CN113151669B - 一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，该方法是将磨碎的低品位钽铌资源与碳酸钾及复合氧化剂混匀后，进行焙烧处理，将焙烧产物采用水浸处理，得到含多钽酸钾和多铌酸钾的浸出液；将浸出液通过泡沫浮选，得到富集钽和铌的泡沫产品；将泡沫产品依次经过干燥处理和煅烧处理，得到含钽和铌的氧化物；该方法碱用量低，焙烧温度低且耗时短，针对低品位钽铌资源中钽铌资源的回收率高达95％～98％，对环境友好，对设备要求低，适合工业化大规模生产。

Description

一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法
技术领域
本发明涉及一种低品位钽铌资源处理方法，特别涉及一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，属于稀贵金属冶金领域。
背景技术
钽(Ta)和铌(Nb)是稀有贵重金属，分别位于VB族的第五、第六周期。由于镧系收缩，钽铌的金属键更强，具有更高的熔沸点及较大的原子焓，因此被广泛应用于化工、冶金、航空航天、核工业及钢铁工业等领域。钽铌属于分布不广的元素，我国的钽铌精矿资源匮乏，中国钽精矿大部分依赖于进口。含钽铌的低品位资源主要分为两类：低品位矿物和冶金渣。这些原料使用传统氢氟酸法会造成酸的大量使用且分离杂质效果不好，钽铌回收率低，因此亟须开发高效、经济、绿色的低品位原料中钽铌回收工艺。目前，钽铌矿分解的主要方法包括酸分解法、碱分解法和氯化法
酸分解法：由于钽铌耐腐蚀性的特点，在低温条件下，使用除氢氟酸外的强酸强碱浸出，浸出率低于30％，因此很难用廉价工业无机酸进行钽铌矿分解。目前国外工厂均采用氢氟酸法分解钽铌矿，氢氟酸分解钽铌精矿时，碱土、稀土、铀等元素生成难溶氟化物沉淀，钽、铌及部分杂质进入溶液由后续萃取工艺分离，此方法分解率高，可达98％以上，流程简单，但是氢氟酸具有高毒性和易挥发性，分解过程中不仅产生10％的氢氟酸废气，对人身健康造成危害，而且生成大量氟酸盐、氟石、含氟废水对生态环境造成了严重污染。国内工厂常用氢氟酸-硫酸法，加入硫酸不仅降低了氢氟酸的用量，而且分解产生不被萃取的硫酸盐有利于后续萃取工序分离杂质。
氯化法：钽铌的氯化冶金是指氯气等氯化剂在高温下分解钽铌矿生成钽铌氯化物，利用各种氯化物蒸汽压不同将精矿中主要部分进行分离。如钽、铌、钛的氯化物沸点较低可随气体带出反应炉与高沸点的稀土、碱土、碱金属氯化物等分离，在冷凝装置中冷凝。如中国专利(CN109182782A)改进的沸腾氯化法分解率高且不受矿物成分限制，但是对设备腐蚀较大，设备复杂，过程操作复杂。
碱分解法：碱分解法包括传统碱熔融法和高压碱溶液分解法，其原理是将钽铌矿分解为钽(铌)酸盐，随后与酸作用生成钽铌氧化物。传统碱熔融法温度在800℃以上，用碱量是理论值的6～8倍，这是其主要缺点。中国专利(CN1605639A)开发出300℃下清洁转化钽铌矿的方法，但碱矿比仍高达3～7：1。故国内外冶金学者提出高压碱溶液分解法，如中国专利(CN103572046A)，此方法大大降低了碱用量和反应温度，但是其反应过程为带压操作，反应条件苛刻。
发明内容
针对现有技术中低品位钽铌资源的处理方法存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种碱法分解低品位钽铌资源及钽铌提取的方法，该方法碱用量低，焙烧温度低且耗时短，针对低品位钽铌资源中钽铌资源的回收率高，对环境友好，对设备要求低，适合工业化大规模生产。
为了实现上述技术目的，本发明提供了一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，该方法包括以下步骤：
1)将磨碎的低品位钽铌资源与碳酸钾及复合氧化剂混匀后，进行焙烧处理，得到焙烧产物；所述复合氧化剂包括硝石、次氯酸钾及高锰酸钾；
2)将焙烧产物采用水浸处理，得到含多钽酸钾和多铌酸钾的浸出液；
3)将浸出液通过泡沫浮选，得到富集钽和铌的泡沫产品；所述泡沫浮选采用伯胺类捕收剂和酮类捕收剂作为组合捕收剂；
4)将泡沫产品依次经过干燥处理和煅烧处理，得到含钽和铌的氧化物。
本发明技术方案的关键在于：一方面，在碱性氧化焙烧分解低品位钽铌资源过程中采用了特殊的氧化剂，这些氧化剂的加入可以促进低品位钽铌资源在相对较低焙烧温度下能够快速、高效分解，并高选择性转化成易溶于水的多钽(铌)酸钾盐；另一方面，在泡沫浮选过程中采用了特殊的组合捕收剂，这种组合捕收剂对多钽(铌)酸根的浮选选择性好，能够实现钽铌深度富集，提高钽铌回收效率。
本发明技术方案将低品位钽铌资源与碳酸钾及复合氧化剂进行高温焙烧，能够将钽铌转化为可溶性钾盐，而稀土金属、铁锰等主要转变为不溶性氧化物，主要反应机理如下(其中，O2由复合氧化剂提供)：
(Mn,Fe)(TaO3)2+4K2CO3+O2＝4K2TaO3+2(Mn,Fe)2O3+CO2↑；
(Mn,Fe)(NbO3)2+4K2CO3+O2＝4K2NbO3+2(Mn,Fe)2O3+CO2↑；
2REFCO3+Na2CO3＝RE2O3+2NaF+3CO2↑；
2REPO4+3Na2CO3＝RE2O3+2Na3PO4+3CO2↑；
铝、硅、钨、锡转化为可溶性钾盐：
