以上相关所列项目中任一个项目，也包括相关所列项目的任意的和所有的组合，所述任意的和所有的组合包括任意的两个相关所列项目、任意的更多个相关所列项目、或者全部相关所列项目的组合。
本申请实施例说明书中所提到的相关成分的重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重量的比例关系，因此，只要是按照本申请实施例说明书相关组分的含量按比例放大或缩小均在本申请实施例说明书公开的范围之内。具体地，本申请实施例说明书中所述的重量可以是μg、mg、g、kg等化工领域公知的质量单位。
本申请中，涉及到数值区间(也即数值范围)，如无特别说明，可选的数值分布在上述数值区间内视为连续，且包括该数值范围的两个数值端点(即最小值及最大值)，以及这两个数值端点之间的每一个数值。如无特别说明，当数值区间仅仅指向该数值区间内的整数时，包括该数值范围的两个端点整数，以及两个端点之间的每一个整数，在本文中，相当于直接列举了每一个整数，比如t为选自1-10的整数，表示t为选自由1、2、3、4、5、6、7、8、9和10构成的整数组的任一个整数。此外，当提供多个范围描述特征或特性时，可以合并这些范围。换言之，除非另有指明，否则本文中所公开之范围应理解为包括其中所归入的任何及所有的子范围。
本申请中的温度参数，如无特别限定，既允许为恒温处理，也允许在一定温度区间内存在变动。应当理解的是，所述的恒温处理允许温度在仪器控制的精度范围内进行波动。允许在如±5℃、±4℃、±3℃、±2℃、±1℃的范围内波动。
本申请提供一种磷钇矿的分解回收方法，包括如下步骤S100～步骤S400。
步骤S100：将磷钇矿与碱化合物混合，进行焙烧处理，制备焙烧碱饼。
在其中一些实施例中，上述焙烧处理在630℃～730℃下、氧含量≤5％的条件下进行。
上述磷钇矿的分解回收方法中，通过控制碱焙烧磷钇矿时的温度和氧含量，使磷钇矿分解的主反应充分进行，将稀土转化为三价的易酸溶状态，从而提高矿物中稀土的转化率，也便于后续稀土溶液除杂，提高了稀土总收率；同时回收磷，使磷钇矿中磷元素和稀土元素有效分离和资源化利用，实现稀土及共伴生资源的绿色高效回收。
可理解，当本文中公开一个数值范围时，上述范围视为连续，且包括该范围的最小值及最大值，以及这种最小值与最大值之间的每一个值。进一步地，当范围是指整数时，包括该范围的最小值与最大值之间的每一个整数。此外，当提供多个范围描述特征或特性时，可以合并该范围。换言之，除非另有指明，否则本文中所公开之所有范围应理解为包括其中所归入的任何及所有的子范围。
需要说明的是，焙烧处理的温度的取值范围为“630℃～730℃”即可取630℃～730℃的范围的最小值及最大值，以及这种最小值与最大值之间的每一个值。具体示例包括但不限于630℃、635℃、640℃、645℃、650℃、655℃、660℃、665℃、670℃、675℃、680℃、685℃、690℃、695、700℃、705℃、710℃、715℃、720℃、725℃或者730℃，或这些数值中任意两个组成的范围，作为示例，650℃～700℃。
在其中一些实施例中，上述焙烧处理的时间为2h～9h。
在一具体示例中，上述焙烧处理的温度为650℃～680℃。
在其中一些实施例中，上述碱化合物包括碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐中的至少一种。
在其中一些实施例中，上述碱金属氢氧化物包括氢氧化钠和氢氧化钾中的至少一种。
在其中一些实施例中，上述碱金属碳酸盐包括碳酸钠和碳酸钾中的至少一种。
在其中一些实施例中，上述碱化合物包括质量比为1:(0.1～0.3)的碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐。
在一具体示例中，上述碱化合物包括质量比为1:(0.1～0.25)的碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐。
上述碱化合物中使用碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐混合进行碱焙烧处理，使稀土转化率升高，进一步提高了稀土的总收率。
在其中一些实施例中，上述磷钇矿中的稀土总质量和上述碱化合物的质量比为1:(1.75～3)。
具体地，步骤S100中的将磷钇矿与碱化合物混合进行焙烧处理，制备焙烧碱饼的步骤包括步骤S110。
步骤S110：将磷钇矿与碱化合物混合进行焙烧，然后将焙烧产物加水进行磨矿处理，得到焙烧碱饼。
