CN117802312A - 使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及矿物加工工程技术领域，具体涉及一种使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法。本发明的化学选矿方法主要包括化学浸出、分离和任选的干燥等多个工序，其中所述化学浸出是分两个阶段进行的。本发明的化学选矿方法降低了稀土精矿中的氧化钙含量，提高了混合稀土精矿的品位，为使氟碳铈矿与独居石分离、稀土冶炼清洁化发展提供条件，有利于稀土冶炼工艺的优化改进，减轻对环境的污染；为铌钪提取提供原料；产生的中间产物均可转化为产品，基本可实现零排放，实现了综合利用的目的，整个方法绿色环保无废物排放。

Description

使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法

技术领域

本发明涉及矿物加工工程技术领域，具体涉及一种混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法。

背景技术

内蒙古包头白云鄂博矿区是世界上最大的稀土矿产聚集区，由该矿区生产的混合稀土精矿是中国特有的复合型稀土矿，其稀土品位通常可达到约50-58重量％，氧化钙(CaO)含量一般为约6-12重量％。所述混合稀土精矿主要包含氟碳铈、独居石、氟磷酸钙、萤石、磷灰石、白云石、方解石、黄铁矿、磁黄铁矿以及微量的铌和钪氧化物等多元矿相。

所述混合稀土精矿目前通常采用“酸法”工艺或“碱法”工艺进行冶炼处理。

稀土冶炼的“酸法”工艺通常指稀土的浓硫酸高温焙烧法。该工艺对于原料的包容度较高，适应性强，原料中杂质种类多少，含量高低对于选用的工艺影响不大，工艺在很宽的原料组分范围内都可以正常运转。然而，这样的“酸法”工艺常常会因为稀土精矿中钙含量较高而无法高效进行。钙会与硫酸形成硫酸钙沉淀，从而带走部分稀土，导致稀土收率降低，有时甚至可能低到90％以下。另外，“酸法”工艺会由于钙的存在而产生大量废渣，导致三废污染严重，产生严重的环保问题。

稀土冶炼的“碱法”工艺对于原料的要求更高，稀土原料中存在的钙对稀土的回收率影响非常大，因此所述“碱法”工艺对于原料中钙的含量也有着严格的要求。

由此可见，无论如上所述的“酸法”还是“碱法”工艺，原料中钙的存在均不利于后续的冶炼生产。

目前现有技术中普遍使用盐酸一次浸出法洗除稀土原料中的钙，这种方法采用的液固比较大，一般为约10:1，废酸液量大，也难以处理，并且稀土的损失有时很大，可达约5％以上。例如，在马升峰等人的文章《包头混合型稀土矿盐酸洗钙工艺研究》(稀土，第38卷，第5期，第75-82页，2017年10月)中公开了，当采用盐酸洗钙工艺除去直接碱分解71重量％以上高品位混合型稀土精矿中的钙杂质时，在矿浆浓度为16.67％，起始酸度为3.5mol/L，水洗矿耗酸量为1.33mol/kg，浸出温度为40℃的酸洗最优工艺条件下，CaO的去除率仅达到约70％，最终除钙矿中的CaO含量仅从原始的7.73重量％下降到2.25重量％，稀土品质仅从71.04重量％提升到77.88重量％。

另外，高品位稀土精矿是氟碳铈矿与独居石有效分离的前提，氟碳铈矿与独居石高效分离要求稀土精矿中稀土元素氧化物(REO)含量至少在约65重量％以上，REO含量越高分离效果越好，二者的高效分离是实现稀土精矿单独冶炼的必要条件。

中国专利申请CN102357421A公开了一种高钙稀土精矿的除钙方法，其中采用浮选方法，经一粗一扫三精流程获得REO≥65％，CaO含量为≤2％的高品位稀土精矿，以及CaO含量≥40％，REO≤5％的含钙富集物。例如在其实施例中实现了CaO含量最低达到1.1重量％，REO含量最高达到67.1重量％的稀土精矿。

