CN102703697B - 一种稀土-铌-铁共生矿的回收方法 - Google Patents

一种稀土-铌-铁共生矿的回收方法 Download PDF

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Abstract

一种稀土-铌-铁共生矿的回收方法。其特征是原矿磨矿,加CaCO3和NaCl混匀后造球,加热,球磨,磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿;向磁选尾矿中添加硫酸钠和浓硫酸,混匀,酸化,得到酸化渣,加水至酸化渣一次浸出,固液分离得到一次浸出液和一次浸出渣;加水至一次浸出渣,浸出,固液分离得到二次浸出液和二次浸出渣;采用碳酸钙中和一次浸出液,固液分离得到硫酸钙和一次中和溶液,加氨水调节一次中和溶液pH值,得到氢氧化铌沉淀,煅烧沉淀,得到铌精矿;加氢氧化钠调节二次浸出液pH值,得到二次中和溶液,添加草酸至二次中和溶液,得到稀土草酸盐沉淀,煅烧沉淀,得到稀土氧化物。本发明提出了一种综合回收稀土、铌和铁的方法。

Description

一种稀土-铌-铁共生矿的回收方法
技术领域
本发明涉及一种稀土-铌-铁共生矿的回收方法。
背景技术
我国内蒙古、新疆、云南等地蕴藏了丰富的稀土-铌-铁共生矿资源,这类资源的显著特点是有价元素含量低,嵌布关系紧密,采用物理选矿方法无法有效分离和富集。
国内许多学者采用冶金方法对这类矿石进行了研究。如高鹏等(《东北大学学报(自然科学版)》,2010,31(6):886-889)以TFe32.17%,REO7.14%,Nb2O50.127%的原矿为原料,在还原温度1225℃,还原时间30min,配碳比2的条件下进行深度还原,还原物料经阶段磨矿-粗细分选后,得到铁品位91.61%,回收率93.23%的铁粉,尾矿中REO含量12.25%,回收率98.73%,可作为分选稀土的原料,不过该工艺没有提及对铌的回收,而且对稀土的进一步提取亦未做详细研究。方觉等(《东北大学学报(自然科学版)》,1996,17(1):35-40)对Nb2O51.82%,TFe51.6%的铌精矿,提出了选择性还原-熔分-铌铁冶炼的处理方案,可获得铌含量14%的铌铁,铌的总回收率>80%,铁的总回收率>90%,该工艺存在的主要问题是能耗大,对设备的要求高,工业化难度大。陈宏(《宝钢技术》,1998,5:26-29)采用直接还原技术,对经重选得到的含铌铁矿粉(TFe53.7%,REO含量1.5%,Nb2O5含量1.77%)进行处理,除铁率达到96.5%,非磁性物中Nb2O5含量提高到6.91%,然而该工艺未对铌的提取做进一步研究,而且整个流程未考虑稀土的回收。
从已开展的研究来看,冶金法可有效实现稀土-铌-铁共生矿中铁的回收,而对于稀土和铌则尚未有经济、有效的技术实现其综合回收,导致这类资源综合利用率低、产品价值低。
发明内容
本发明以一种TFe38.25%,REO含量1.43%,Nb2O5含量1.62%,SiO2含量23.18%,Al2O3含量6.85%的稀土-铌-铁共生矿为原料,针对目前稀土-铌-铁共生稀有金属矿中稀土和铌难以通过物理选矿分离和富集的现状,提出一种综合回收稀土、铌和铁的方法。
本发明的技术方案由以下步骤组成:
(1)原矿磨矿至-0.074mm含量占60%以上,按质量分数5~20%和5~30%添加CaCO3和NaCl,混匀后造球,干球团在1000~1200℃加热120~180min,产物球磨至-0.074mm含量占60%以上,在500~2000Oe的场强下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿;
(2)分别向步骤1得到的磁选尾矿中添加其质量2~10%的硫酸钠和1.2~2倍的浓硫酸,混匀,在150~350℃酸化90~240min得到酸化渣,按1/1~1.5/1的液固比加水至酸化渣,在75~100℃一次浸出30~150min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;
(3)按5/1~15/1的液固比加水至步骤2得到的一次浸出渣,浸出30~150min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣;
(4)采用碳酸钙中和步骤2得到的一次浸出液pH值至1.0~2.0,固液分离后得到硫酸钙和一次中和溶液,添加氨水调节一次中和溶液的pH值4.0~5.0,得到氢氧化铌沉淀,在700~900℃煅烧沉淀60~90min,得到铌精矿;
(5)添加氢氧化钠调节步骤3得到的二次浸出液pH值至0.5~2.0,得到二次中和溶液,分析溶液中稀土含量,按稀土/草酸质量比为1/1~1/1.5添加草酸至二次中和溶液,得到稀土草酸盐沉淀,在800~950℃煅烧沉淀30~60min,得到稀土氧化物。
本发明的优点在于:适用于从物理选矿法无法分离富集稀有金属的难处理低品位稀土-铌-铁共生矿,特别是硅、铝含量较高的共生矿中综合回收稀土、铌和铁。本发明的方法可实现从高硅高铝的稀土-铌-铁共生矿直接制备REO含量>92%的氧化稀土、TFe含量>90%的还原铁粉和Nb2O5含量>25%的铌精矿,稀土回收率>75%,铁回收率>90%,铌回收率>60%。本发明的方法简易可行,为物理选矿法无法分离回收的难处理稀土-铌-铁共生矿的综合利用提供了可行的技术路线,具有广泛的应用前景。
附图说明
图1是本发明的技术方案流程图。
具体实施方式
实施例1:REO(稀土氧化物)含量1.43%,Nb2O5含量1.62%,TFe(全铁含量)38.25%的原矿磨矿至-0.074mm含量达到65%,按质量5%和30%添加CaCO3和NaCl混匀后造球,干球团在1000℃加热180min,产物磨至-0.074mm含量占70%,在600Oe的场强下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿,铁粉TFe含量90.23%,铁的回收率为90.85%。分别向磁选尾矿中添加其质量2%的硫酸钠和2倍的浓硫酸,混匀,在150℃酸化240min,酸化渣按1/1的液固比加水,在75℃浸出150min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;将一次浸出渣按5/1的液固比加水浸出120min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣;采用碳酸钙中和一次浸出液pH值至1.0,固液分离后得到硫酸钙和一次中和溶液,添加氨水调节一次中和溶液的pH值至4.0,得到氢氧化铌沉淀,在700℃煅烧沉淀90min得到Nb2O5含量25.82%的铌精矿,铌的回收率为60.78%。添加氢氧化钠调节二次浸出液pH值至1.0,得到二次中和溶液,按稀土/草酸质量比为1/1添加草酸至二次中和溶液,得到稀土草酸盐沉淀,在800℃煅烧沉淀60min,得到REO含量92.65%的稀土氧化物,稀土回收率为76.62%。
实施例2:REO含量1.43%,Nb2O5含量1.62%,TFe含量38.25%的原矿磨矿至-0.074mm含量达到80%,按质量10%和18%添加CaCO3和NaCl混匀后造球,干球团在1100℃加热150min,产物磨至-0.074mm含量占65%,在800Oe的场强下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿,铁粉TFe含量90.69%,铁的回收率为91.26%。分别向磁选尾矿中添加其质量5%的硫酸钠和1.5倍的浓硫酸,混匀,在250℃酸化150min,酸化渣按1.2/1的液固比加水在100℃浸出30min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;将一次浸出渣按9/1的液固比加水浸出90min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣;采用碳酸钙中和一次浸出液pH值至1.5,固液分离后得到硫酸钙和一次中和溶液,添加氨水调节一次中和溶液的pH值至5.0,得到氢氧化铌沉淀,在800℃煅烧沉淀70min得到Nb2O5含量25.42%的铌精矿,铌的回收率为61.33%。添加氢氧化钠调节二次浸出液pH值至2.0,得到二次中和溶液,按稀土/草酸质量比为1/1.5添加草酸至二次中和溶液,得到稀土草酸盐沉淀,在900℃煅烧沉淀30min,得到REO含量92.37%的稀土氧化物,稀土回收率为75.86%。
实施例3:REO含量1.43%,Nb2O5含量1.62%,TFe含量38.25%的原矿磨矿至-0.074mm含量占85%,按质量20%和8%添加CaCO3和NaCl混匀后造球,干球团在1180℃加热120min,产物磨至-0.074mm含量占80%,在1200Oe的场强下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿,铁粉TFe含量90.34%,铁的回收率为91.47%。分别向磁选尾矿中添加其质量10%的硫酸钠和1.2倍的浓硫酸,混匀,在350℃酸化90min,酸化渣按1.5/1的液固比加水在80℃浸出90min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;将一次浸出渣按15/1的液固比加水浸出30min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣;采用碳酸钙中和一次浸出液pH值至2.0,固液分离后得到硫酸钙和一次中和溶液,添加氨水调节一次中和溶液的pH值至5.0,得到氢氧化铌沉淀,在900℃煅烧沉淀60min,得到Nb2O5含量25.07%的铌精矿,铌的回收率为60.83%。添加氢氧化钠调节二次浸出液pH值至1.8,得到二次中和溶液,按稀土/草酸质量比为1/1.5添加草酸至二次中和溶液,得到稀土草酸盐沉淀,在850℃煅烧沉淀50min得到REO含量92.41%的稀土氧化物,稀土回收率为76.13%。