在其中一些实施例中，步骤S110中连续生产时，焙烧产物中加入的是焙烧碱饼的逆流洗涤水。
具体地，焙烧产物进行二次洗涤，将第二次焙烧产物水洗的洗涤液用于焙烧产物第一次水洗。
在其中一些实施例中，上述磨矿处理后的矿物的粒度为40目～425目。
在其中一些实施例中，将磨矿处理后的矿物过100目筛。
在其中一些实施例中，磨矿处理以使90％～95％质量的焙烧处理产物能过100目筛。
步骤S200：将步骤S100中得到的焙烧碱饼置于水中依次进行浸泡处理和固液分离处理，制备含稀土碱饼和含磷滤液。
具体地，制备含稀土碱饼和含磷滤液的步骤包括步骤S210～步骤S220。
步骤S210：将焙烧碱饼置于水中进行浸泡处理，得到第一混合物。
进一步地，浸泡处理在搅拌的条件下进行。
可理解，焙烧碱饼中稀土元素以三价的易酸溶形式存在，不易溶于水，将焙烧碱饼置于水中浸泡处理，焙烧碱饼中磷酸盐易溶于水，以将磷元素进一步从焙烧碱饼中提取出来。
在其中一些实施例中，步骤S210中液固比为(4～8)：1。
在其中一些实施例中，步骤S210中浸泡处理的时间为1h～2h。
步骤S220：将步骤S210中得到的第一混合物进行蒸汽加热处理，保温澄清后，固液分离，制备含稀土碱饼和含磷滤液。
可理解，对第一混合物加热处理以提高分解产物含磷滤液中磷酸三钠的溶解度。
在其中一些实施例中，步骤S220中蒸汽加热处理的温度为85℃～95℃。
在其中一些实施例中，步骤S220中保温澄清的时间为5h～8h。
在其中一些实施例中，步骤S220保温澄清的步骤中，控制澄清后上清液的波美度为28～35。
步骤S300：从步骤S200中得到的含磷滤液中回收磷元素。
具体地，步骤S300中从含磷滤液中回收磷元素的步骤包括步骤S310～步骤S320。
步骤S310：将含磷滤液与第一除杂剂混合进行第一除杂处理，固液分离制备纯化后的含磷滤液。
在其中一些实施例中，第一除杂剂包括含钙化合物和含亚铁化合物。
在其中一些实施例中，第一除杂剂包括石灰、硫酸亚铁和氯化亚铁中的至少一种。
在其中一些实施例中，第一除杂剂包括石灰和硫酸亚铁。
在其中一些实施例中，上述石灰与含磷滤液质量体积比为1kg/m3～2kg/m3，上述硫酸亚铁与含磷滤液质量体积比为7kg/m3～15kg/m3。可选地，步骤S310中制备纯化后的含磷滤液的步骤包括步骤S311～步骤S312。
步骤S311：将含磷滤液进行加热处理，再加入第一除杂剂进行混合处理，得到第二混合物。
在其中一些实施例中，上述加热处理的温度为90℃～95℃。
可理解，通过加热处理以提高磷酸三钠的溶解度。
步骤S312：将步骤S311中得到的第二混合物进行保温处理后，固液分离制备纯化后的含磷滤液。
在其中一些实施例中，步骤S312中保温时间为2h～4h。
在其中一些实施例中，步骤S312中控制溶液颜色由浑浊变无色透明。
可理解，加入石灰的目的是使溶液中的硅酸盐以硅酸钙的形式沉淀，即除硅；加入硫酸亚铁的目的是还原微量六价铀，同时与铁的氢氧化物共沉淀，即可以除铀。在一些示例中，得到的沉淀物要进行封存。
步骤S320：将步骤S310中得到的纯化后的含磷滤液进行浓缩，冷却结晶处理，制备磷酸三钠。
可理解，回收的磷元素以磷酸三钠的形式存在，结晶后纯度较高，可以在工业原料中直接进行应用。
在其中一些实施例中，对步骤S320中的含磷滤液中的余碱进行回收。
在一具体示例中，将上述含磷滤液冷却结晶后的母液，进一步浓缩制备氢氧化钠，减少废水的排放。
步骤S400：从步骤S200中得到的含稀土碱饼中回收稀土元素。
具体地，步骤S400中从含稀土碱饼中回收稀土元素的步骤包括步骤S410～步骤S412。
步骤S410：将步骤S200中得到的含稀土碱饼和盐酸混合进行盐酸优溶处理，固液分离，制备第一氯化稀土滤液。
具体地，步骤S410中制备第一氯化稀土滤液的步骤包括步骤S411～步骤S412。
步骤S411：将步骤S200中得到的含稀土碱饼加水进行2～5次逆流搅拌洗涤，再进行保温澄清，固液分离制备洗涤后的含稀土碱饼。
可理解，进行上述洗涤步骤以进一步除去含稀土碱饼中残留的磷。
在其中一些实施例中，步骤S411中液固比为(4～8)：1。
在其中一些实施例中，步骤S411中洗涤温度为90℃～95℃。
在其中一些实施例中，步骤S411中搅拌处理的时间为1h～2h。
在其中一些实施例中，步骤S411中澄清时间为3h～5h。
在其中一些实施例中，步骤S411中控制体系pH为7～10。
在其中一些实施例中，步骤S411中控制体系中磷浓度小于3g/L。