本领域中仍然需要开发出一种在不影响选厂现有生产的前提下，以工业生产的混合稀土精矿为原料的化学选矿方法，该方法能够在产生较少废料的情况下将混合稀土精矿中钙的含量进一步降低到约1重量％以下，同时还能够进一步将稀土精矿的品位提升到约70重量％以上，并且稀土回收率还能保持高位。

发明内容

发明目的

基于上述背景技术部分中阐述的问题，为了解决目前生产的混合稀土精矿中钙含量较高，稀土品位不够，对冶炼存在不利影响的问题，本发明提供了一种使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法。

技术方案

为了实现上述目的，本发明采用了以下技术方案：

方案1.一种使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法，其中所述混合稀土精矿优选是REO含量为约50至约58重量％，CaO含量为约6至约12重量％的混合稀土精矿，所述方法包括以下步骤：

步骤1：使所述混合稀土精矿与浓盐酸反应以获得固液混合物，其中所得液相为酸性溶液，所述液相的pH优选为≤3，更优选在约2至约3之间，所述浓盐酸的浓度优选为约8至约12mol/L，所述反应优选在常压或加压下在80℃以下的温度下，优选在约60至约80℃的温度下进行；

步骤2：将得自步骤1的固液混合物分离成固相和液相；

步骤3：将得自步骤2的固相与浓盐酸在常压或加压下在约90至约110℃的温度下，优选约100至约110℃的温度下混合约4.5至约5.5小时，所述浓盐酸的浓度优选为约8至约12mol/L；

步骤4：在低于约85℃，优选低于约80℃的温度下向得自步骤3的溶液中添加作为沉淀剂的阳离子聚丙烯酰胺以形成固液混合物，所述阳离子聚丙烯酰胺沉淀剂的添加量为每升所述溶液添加约0.1至约0.3g，优选约0.2g；

步骤5：将得自步骤4的固液混合物分离成包含盐酸的液体相和包含低钙高品位稀土精矿的固体相；

其中在步骤1和3中使用的浓盐酸的总量对应于每公斤所述混合稀土精矿使用约0.40至约0.55kg HCl分子，优选约0.43至约0.46kg HCl分子。

方案2.根据上述方案1所述的化学选矿方法，其中在步骤3的混合过程中添加作为助溶剂的硝酸，所述硝酸的添加量为每公斤所述混合稀土精矿添加约5至约10g HNO₃分子。

方案3.根据上述方案1或2所述的化学选矿方法，其中在步骤3的混合过程中添加作为促溶剂的硼酸，所述硼酸促溶剂的添加量为每公斤所述混合稀土精矿添加约0.8至约1.3g硼酸。

方案4.根据上述方案1至3中任一项所述的化学选矿方法，其中在步骤1中使用的浓盐酸的至少一部分包含得自步骤5的包含盐酸的液体相。

方案5.根据上述方案1至4中任一项所述的化学选矿方法，其中所述方法还包括将得自步骤5的固体相干燥以获得能够直接用于稀土冶炼的低钙高品位稀土精矿。

方案6.根据上述方案1至5中任一项所述的化学选矿方法，其中所述方法还包括回收得自步骤2的液相中的在所述步骤1中可能溶解到所述液相中的包含稀土元素以及铌和钙元素的化合物，其中所回收的稀土元素尤其包括铈、钪等。

方案7.由根据上述方案1至6中任一项所述的化学选矿方法制备的低钙高品位稀土精矿，其中包含的氧化钙含量优选为约1重量％以下，并且REO含量优选为约70重量％以上。

技术效果

首先，本发明的使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法可使选厂生产的混合稀土精矿中的钙含量显著降低，其中氧化钙含量降低幅度可达到约90％以上，所获得的低钙高品位稀土精矿中氧化钙的含量可被降低到约1重量％以下，从而削弱了钙对稀土冶炼的不利影响，解决了工业生产混合稀土精矿钙含量高，带来的环境污染严重、处理工艺复杂、处理成本高等问题。