SiO2+Na2CO3＝Na2SiO3+CO2↑；
SnO2+Na2CO3＝Na2SnO3+CO2↑；
FeWO4+Na2CO3+1/2O2＝Na2WO4+Fe2O3+CO2↑；
MnWO4+Na2CO3+1/2O2＝Na2WO4+Mn2O3+CO2↑；
二氧化锆是一种两性氧化物，与碱共熔可形成锆酸盐，但锆酸盐遇水容易水解为ZrO2·xH2O而沉淀：
ZrO2+2NaOH＝Na2ZrO3+H2O；
Na2ZrO3+H2O＝ZrO2+NaOH；
高温焙烧所得焙烧产物采用水浸出，水浸渣中含铁、锰、钛、稀土金属、锆等元素及少量不溶的偏钽(铌)酸钾，因其中含有少量钽铌，仍有回收价值，可直接作为冶炼渣返回焙烧工序，或用稀酸浸出回收部分铁、锰、钛后再返回焙烧；而水浸液中含钨、锡、硅、铝等元素以及多钽(铌)酸钾，在后续浮选分离过程中通过采用特殊的浮选捕收剂高选择性浮选分离出钽铌富集组分，浮选泡沫产品经过干燥、煅烧后得高纯度钽铌氧化物。
作为一个优选的方案，所述低品位钽铌资源磨碎至粒度小于0.079mm的粒级质量百分比含量在90％以上。低品位钽铌资源经过磨矿至适当粒度后，有利于高温固相反应中碳酸钾和氧化剂与低品位钽铌资源之间的相互作用，提高高温固相反应效率。
作为一个优选的方案，所述复合氧化剂的添加量为碳酸钾及低品位钽铌资源总质量的1～6wt％。
作为一个优选的方案，所述低品位钽铌资源与碳酸钾的质量比为1:1～3。低品位钽铌资源与碳酸钾的质量比优选为1:1.2～1.5，在配合使用了氧化剂促进低品位钽铌资源快速、高效分解的条件下，可以大幅度降低碳酸钾的用量。
作为一个优选的方案，所述复合氧化剂由以下重量份组分组成：硝石40～60份；次氯酸钾8～20份；高锰酸钾20～40份。进一步优选的复合氧化剂由以下重量份组分组成：硝石50～60份，次氯酸钾10～15份，高锰酸钾20～30份。优选的复合氧化剂能够促进低品位钽铌资源在较低碳酸钾比例以及相对较低温度下高选择转化成水溶性的多钽(铌)酸钾，同时将稀土金属、铁、锰、钛等氧化成无法水浸的金属氧化物，从而可以实现低品位钽铌资源中钽铌与稀土金属、铁、锰、钛等分离。将硝石、次氯酸钾及高锰酸钾组合使用，不但能够强化低品位钽铌资源的矿物分解，而且相对使用单一的氧化剂，使用混合氧化剂可降低氧化剂用量，减少氧化剂的危险性。
作为一个优选的方案，所述焙烧处理的条件为：温度为600～800℃，时间为30～100min。较优选的焙烧处理条件为：温度为650～750℃，时间为40～60min。如果焙烧温度过低，时间过短，则难以实现低品位钽铌资源中钽铌高效转化成易于水溶的多钽(铌)酸钾；如果焙烧温度过高或者时间过长，则造成能耗过高，成本增加。
作为一个优选的方案，所述水浸处理的条件为：固液比1g:3～6mL，温度为50～95℃，时间为0.5～1.5h。较优选的固液比1g:5mL。较优选的温度为80～95℃，时间1h。
作为一个优选的方案，所述组合捕收剂由以下质量百分比组分组成：伯胺类捕收剂30～70％；酮类捕收剂30～70％。优选的组合捕收剂能够在含钨、锡、硅、铝等复杂体系中高选择性浮选分离多钽(铌)酸根。将伯胺类捕收剂与酮类捕收剂复配使用，形成的胶束界面排列比单一表面活性剂更为致密，会明显改善多钽(铌)酸根的表面疏水性，提高可浮选性，且两种捕收剂组合使用可大幅度降低复配体系的临界胶束浓度和表面张力，能降低药剂成本、减轻对环境的压力。
作为一个优选的方案，所述伯胺类捕收剂为二辛胺、十二胺、十四胺、十六胺中至少一种。
作为一个优选的方案，所述酮类捕收剂为甲基异丁基酮、环己酮、二异丙基酮中至少一种。
本发明的胺类捕收剂和酮类捕收剂都是现有技术中常见的捕收剂，本发明的关键是在于将两者组合用于多钽(铌)酸根的浮选分离，达到了较好的浮选分离效果，实现了多钽(铌)酸根的高效富集。
作为一个优选的方案，所述组合捕收剂在浸出液中的添加量为500mg/L～10g/L。所述组合捕收剂在浸出液中的添加量优选为3g/L～6g/L。
作为一个优选的方案，所述泡沫浮选采用松醇油、苏打、六偏磷酸钠中至少一种作为起泡剂。
作为一个优选的方案，所述起泡剂在浸出液中的添加量为100mg/L～200mg/L。
作为一个优选的方案，泡沫产品在100～120℃温度下进行干燥处理，主要作用是挥发溶剂；再进一步在400～500℃温度下煅烧，煅烧主要使得有机物分解以及钽铌金属氧化成相应的氧化物。
本发明涉及的低品位钽铌资源为含钽铌的难选低品位矿或冶炼其它金属时产生的含钽铌的冶炼渣，其中，钽铌质量百分比含量一般在2～15％范围内。
本发明提供的碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法包括以下步骤：
(1)将低品位钽铌资源磨碎至粒度小于0.079mm(90％以上)，与碳酸钾和复合氧化剂(由硝石、次氯酸钾及高锰酸钾按照质量比硝石40～60:8～20:20～40组成)均匀混合，混合比例满足：复合氧化剂的添加量为碳酸钾及低品位钽铌资源总质量的1～6wt％，碳酸钾质量为低品位钽铌资源质量的1～3倍，将混合物料放入马弗炉，在600～800℃温度下，焙烧30～100min，得焙烧产物；
(2)用水浸出步骤(1)中焙烧产物，浸出条件为：固液比1g:3～6mL，温度为50～95℃，时间为0.5～1.5h，浸出水溶性多钽(铌)酸钾，过滤得到的水浸渣还包含少量偏钽(铌)酸钾可加入原料中再次焙烧；