在其中一些实施例中，步骤S411中控制碱化合物的浓度小于0.3mol/L。
步骤S412：将步骤S411中得到的洗涤后的含稀土碱饼和盐酸混合至体系pH值为0.5～1，加入氯化铁进行沉淀处理后将体系pH值调至4～5后进行固液分离，得到第一酸溶渣和第一氯化稀土滤液。
可理解，上述含稀土碱饼中稀土元素以三价的易酸溶形式存在，加入盐酸后，生成氯化稀土溶液，在酸溶除杂时加入氯化铁，使得焙烧碱饼中残留的磷酸根优先与铁离子结合，以优先生成磷酸铁，减少磷酸根与稀土元素结合形成磷酸稀土的几率，从而尽可能提高稀土元素与氯离子结合形成氯化稀土的几率。
在其中一些实施例中，将体系pH值调至4～5的步骤中采用稀土碳酸盐或者稀土氢氧化物调节pH值。
回调pH过程中采用稀土碳酸盐或者稀土氢氧化物，可以进一步提高稀土中铽、镝的收率。
在一具体示例中，上述稀土氢氧化物为氢氧化镧铈，上述稀土碳酸盐为碳酸镧铈。
步骤S420：将步骤S410中得到的第一氯化稀土滤液与第二除杂剂混合进行第二除杂处理，固液分离制备第二氯化稀土滤液。
在其中一些实施例中，上述第二除杂剂包括硫铵、氯化钡和硫化钠。
在其中一些实施例中，上述硫铵与第一氯化稀土滤液质量体积比为2kg/m3～4kg/m3，上述氯化钡与第一氯化稀土滤液质量体积比为3kg/m3～5kg/m3，上述硫化钠与第一氯化稀土滤液质量体积比为0.8kg/m3～1.2kg/m3。
可选地，步骤S420中制备第二氯化稀土滤液的步骤包括步骤S421～步骤S422。
步骤S421：将第一氯化稀土滤液进行加热，再加入第二除杂剂进行混合搅拌处理，得到第三混合物。
在其中一些实施例中，上述加热处理的温度为85℃～95℃。
可理解，加热有利于除杂反应的进行，有利于除杂率提高。
在其中一些实施例中，上述搅拌处理的时间为1h～2h。
步骤S422：将步骤S421中得到的第三混合物进行静置澄清处理后，固液分离制备第二酸溶渣和第二氯化稀土滤液。
在其中一些实施例中，上述静置时间为8h～12h。
步骤S430：将步骤S420中得到的第二氯化稀土滤液进行浓缩结晶处理，得到冷凝水和氯化稀土物。
在其中一些实施例中，上述氯化稀土物为符合萃取要求的氯化稀土溶液或氯化稀土结晶块。
步骤S440：将步骤S412中得到的第一酸溶渣和步骤S422中得到的第二酸溶渣混合进行两次逆流洗渣处理，固液分离得到洗涤渣和第三氯化稀土滤液。
步骤S450：将步骤S440中得到的第三氯化稀土滤液返回步骤S410中盐酸优溶的步骤再回收利用。
可理解，将上述第三氯化稀土滤液进行回收利用，既提高稀土回收率，又减少废水的排放。
在其中一些实施例中，上述洗涤渣中的酸不溶物通过重选和磁选等选矿方式回收其中锆英砂矿和未分解的稀土矿石。
步骤S460：将步骤S440中得到的洗涤渣用步骤S430中得到的冷凝水进行搅拌调浆，再进行重选选矿，得到轻泥和重砂，分别对轻泥和重砂进行压滤处理，得到的压滤水返回步骤S440中进行酸溶渣的洗涤。
在其中一些实施例中，上述轻泥中主要成分为铁、锆、硅、铝、钛酸等的再生化合物、稀土化合物、钍化合物等，重砂主要成分为锆石、未分解的磷钇矿等。
可理解，上述步骤S460中进行重选，得到轻泥和重砂有利于进一步回收其中有价元素。
在其中一些实施例中，磷钇矿中的稀土元素总质量占比为20％～60％，进一步地，Y2O3/TREO为50％～65％，TREO是指全相稀土氧化物总量。
具体地，磷钇矿的组分符合XB/T105-2011磷钇矿精矿标准。
进一步，稀土总量低于该标准的磷钇矿也适用本方法。
在其中一些实施例中，在上述焙烧处理步骤中，上述磷钇矿与碱化合物通过焙烧窖炉进行焙烧处理。
在其中一些实施例中，上述焙烧窖炉包括依次连通的炉体、炉底，及与炉底连接的排烟管道，炉底设有燃气孔，炉底的侧部具有开孔，在将磷钇矿与碱化合物混合，进行焙烧处理的过程中，打开阀门，点燃天然气，热气上升到炉顶，进行热传递，烟气通过底侧部烟道开孔进入外部吸收塔进行处理。
可以理解，上述焙烧窖炉底部燃烧天然气，排烟管道从窖炉的底部连接外部吸收塔，通过控制燃烧方式和排烟方式，使得炉温的均匀性较好，炉内的气氛处于氧含量可控且较为稳定的状态，从而能够提高焙烧分解的效果。
为了使本申请的目的、技术方案及优点更加简洁明了，本申请用以下具体实施例进行说明，但本申请绝非仅限于这些实施例。以下所描述的实施例仅为本申请较好的实施例，可用于描述本申请，不能理解为对本申请的范围的限制。应当指出的是，凡在本申请的精神和原则之内所做的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本申请的保护范围之内。