其次，本发明的使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法通过降钙提质获得了低钙高品位混合稀土精矿，其中REO回收率高达90％以上，所获得的低钙高品位稀土精矿中REO含量可高达约70重量％以上，甚至达到约73重量％以上。因此本发明的方法解决了目前稀土冶炼因原料品质低导致的问题，从而本发明的化学选矿方法为稀土清洁冶炼创造了条件。

另外，本发明的使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法使用的原料可循环利用，产生的废料较现有技术显著减少，从而降低了环境污染的问题。

最后，本发明的混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法还获得了含有铌、钪以及钙元素化合物的料液，该含铌、钪的料液不仅是提取铌和钪的优质原料，而且料液中富含的以CaCl₂为主的无机物还可以作为后续生产抑尘剂的有用原料。

总之，本发明的混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法提高了稀土品位，为使氟碳铈矿与独居石分离、稀土冶炼清洁化发展提供条件，有利于稀土冶炼工艺的优化改进，减轻对环境的污染；为铌钪提取提供原料；产生的中间产物均可转化为产品，基本可实现零排放，实现了综合利用的目的，整个方法绿色环保无废物排放。

附图说明

为了更清楚地说明本发明具体实施方式，下面将对具体实施方式所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述的附图是本发明的一些实施方式，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其它附图。

图1为实施本发明的使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法的工艺流程图。

具体实施方式

为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明的实施例，对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述。本领域技术人员应该明了，所述实施例仅仅是帮助理解本发明，不应视为对本发明的具体限制。基于本发明中的实施例，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它实施例，都属于本发明保护的范围。下列实施例中未注明具体条件的工艺参数，通常按照常规条件。

在本发明中所披露的范围的端点和任何值都不限于该精确的范围或值，这些范围或值应当理解为包含接近这些范围或值的值。本发明中使用的术语“约”表示其所修饰的数字可以在该数字的±20％，±15％，±10％，±5％或±2％范围内波动。对于数值范围来说，各个范围的端点值之间、各个范围的端点值和单独的点值之间，以及单独的点值之间可以彼此组合而得到一个或多个新的数值范围，这些数值范围应被视为在本发明中具体公开。

在第一方面，本发明提供一种使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法。

在上述本发明第一方面提供的化学选矿方法中，所述混合稀土精矿是指包钢集团选厂生产的混合稀土精矿。具体地，所述混合稀土精矿优选是REO含量为约50至约58重量％，CaO含量为约6至约12重量％的混合稀土精矿。

本发明的化学选矿方法主要包括化学浸出、分离和任选的干燥等多个工序，其中所述化学浸出是分两个阶段进行的，所述第一段化学浸出主要分解白云石和方解石等的矿物，和所述第二段化学浸出主要分解剩余未分解的碳酸盐以及萤石和磷灰石等含钙矿物。

具体地，本发明的化学选矿方法包括以下步骤1至步骤5。

所述第一段化学浸出过程包括所述步骤1，该步骤包括使所述混合稀土精矿与浓盐酸反应以获得固液混合物。

在所述步骤1中，所述反应优选在搅拌下进行以保证物料均匀充分反应。在反应过程中，优选在搅拌下将所述浓盐酸缓慢滴加到所述混合稀土精矿中以避免反应过于剧烈。另外优选将逸出的气体(主要是白云石和方解石等矿物与盐酸反应产生的二氧化碳)吸收在碱性溶液(优选氢氧化钠或氢氧化钙溶液)中。

所使用的浓盐酸的浓度可以在宽范围内变化，但优选在约8至约12mol/L范围内，例如可以使用约9mol/L、约9.85mol/L、约10mol/L或约11mol/L的浓盐酸。在所述步骤1中，如果使用的浓盐酸浓度低于8mol/L，则所用的盐酸体积过大，导致需要体积更大和成本更高的设备；另外，所述混合稀土精矿中的白云石和方解石等矿物的分解可能不充分，或者可能需要过长的反应持续时间。