(3)在步骤(2)的水浸液中加入对多钽(铌)酸根具有选择性的浮选药剂(由伯胺类捕收剂30～70％，酮类捕收剂30～70％组成，添加量为500mg/L～10g/L)和气泡分散剂(松醇油、苏打、六偏磷酸钠等，添加量为100mg/L～200mg/L)，并通入空气，得到钽(铌)富集泡沫产品，经100～120℃温度干燥，400～500℃温度下煅烧，即得高纯度钽铌氧化物。
相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益效果在于：
本发明技术方案对低品位钽铌资源采用碱性氧化焙烧-水浸-浮选三步选冶联合方法，该方法通过采用特殊的氧化剂可以促进低品位钽铌资源在低碱及相对较低温度下快速、高效分解，并将钽铌高选择性转化成易溶于水的多钽(铌)酸钾盐，而稀土金属及铁、锰等转化成金属氧化物，从而可以通过简单水浸方法实现钽铌与稀土金属及铁、锰等过渡金属的分离，在此基础上使用浮选分离方法进一步富集钽铌，通过采用对水浸液中的多钽(铌)酸根具有高选择性的特殊组合捕收剂，能够实现钽铌与钨、锡、硅、铝等元素等浮选分离，深度富集钽铌，提高钽铌回收效率，钽铌回收率达到95％～98％。
本发明技术方案对低品位钽铌资源回收过程碱用量低，焙烧温度低，且耗时短，针对低品位钽铌资源中钽铌资源的回收率高，对环境友好，对设备要求低，适合工业化大规模生产；与传统酸法相比，避免使用HF、高浓度硫酸，环境友好，对设备要求低，适合工业化连续生产；与传统碱熔融法和高压碱溶液分解法相比碱性弱，碱用量较少，焙烧时间短，对设备要求低，且钾碱分解所得的钽铌氧化物纯度较钠碱的纯度高、焙烧时间短，针对低品位难选钽铌矿回收率高。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步解释和说明。这些实施例仅为了更好的理解本发明，而不是限制本发明所保护的范围。
以下实施例中低品位钽铌资源经过磨矿处理，磨碎至粒度小于0.079mm的粒级质量百分比含量为95％。
实施例1
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾60g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度750℃，焙烧时间40min，得焙烧产物。在90℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比3:7，总浓度4g/L，再加入气泡分散剂松醇油200mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，500℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率96.8％，铌回收率95.8％。
表1.某低品位钽铌矿成分，wt％
Figure BDA0003044240200000071
实施例2
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾65g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度800℃，焙烧时间40min，得焙烧产物。在95℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比4:6，总浓度2g/L，再加入气泡分散剂松醇油200mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，450℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率96.4％，铌回收率97.2％。
实施例3
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾70g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度700℃，焙烧时间50min，得焙烧产物。在85℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按等质量比，总浓度2g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，400℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率97.0％，铌回收率96.5％。
实施例4
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾75g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度650℃，焙烧时间60min，得焙烧产物。在85℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比6:4，总浓度1g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，450℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率95.7％，铌回收率96.5％。