为了更好地说明本申请，下面结合实施例对本申请内容作进一步说明。以下为具体实施例。
实施例中所用的反应釜、搅拌槽为PP或PPH材质的带搅拌浆耐酸碱槽，压滤机为板式压滤机，离心机为三足高速离心不锈钢或耐腐蚀的离心机，焙烧窑炉为底部燃烧天燃气，排烟管道从窑炉的下部连接半密闭式梭式窑炉。
实施例1
表1磷钇矿主要化学成分
元素名称 REO Al2O3 MgO Fe2O3 Cr2O3
质量比％ 39.35 4.85 0.24 6.89 0.83
元素名称 CaO SiO2 ZrO2 TiO2 P2O5
质量比％ 2.06 7.87 9.70 8.73 19.36
注：REO代表磷钇矿中稀土氧化物总量。
(1)将磷钇矿与碱化合物混合，其中，碱化合物包括质量比为1:0.25的氢氧化钠和碳酸钠，按磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：2.43；将1吨的磷钇矿与相应的氢氧化钠和碳酸钠进行搅拌混合，装入不锈钢盆中，盆底部铺1公斤氢氧化钠，每盆装料高度为盆高的80％，将装好的料码上窑车，推入燃气梭式窑，关好窑门后，打开燃气点火，加热到650℃，保温4小时，炉内氧含量小于5％；保温时间到后关闭燃气，降温至400℃，拉出窑车，自然冷却得到焙烧产物。
(2)将步骤(1)中得到的焙烧产物加水进行逆流洗涤，并进行磨矿，控制95％的焙烧碱饼过100目筛后，得到焙烧碱饼。
(3)将步骤(2)中得到的焙烧碱饼置于水中进行混合搅拌处理，控制液固比为5，搅拌1h，得到第一混合物。
(4)将步骤(3)中得到的第一混合物进行蒸汽加热处理，加热温度为85℃，保温澄清6h，澄清完全，隔膜压滤机一次压滤，制备含稀土碱饼和含磷滤液，滤液波美度为32。
(5)将步骤(4)中得到的含磷滤液加热到90℃，加入石灰与含磷滤液质量体积比为1.5kg/m3、硫酸亚铁与含磷滤液质量体积比为10kg/m3，保温3小时，溶液颜色由浑浊变无色透明，制备纯化后的含磷滤液；压滤后；含磷滤液流入冷却结晶槽，冷却到32℃以下，搅拌速率12r/min，搅拌时间48小时，用离心机甩干得到磷酸三钠。
(6)将步骤(4)中得到的含稀土碱饼与热水混合，控制液固比为5逆流搅拌洗涤2次，洗涤温度为90℃，第一次搅拌洗涤时间为1h，澄清时间为5h，第二次搅拌洗涤时间为1h，澄清时间为3h，第二次洗涤水波美度为1，pH为9，磷含量为1.78g/L，用隔膜压滤机压滤，得到洗涤后的含稀土碱饼。
(7)向步骤(6)中得到的洗涤后的含稀土碱饼加洗渣水进行调浆，液固比为1：1，再慢慢加入工业盐酸1.4吨/吨进行酸溶至体系pH为0.5，其中加入5kg氯化铁进行沉淀(Fe/P＝3:1)，体系加热到88℃，继续搅拌2h，用氢氧化镧铈将体系pH值调至4.5，压滤后，得到第一酸溶渣和第一氯化稀土滤液。
(8)将步骤(7)中得到的第一氯化稀土滤液加热到85℃，加入硫铵与第一氯化稀土滤液质量体积比为2.5kg/m3、氯化钡与第一氯化稀土滤液质量体积比为4kg/m3、硫化钠与第一氯化稀土滤液质量体积比为1kg/m3，搅拌1小时，静置8小时以上，澄清，压滤机压滤得第二酸溶渣和第二氯化稀土滤液。
(9)将步骤(8)中得到的第二氯化稀土滤液用搪瓷反应釜在负压状态下进行浓缩，蒸汽加热浓缩，料液放入结晶槽，进行结晶处理，得到氯化稀土结晶块。
(10)将步骤(7)得到的第一酸溶渣和步骤(8)中得到的第二酸溶渣和洗渣水混合进行水洗处理，控制液固比为2:1，温度为80℃，搅拌2h，压滤机压滤，进行两次逆流洗渣，得到洗涤渣和第三氯化稀土滤液。
(11)将步骤(10)中得到的洗涤渣用氯化稀土蒸发结晶冷凝水进行搅拌调浆，控制溶液固含量为25％，搅拌2h，静置4h，上部侧阀放出轻泥压滤，底部放出重砂压滤，分别压滤得到轻泥和重砂，滤液返回步骤(10)进行酸溶渣洗涤重复利用。
实施例2
实施例2与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1:3。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例3
实施例3与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1:2。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例4