所述反应温度没有特别限制，但优选在不高于约80℃的温度下，更优选在约60至约80℃之间，尤其是在约65℃至约78℃下，例如在约75℃至约78℃下。在此温度范围内，白云石和方解石等矿物与盐酸的反应速度适宜，并且矿料中部分要在二段浸出过程中浸出的物质会产生一定程度的变化，使得二段浸出过程的效果更容易实现。如果反应温度高于约80℃，则发生的反应可能过于剧烈，不易控制，而且能耗过高，造成不必要的浪费；如果反应温度低于约60℃，则白云石和方解石等矿物的分解可能不充分，并且反应速度过慢，需要过长的反应持续时间。

所述反应可以在常压下进行，但也可以视情况在加压下进行。

当所获得的固液混合物中不再逸出气体产物，且液相稳定地保持pH≤3的酸性，例如pH值稳定地保持在约2至约3范围内时(例如保持约10分钟以上)，即可认为步骤1的反应已结束，可继续进行步骤2。

所述液相的pH值优选为约2至约3，pH值高于约3难以保证步骤1的一段酸浸出反应过程的完成度且不利于后期从分离的液相中提取铌、钪等有用物质。

所述步骤2包括将得自步骤1的固液混合物分离成固相和液相。

在所述步骤2中，所述分离可以通过本领域中任何已知的方式进行，包括但不限于沉降后倾倒、滗析、过滤、抽滤和虹吸等手段或它们的任意结合。例如在本发明的一个优选实施方案中，为了方便操作，可以首先使得自步骤1的固液混合物降温并自然沉降，然后在倾倒出上清液后，将余下的物料抽滤，最后将滤液与所述上清液合并，由此获得分离的液相和固相。

所述第二段化学浸出过程包括步骤3，该步骤包括将得自步骤2的固相与浓盐酸混合约4.5至约5.5小时；

在所述步骤3中，所述混合优选在搅拌的情况下进行，其通常在常压下进行，但根据情况也可在适当加压的情况下进行。

所使用的盐酸的浓度优选在约8至约12mol/L范围内，例如可以使用约9mol/L、约9.85mol/L、约10mol/L或约11mol/L的浓盐酸。在此，当盐酸浓度低于约8mol/L时，所述混合稀土精矿中包含的萤石和非碳酸盐矿物等在此阶段过程中的溶解可能不充分，从而在精矿中的CaO含量偏高和/或无法获得REO含量在70重量％以上的高品位稀土精矿。

所述混合温度应维持在约90至约110℃范围内，优选约100至约110℃范围内，例如可以维持在约100至约105℃的温度下。当温度高于110℃时，分解效果的提升并不显著且导致能耗显著过高。当温度低于90℃时，溶解过程进行得不充分，获得的高品位稀土精矿达不到希望的效果，和/或所需时间过长。

所述混合时间没有特别限制，但在本发明的一个优选实施方案中，配合上述反应温度优选将混合时间控制在约4.5至约5.5小时范围内，例如可以控制在约5小时左右。过长的混合时间导致生产成本过大，过短则分解过程可能进行得不充分。

在所述步骤3中，为了消除可能存在的硫化物(例如来自可能存在的黄铁矿或磁黄铁矿)在矿料表面形成薄膜阻碍反应进行，优选在混合过程中添加助溶剂。所述助溶剂优选包含硝酸，例如可以使用可商购获得的分析纯浓硝酸。硝酸的添加量优选对应于每公斤所述混合稀土精矿添加约5至约10g HNO₃分子，例如可以添加约6g、约6.7g、约6.8g、约7g、约8g或约9g HNO₃分子。硝酸分子的添加量不宜低于5g，否则硫化物分解可能不完全，也不宜超过10g，否则硝酸可能与其它矿物成分发生反应，影响工艺效果。

在所述步骤3中，为了加速萤石等非碳酸盐类含钙矿物的溶解速度，优选在混合过程中还添加促溶剂。所述促溶剂优选包含硼酸。所述硼酸促溶剂具有催化作用，其主要作用是活化氟化物。在本发明的一个优选实施方案中，硼酸的添加量对应于每公斤所述混合稀土精矿添加约0.8至约1.3g，例如可以添加约0.9g、约1.0g、约1.1g或约1.2g的硼酸。