实施例5
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾80g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度650℃，焙烧时间60min，得焙烧产物。在95℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比7:3，总浓度6g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，500℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率98.6％，铌回收率99.0％。
对比实施例1
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾25g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度750℃，焙烧时间40min，得焙烧产物。在90℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比7:3，浓度4g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，500℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率67.9％，铌回收率65.6％。说明碳酸钾比例过低，难以将低品位钽铌矿中的钽铌转化成多钽(铌)酸钾。
对比实施例2
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾60g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度550℃，焙烧时间40min，得焙烧产物。在90℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比3:7，浓度4g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，500℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率63.9％，铌回收率61.5％。说明煅烧温度过低，难以将难以将低品位钽铌矿中的钽铌充分转化成多钽(铌)酸钾。
对比实施例3
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾60g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度750℃，焙烧时间40min，得焙烧产物。在95℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮按质量比4:6，总浓度200mg/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，500℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率70.3％，铌回收率65.7％。说明浮选要求用量过低，难以将多钽(铌)酸钾有效浮选分离。
对比实施例4
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾75g，硝石3g，次氯酸钾1g及高锰酸钾2g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度750℃，焙烧时间60min，得焙烧产物。在85℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂十二胺，浓度1g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，450℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率85.7％，铌回收率86.5％。说明采用单一的十二胺作为浮选药剂，浮选回收率较低。
对比实施例5
取磨好的低品位钽铌矿50g(成分如表1所示)，碳酸钾70g，硝石5g均匀混合放入马弗炉进行焙烧，控制焙烧温度750℃，焙烧时间50min，得焙烧产物。在85℃，用水浸出焙烧产物，固液比1：5，浸出水溶性多钽(铌)酸钾。在水浸液中加入浮选药剂，其组成为十二胺和甲基异丁基酮胺等质量比组成，总浓度2g/L，再加入气泡分散剂松醇油500mg/L，并通入空气，在溶液上层得到钽(铌)富集泡沫产品，经100℃干燥，400℃煅烧即得高纯度钽铌氧化物。
经计算，钽回收率81.5％，铌回收率85.6％。说明采用单一的硝石作为氧化剂难以彻底将低品位钽铌矿中的钽铌充分转化成多钽(铌)酸钾。
综上所述，通过对比实施例分析，焙烧-水浸-浮选三步选冶联合方法对低品位钽铌资源进行富集-分离可以明显提高分解效率，且此方法碱用量低，焙烧时间短环境友好，对设备要求低，适合工业化连续生产。

Claims (5)