实施例4与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：2.63，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0.3，焙烧温度为730℃，保温时间为2h。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例5
实施例5与实施例4中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，焙烧温度为630℃，保温时间为6h。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例6
实施例6与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：2.63，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0.3。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例7
实施例7与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：2.63，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0.15，焙烧温度为650℃。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例8
实施例8与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：2.63，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0，焙烧时氧气分量为4.5％。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例9
实施例7与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：1.75，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0.3，焙烧温度为730℃。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例10
实施例10与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：1.75，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0.2，焙烧温度为630℃。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例11
实施例11与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：1.75，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例12
实施例12与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，焙烧时间为9h。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例13
实施例13与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，磷钇矿中稀土总质量和碱化合物的质量比为1：1.5，焙烧时氧气分量为4.5％。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例14
实施例14与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，焙烧时间为1h。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
实施例15
实施例15与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，氢氧化钠和碳酸钠的质量比为1：0.4。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
对比例1
对比例1与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，焙烧温度为600℃。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
对比例2
对比例2与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，焙烧时氧气分量为8％。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
对比例3
对比例3与实施例1中磷钇矿的分解回收方法基本一致，不同之处在于，焙烧温度为770℃。
其他条件及参数与实施例1相同，具体测试结果请见表2。
测试
1、对实施例及对比例中磷钇矿的分解回收方法中稀土转化率进行测试，具体计算公式为：转化率＝洗涤磷后的碱饼中一次酸溶的稀土总质量/(洗涤磷后的碱饼中一次酸溶的稀土总质量+酸溶渣再次碱焙烧后盐酸溶解得到的稀土总质量)。
2、对实施例及对比例中磷钇矿的分解回收方法中稀土总收率进行测试，具体计算公式为：稀土总收率＝所得氯化稀土溶液体积*稀土浓度/(原矿重量*矿的稀土总质量占比)。
3、对实施例及对比例中磷钇矿的分解回收方法中铽镝回收率进行测试，具体计算公式为：铽镝的回收率＝所得氯化稀土溶液体积*稀土浓度*溶液中铽镝配分/(原矿重量*矿的稀土总质量占比*矿中铽镝配分)。
4、对实施例及对比例中磷钇矿的分解回收方法中磷酸三钠回收率进行测试，具体计算公式为：磷酸三钠回收率＝(磷酸三钠重量*其P2O5含量)/(原矿重量*其P2O5量)。
具体测试结果请见表2。
表2
上述测试结果表明：从实施例1～3和实施例13对比可知，实施例1～3的稀土的总收率和铽镝收率更高。实施例2和实施例1相比增大碱的用量，矿的稀土转化率略有提升，稀土总收率和铽镝收率同比例增长，但碱的比例增大，洗涤时余碱量增大，会增大洗水量。实施例3和实施例1相比减少碱的用量，矿的稀土转化率有所下降，稀土总收率和铽镝收率同比例下降。实施例13中矿的转化率降低，从而稀土的总收率和铽镝收率也减少。
实施例4～5和实施例6对比可知，实施例6焙烧温度适中，有利于转化率提升，实施例6的稀土的总收率和铽镝收率更高。
实施例7与实施例6相比，降低焙烧温度30℃，矿的稀土转化率、稀土总收率和铽镝收率基本维持不变，但后续的加工难度增加，破碎和磨矿的速度减慢，洗涤水量增大。
实施例8焙烧时氧气分量略有降低，矿的稀土转化率，稀土总收率和铽镝收率略有减少，焙烧矿料致密度进一步增加，对后续磨矿、洗涤增加难度。
实施例9～10与实施例11对比可知，实施例11的稀土的总收率和铽镝收率更高。
实施例12、实施例14和实施例1对比可知，实施例1的稀土的总收率和铽镝收率更高。实施例12中可能是部分锆、硅转化成硅酸盐和锆酸盐，不利于稀土的浸出，收率降低，实施例14中焙烧时间太短，不利于反应的充分进行，收率降低。
实施例15和实施例1对比可知，实施例1中碱化合物比例适中，实施例1的稀土的总收率和铽镝收率更高。
对比例1与实施例1的其他条件相同，区别仅在于焙烧温度不同，温度降低，稀土的总收率和铽镝收率下降幅度较大。
对比例2与实施例1的其他条件相同，区别仅在于焙烧处理氧含量不同，氧含量增加，铈、镨、铽等变价元素氧化成高价，不利于盐酸浸出，收率降低。
对比例3与实施例1的其他条件相同，区别仅在于焙烧处理温度不同，温度过高，稀土的总收率和铽镝收率反而降低。
由此可知，采用本申请的技术方案稀土转化率、稀土回收率、铽镝回收率及磷酸三钠回收率均较高，产物纯度较高。
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申请的几种实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对申请专利范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本申请的保护范围。因此，本申请专利的保护范围应以所附权利要求。

Claims (10)

1.一种磷钇矿的分解回收方法，其特征在于，包括如下步骤：
将磷钇矿与碱化合物混合，进行焙烧处理，制备焙烧碱饼；
所述焙烧处理在630℃～730℃下、氧含量≤5％的条件下进行；
将所述焙烧碱饼置于水中依次进行浸泡处理和固液分离处理，制备含稀土碱饼和含磷滤液；
从所述含稀土碱饼中回收稀土元素，从所述含磷滤液中回收磷元素；
所述磷钇矿中稀土总质量和所述碱化合物的质量比为1:(1.75～3)。