在上述本发明第一方面的化学选矿方法中，在步骤1和3中使用的浓盐酸的总量对应于每公斤所述混合稀土精矿使用约0.40至约0.55kg HCl分子，例如使用约0.42kg、约0.44kg、约0.46kg、约0.48kg或约0.50kg HCl分子。

所述步骤4包括向得自步骤3的溶液中添加沉淀剂以形成固液混合物。

在所述步骤4中使用的沉淀剂优选包含阳离子聚丙烯酰胺(CPAM)，其可以约2重量％浓度的水溶液的形式使用。CPAM具有絮凝沉淀作用，它的加入可将难以沉降的微细粒子团聚成团继而沉降，加快沉淀速度。所述CPAM的添加量没有特别限制，只要保证能够将溶液中溶解的包含稀土元素的微细粒子物质充分沉淀出即可。例如，在一个优选的实施方案中，每升所述溶液添加约0.1至约0.3g CPAM，例如约0.15g、约0.20g或约0.25g CPAM。此处，CPAM过多的添加量，例如大于0.3g CPAM，会造成不必要的浪费。

在所述步骤4中，优选在低于约85℃的温度下，更优选在低于约80℃的温度下向得自步骤3的溶液中添加所述沉淀剂。此处，如果温度过高，例如高于约85℃，则可能出现沉淀不充分的情况。另外还优选添加沉淀剂的温度不低于约75℃，过低的温度使得降温所花费的时间过长，影响工艺进度。

所述步骤5包括将得自步骤4的固液混合物分离成包含盐酸的液体相和包含低钙高品位稀土精矿的固体相。

在所述步骤5中，所述分离可以通过本领域中任何已知的方式进行，包括但不限于沉降后倾倒、滗析、过滤、抽滤和虹吸等手段或它们的任意结合。例如在本发明的一个优选实施方案中，为了方便操作，可以首先使得自步骤4的固液混合物降温并自然沉降，然后在倒出上清液后，将余下的物料抽滤，最后将滤液与所述上清液合并，由此获得分离的包含盐酸的液体相和包含低钙高品位稀土精矿的固体相。

优选地，上述本发明第一方面的化学选矿方法还包括将得自上述步骤5的固体相干燥以获得能够直接用于稀土冶炼的低钙高品位稀土精矿。

进一步优选地，上述本发明第一方面的化学选矿方法还包括回收得自步骤2的液相中的包含的可能在所述步骤1中溶解到液相中的包含稀土元素以及铌和钙元素的化合物，所述稀土元素尤其包含铈和钪等。

另外还优选地，在上述本发明第一方面的化学选矿方法中，在步骤1中使用的浓盐酸的至少一部分包含得自步骤5的包含盐酸的液体相。此处可以将得自步骤5的包含盐酸的液体相直接在上述步骤1中用作所述浓盐酸，或者将其进一步浓缩和/或纯化后使用，或者也可以将得自步骤5的包含盐酸的液体与新鲜的浓盐酸混合后在上述步骤1中用作所述浓盐酸。

在本发明的第二方面，本发明还提供由根据上述本发明第一方面所述的化学选矿方法制备的低钙高品位稀土精矿。

在本发明第二方面提供的低钙高品位稀土精矿中，优选CaO含量为约1重量％以下，并且REO含量优选为约70重量％以上。

实施例

下面结合具体实施例和对比例对本发明作进一步详细地描述。

以下实施例和对比例中所用的混合稀土精矿原料采自包钢宝山矿业(山上选区)选厂生产的混合稀土精矿。所述混合稀土精矿主要包含氟碳铈、独居石、氟磷酸钙、萤石、磷灰石、白云石、方解石、黄铁矿、磁黄铁矿以及微量的铌和钪氧化物等多元矿相。在进行化学选矿方法之前，将所述原料进行晾晒、混匀、装袋、入库备用。