Claims (1)

1.一种稀土-铌-铁共生矿的回收方法,其特征是由以下步骤组成:
(1)原矿磨矿至-0.074mm含量占60%以上,按质量分数5~20%和5~30%添加CaCO3和NaCl,混匀后造球,干球团在1000~1200℃加热120~180min,产物球磨至-0.074mm含量占60%以上,在500~2000Oe的场强下磁选,得到还原铁粉和磁选尾矿;
(2)分别向步骤1得到的磁选尾矿中添加其质量2~10%的硫酸钠和1.2~2倍的浓硫酸,混匀,在150~350℃酸化90~240min得到酸化渣,按1/1~1.5/1的液固比加水至酸化渣,在75~100℃一次浸出30~150min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣;
(3)按5/1~15/1的液固比加水至步骤2得到的一次浸出渣,浸出30~150min,固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣;
(4)采用碳酸钙中和步骤2得到的一次浸出液pH值至1.0~2.0,固液分离后得到硫酸钙和一次中和溶液,添加氨水调节一次中和溶液的pH值4.0~5.0,得到氢氧化铌沉淀,在700~900℃煅烧沉淀60~90min,得到铌精矿;
(5)添加氢氧化钠调节步骤3得到的二次浸出液pH值至0.5~2.0,得到二次中和溶液,分析溶液中稀土含量,按稀土/草酸质量比为1/1~1/1.5添加草酸至二次中和溶液,得到稀土草酸盐沉淀,在800~950℃煅烧沉淀30~60min,得到稀土氧化物。
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