2.如权利要求1所述的分解回收方法，其特征在于，所述碱化合物包括碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐中的至少一种。
3.如权利要求1所述的分解回收方法，其特征在于，所述碱化合物包括质量比为1:(0.1～0.3)的碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐。
4.如权利要求1～3任一项所述的分解回收方法，其特征在于，所述碱化合物包括质量比为1:(0.1～0.25)的碱金属氢氧化物和碱金属碳酸盐。
5.如权利要求1～3任一项所述的分解回收方法，其特征在于，所述焙烧处理的时间为2h～9h。
6.如权利要求1～3任一项所述的分解回收方法，其特征在于，所述焙烧处理的温度为650℃～680℃。
7.如权利要求1～3任一项所述的分解回收方法，其特征在于，从所述含磷滤液中回收磷元素的步骤包括如下步骤：
将所述含磷滤液与第一除杂剂混合进行第一除杂处理，固液分离制备纯化后的含磷溶液；所述第一除杂剂包括含钙化合物和含亚铁化合物；
将所述纯化后的含磷溶液进行浓缩，冷却结晶处理，制备磷酸三钠。
8.如权利要求1～3任一项所述的分解回收方法，其特征在于，从所述含稀土碱饼中回收稀土元素的步骤包括如下步骤：
将所述含稀土碱饼和盐酸混合进行盐酸优溶处理，固液分离，制备第一氯化稀土滤液；
将所述第一氯化稀土滤液与第二除杂剂混合进行第二除杂处理，固液分离制备第二氯化稀土滤液；
所述第二除杂剂包括硫铵、氯化钡和硫化钠；
将所述第二氯化稀土滤液进行浓缩结晶处理，制备氯化稀土物。
9.如权利要求8所述的分解回收方法，其特征在于，所述制备第一氯化稀土滤液的步骤包括如下步骤：
将所述含稀土碱饼和盐酸混合至体系pH值为0.5～1，加入氯化铁进行沉淀处理后，将体系pH值调至4～5后进行所述固液分离。
10.如权利要求8所述的分解回收方法，其特征在于，在所述制备第一氯化稀土滤液的过程中，所述固液分离的步骤还得到酸溶渣，所述分解回收方法还包括如下步骤：
将所述酸溶渣和水混合进行水洗处理，固液分离得到洗涤渣和第三氯化稀土滤液；
将所述第三氯化稀土滤液返回所述盐酸优溶的步骤再回收利用；
将所述洗涤渣再进行选矿，得到轻泥和重砂。
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Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107699717A (zh) * 2017-09-29 2018-02-16 永州市零陵远达新材料有限公司 一种锆英砂伴生独居石矿加工成氯化稀土的方法
CN109266838A (zh) * 2017-07-18 2019-01-25 有研稀土新材料股份有限公司 氟碳铈矿及含氟碳铈矿的混合矿的处理方法
CN111187926A (zh) * 2020-01-07 2020-05-22 包钢集团矿山研究院（有限责任公司） 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法
CN112534072A (zh) * 2018-08-10 2021-03-19 有研稀土新材料股份有限公司 一种联合法处理稀土精矿的冶炼分离工艺
CN114990364A (zh) * 2022-06-30 2022-09-02 贵州大学 一种从含稀土磷矿中回收磷与稀土的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109266838A (zh) * 2017-07-18 2019-01-25 有研稀土新材料股份有限公司 氟碳铈矿及含氟碳铈矿的混合矿的处理方法
CN107699717A (zh) * 2017-09-29 2018-02-16 永州市零陵远达新材料有限公司 一种锆英砂伴生独居石矿加工成氯化稀土的方法
CN112534072A (zh) * 2018-08-10 2021-03-19 有研稀土新材料股份有限公司 一种联合法处理稀土精矿的冶炼分离工艺
CN111187926A (zh) * 2020-01-07 2020-05-22 包钢集团矿山研究院（有限责任公司） 一种白云鄂博独居石精矿湿法冶炼的方法
CN114990364A (zh) * 2022-06-30 2022-09-02 贵州大学 一种从含稀土磷矿中回收磷与稀土的方法

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