所述混合稀土精矿原料的化学元素分析结果如下所示：

实施例1-2的化学选矿的一般实施过程：

根据附图1中所示的工艺流程图对本发明实施例1-2的混合稀土精矿原料进行化学选矿处理，具体过程如下：

一段化学浸出过程：

在配备有搅拌器、温度计、滴液漏斗、导气管和回流冷凝器三口烧瓶中加入经称重的上述混合稀土精矿原料。在搅拌下，缓慢滴加浓度为约9.85mol/L的浓盐酸，滴加过程中将温度控制在约60至约78℃。所述浓盐酸可以包含新鲜的商购获得的浓盐酸，还可以包含得自以下二段化学浸出过程的滤液。烧瓶内产生的气体通过导气管通入石灰水中吸收。滴加完毕后将温度保持在约78℃以下直至观察到烧瓶内不再产生气泡。在测量烧瓶中液相的pH值达到约2至约3且稳定在该范围内约10分钟后，停止加热，停止搅拌。使烧瓶中的固液混合物降至室温并自然沉降，倾倒出上清液，抽滤烧瓶内余下的物料，将滤液与上清液合并，标记为液相X。

二段化学浸出过程：

将得自所述上述过程的固态滤饼加入到烧瓶中，在搅拌下，缓慢滴加浓度为约9.85mol/L的商购获得的浓盐酸，滴加过程中将温度控制在约90至约110℃。滴加过程中添加适量65重量％分析纯浓硝酸和分析纯硼酸固体。加料完毕后继续在不超过约110℃或约105℃的温度下保持搅拌约4.5至约5.5小时。之后停止加热，停止搅拌，待烧瓶内的物料温度降至约80℃以下时添加沉淀剂CPAM，烧瓶内溶液物料中立即出现大量沉淀。降温静置沉降后，倾倒出上清液，抽滤烧瓶内剩余物料。将滤液与上清液合并，其可用于另一次试验的一段化学浸出过程。滤饼包含低钙高品位稀土精矿。将获得的高品位稀土精矿滤饼恒温烘干后称重，标记为精矿K。

对获得精矿K进行化验分析。

液相X可进一步回收可能溶解在其中的包含稀土元素以及铌和钙元素的化合物，所述稀土元素尤其包括铈、钪等元素。例如，其中有用的元素钪和铌的化合物可经萃取等工序提取，以及可提取其中的CaCl₂作为后续生产诸如抑尘剂等的有用原料。

对比例1-4的化学选矿的一般实施过程：

对比例1-4的化学选矿过程类似于如上所述的本发明实施例1-2的化学选矿的实施过程，除了采用以下工艺参数：

对比例1在第一段化学浸出过程中的温度被设定为不超过约56℃；

对比例2在第一段化学浸出过程中的pH值被设定为约3.2；

对比例3在第二段化学浸出过程中的温度被设定为不超过约85℃；

对比例4在两段化学浸出过程中使用的浓盐酸的总量与稀土矿料的重量比例为约0.38。

下表1中总结了本发明实施例1-2和对比例1-4的化学选矿的工艺参数。

表1：

下表2中总结了本发明实施例1-2和对比例1-4中的盐酸总重量/稀土矿原料重量比例，和所获得的低钙高品质精矿K的重量以及对精矿K进行化验分析的结果。

表2：

表3中总结了本发明实施例1-2和对比例1-4的低钙高品位稀土精矿品质提升率((精矿的REO％-原料的REO％)/原料的REO％)、REO回收率(精矿重量×REO％/原料重量×REO％)和精矿中氧化钙下降率((原料重量×CaO％-精矿重量×CaO％)/原料重量×CaO％)。

表3：

由实验过程以及表1至3的数据和结果可以看出，

当一段酸浸出时将温度控制在低于60℃时(对比例1)，不仅一段酸浸出耗时过长，而且所获得的精矿中CaO含量高达2.80重量％，且CaO下降率远低于90％，仅为69.42％；