1.一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，其特征在于：包括以下步骤：
1）将磨碎的低品位钽铌资源与碳酸钾及复合氧化剂混匀后，进行焙烧处理，得到焙烧产物；所述复合氧化剂包括硝石、次氯酸钾及高锰酸钾；所述复合氧化剂的添加量为碳酸钾及低品位钽铌资源总质量的1~6 wt%；所述低品位钽铌资源与碳酸钾的质量比为1:1~3；所述复合氧化剂由以下重量份组分组成：硝石40~60份；次氯酸钾8~20份；高锰酸钾20~40份；所述焙烧处理的条件为：温度为600~800℃，时间为30~100min；
2）将焙烧产物采用水浸处理，得到含多钽酸钾和多铌酸钾的浸出液；
3）将浸出液通过泡沫浮选，得到富集钽和铌的泡沫产品；所述泡沫浮选采用伯胺类捕收剂和酮类捕收剂作为组合捕收剂；所述组合捕收剂由以下质量百分比组分组成：伯胺类捕收剂30~70%；酮类捕收剂30~70%；所述组合捕收剂在浸出液中的添加量为500 mg/L~10g/L；
4）将泡沫产品依次经过干燥处理和煅烧处理，得到含钽和铌的氧化物。
2.根据权利要求1所述的一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，其特征在于：所述低品位钽铌资源磨碎至粒度小于0.079mm的粒级质量百分比含量在90%以上。
3.根据权利要求1所述的一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，其特征在于：所述水浸处理的条件为：固液比1g:3~6mL，温度为50~95℃，时间为0.5~1.5h。
4.根据权利要求1所述的一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，其特征在于：
所述伯胺类捕收剂为二辛胺、十二胺、十四胺、十六胺中至少一种；
所述酮类捕收剂为甲基异丁基酮、环己酮、二异丙基酮中至少一种。
5.根据权利要求1所述的一种碱法分解低品位钽铌资源并提取钽铌的方法，其特征在于：所述泡沫浮选采用松醇油、苏打、六偏磷酸钠中至少一种作为起泡剂；所述起泡剂在浸出液中的添加量为100 mg/L~200 mg/L。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB960432A (en) * 1960-10-17 1964-06-10 Nat Res Dev Treatment of columbite and tantalite ores
CN103160684A (zh) * 2011-12-15 2013-06-19 中国科学院过程工程研究所 一种钽铌矿低碱分解提取钽和铌的方法
CN103352118A (zh) * 2013-07-17 2013-10-16 内蒙古科技大学 一种从白云鄂博尾矿中提铌的方法
CN103614545A (zh) * 2013-11-22 2014-03-05 中南大学 一种低品位钨精矿、钨渣的处理方法
CN110484740A (zh) * 2019-09-29 2019-11-22 株洲市炎陵县华南冶金科技有限公司 一种从钨锡铜铅废渣回收钽铌的方法及该方法使用的平炉
CN111286608A (zh) * 2020-03-11 2020-06-16 郑州大学 一种基于浮游萃取选择性分步分离钽铌的方法

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* Cited by examiner, † Cited by third party
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DE112012001499B4 (de) * 2011-03-31 2019-12-05 Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd. Tantalrückgewinnungsverfahren

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB960432A (en) * 1960-10-17 1964-06-10 Nat Res Dev Treatment of columbite and tantalite ores
CN103160684A (zh) * 2011-12-15 2013-06-19 中国科学院过程工程研究所 一种钽铌矿低碱分解提取钽和铌的方法
CN103352118A (zh) * 2013-07-17 2013-10-16 内蒙古科技大学 一种从白云鄂博尾矿中提铌的方法
CN103614545A (zh) * 2013-11-22 2014-03-05 中南大学 一种低品位钨精矿、钨渣的处理方法
CN110484740A (zh) * 2019-09-29 2019-11-22 株洲市炎陵县华南冶金科技有限公司 一种从钨锡铜铅废渣回收钽铌的方法及该方法使用的平炉
CN111286608A (zh) * 2020-03-11 2020-06-16 郑州大学 一种基于浮游萃取选择性分步分离钽铌的方法

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