当一段酸浸出时将pH值控制在3.0以上时(对比例2)，所获得的精矿中CaO含量达到1.34重量％，且CaO下降率达不到90％；

当二段酸浸出时将温度控制在低于90℃时(对比例3)，所获得的精矿中CaO含量达到1.41重量％，且CaO下降率达不到90％；

当在两段酸浸出过程中使用的浓盐酸总重量/稀土原料重量低于0.40时(对比例4)，不仅一段浸出步骤所需时间大幅延长，而且由于浸出过程中溶解不充分，所获得精矿中的CaO含量也较高，达到1.33重量％，CaO下降率达不到90％。

与现有技术中常用的盐酸一次浸出法洗除稀土原料中的钙的方法(参见马升峰等人的文章《包头混合型稀土矿盐酸洗钙工艺研究》，稀土，第38卷，第5期，2017年10月)相比，本发明的方法获得的稀土精矿的CaO含量显著更小(<1重量％vs.≥2.25重量％)，CaO下降率高得多(>90％vs.约70％)，并且精矿品质提升率更大(>23％vs.9.63％)。

最后应说明的是：以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明要求保护的技术方案的范围。

Claims (10)

1.一种使混合稀土精矿提质降钙的化学选矿方法，所述方法包括以下步骤：

步骤1：使所述混合稀土精矿与浓盐酸在不高于80℃的温度下反应以获得固液混合物，其中所得液相为pH≤3的酸性溶液；

步骤2：将得自步骤1的固液混合物分离成固相和液相；

步骤3：将得自步骤2的固相与浓盐酸在常压或加压下在90至110℃的温度下混合4.5至5.5小时；

步骤4：在低于85℃的温度下向得自步骤3的溶液中添加作为沉淀剂的阳离子聚丙烯酰胺以形成固液混合物，所述阳离子聚丙烯酰胺沉淀剂的添加量为每升所述溶液添加0.1至0.3g；

步骤5：将得自步骤4的固液混合物分离成包含盐酸的液体相和包含低钙高品位稀土精矿的固体相；

其中在步骤1和3中使用的浓盐酸的总量对应于每公斤所述混合稀土精矿使用0.40至0.55kg HCl分子。

2.根据权利要求1所述的化学选矿方法，其特征在于，所述混合稀土精矿是REO含量为50至58重量％，CaO含量为6至12重量％的混合稀土精矿。

3.根据权利要求1所述的化学选矿方法，其特征在于，

所述步骤1中获得的液相的pH为2至3，和/或

所述步骤1在常压或加压下在60至80℃的温度下进行，和/或

所述步骤3在100至110℃的温度下进行，和/或

所述步骤1和3中使用的浓盐酸的浓度为8至12mol/L。

4.根据权利要求1所述的化学选矿方法，其特征在于，在步骤3的混合过程中添加作为助溶剂的硝酸，其中所述硝酸的添加量对应于每公斤所述混合稀土精矿添加5至10g HNO₃分子。

5.根据权利要求1所述的化学选矿方法，其特征在于，在步骤3的混合过程中添加作为促溶剂的硼酸，所述硼酸的添加量对应于每公斤所述混合稀土精矿添加0.8至1.3g硼酸。

6.根据权利要求1所述的化学选矿方法，其特征在于，在步骤1中使用的浓盐酸的至少一部分包含得自步骤5的包含盐酸的液体相。

7.根据权利要求1所述的化学选矿方法，其特征在于，所述方法还包括将得自步骤5的固体相干燥以获得能够直接用于稀土冶炼的低钙高品位稀土精矿。

8.根据权利要求1至7中任一项所述的化学选矿方法，其特征在于，所述方法还包括回收得自步骤2的液相中的在所述步骤1中溶解到所述液相中的包含稀土元素以及铌和钙元素的化合物，其中所述稀土元素尤其包含铈和钪。

9.由根据权利要求1至8中任一项所述的化学选矿方法制备的低钙高品位稀土精矿。

10.根据权利要求9所述的低钙高品位稀土精矿，其特征在于，该低钙高品位稀土精矿包含的氧化钙含量为1重量％以下，并且REO含量为70重量％以上。