CN115818694B - 独居石的处理方法 - Google Patents
独居石的处理方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115818694B CN115818694B CN202211584955.7A CN202211584955A CN115818694B CN 115818694 B CN115818694 B CN 115818694B CN 202211584955 A CN202211584955 A CN 202211584955A CN 115818694 B CN115818694 B CN 115818694B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- monazite
- sulfuric acid
- leaching
- content
- rare earth
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- IKNAJTLCCWPIQD-UHFFFAOYSA-K cerium(3+);lanthanum(3+);neodymium(3+);oxygen(2-);phosphate Chemical compound [O-2].[La+3].[Ce+3].[Nd+3].[O-]P([O-])([O-])=O IKNAJTLCCWPIQD-UHFFFAOYSA-K 0.000 title claims abstract description 67
- 229910052590 monazite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 67
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 43
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 100
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 68
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 45
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 43
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 38
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 33
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 27
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 22
- 238000005554 pickling Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 8
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 claims description 38
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 31
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 claims description 23
- -1 rare earth sulfate Chemical class 0.000 claims description 19
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 claims description 17
- 235000021110 pickles Nutrition 0.000 claims description 16
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 claims description 14
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 claims description 4
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims description 4
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 34
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 description 14
- 239000010452 phosphate Substances 0.000 description 14
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 7
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 6
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 4
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K phosphate Chemical compound [O-]P([O-])([O-])=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 3
- 239000002367 phosphate rock Substances 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012295 chemical reaction liquid Substances 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 2
- 239000003595 mist Substances 0.000 description 2
- HIFJUMGIHIZEPX-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid;sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O.OS(O)(=O)=O HIFJUMGIHIZEPX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- LHZBJYKURLPKBC-UHFFFAOYSA-N [Mo].[P].[Bi] Chemical compound [Mo].[P].[Bi] LHZBJYKURLPKBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 229910052586 apatite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- YYRMJZQKEFZXMX-UHFFFAOYSA-L calcium bis(dihydrogenphosphate) Chemical compound [Ca+2].OP(O)([O-])=O.OP(O)([O-])=O YYRMJZQKEFZXMX-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000001506 calcium phosphate Substances 0.000 description 1
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 239000008367 deionised water Substances 0.000 description 1
- 229910021641 deionized water Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 1
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004442 gravimetric analysis Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 229910000150 monocalcium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000019691 monocalcium phosphate Nutrition 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- VSIIXMUUUJUKCM-UHFFFAOYSA-D pentacalcium;fluoride;triphosphate Chemical compound [F-].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O VSIIXMUUUJUKCM-UHFFFAOYSA-D 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 239000000376 reactant Substances 0.000 description 1
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 1
- 238000002798 spectrophotometry method Methods 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 238000006467 substitution reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种独居石的处理方法，包括以下步骤：将独居石与浓度为90～98wt％的硫酸混合，在105～135℃下反应70～120min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液和酸浸渣；其中，独居石与硫酸的固液比为1g:2～4mL；独居石的P2O5含量为25～29wt％。本发明的处理方法可以进一步降低独居石的分解温度。
Description
技术领域
本发明涉及一种独居石的处理方法。
背景技术
与氟碳铈矿相比，独居石密度较大，化学性质较稳定，分解处理较为困难。
CN105441674A公开了一种从含独居石磷矿中综合回收磷和稀土的方法，该方法采用磷酸对含独居石磷矿进行浸取处理，将磷矿溶解生产磷酸一钙进入液相，以使得磷灰石与独居石进行分离。再将所得独居石渣采用硫酸强化焙烧，同时还需要加入含氟化合物和含铁化合物并在250～500℃下强化焙烧。上述工艺流程较为复杂。
CN114249308A公开了一种含磷混合稀土精矿中的磷资源和稀土资源提取方法，包括：将含磷混合稀土精矿粉末与浓硫酸按重量比1:1.1～1.5配料并混合均匀，然后在200～400℃下焙烧分解60～180min，得到焙烧矿取。CN108950188A公开了一种浓硫酸低温焙烧含磷稀土精矿分步提取磷和稀土的方法，包括：将含磷稀土精矿与浓硫酸按照重量比1:1.2～1.8进行均匀混合，在200～350℃条件下焙烧分解，得到焙烧矿。上述方法的焙烧温度较高。
CN111187905A公开了一种分解含稀土磷酸盐的矿物的方法，包括：将含稀土磷酸盐的矿物与浓度为65～85wt％的硫酸溶液混合，并加热至150～190℃进行反应，得到反应液；将反应液进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。CN1113346622B公开了一种稀土精矿的分解方法，包括：将稀土精矿与65～85wt％的浓硫酸在反应容器混合，然后在150～185℃下反应，得到反应物。上述方法对于稀土矿的磷元素含量没有限制且采用低浓度硫酸，导致需要采用较高温度才能获得较高的分解率。
CN111270092A公开了一种分解混合稀土矿的方法，包括：采用35～85wt％的硫酸溶液在100～140℃下按照矿酸比为1:1.5～1.6(重量比)分解混合稀土精矿中的氟碳铈矿，分解结束后固液分离，滤渣采用65～85wt％的硫酸溶液在150～300℃下按照矿酸比为1:1.5～5(重量比)进行反应。上述方法对于混合稀土矿的磷元素含量没有限制，无法在低温下分解独居石。
发明内容
有鉴于此，本发明的目的在于提供一种独居石的处理方法，其可以进一步降低独居石的分解温度，并且P2O5分解率较高。进一步地，本发明的方法可以实现稀土元素和磷元素的分离，还可以降低能耗，有效抑制过量硫酸分解，大大降低SO2、SO3与H2SO4酸雾的生成量。
本发明通过如下技术方案达到上述目的。
本发明提供一种独居石的处理方法，包括以下步骤：
将独居石与浓度为90～98wt％的硫酸混合，在105～135℃下反应70～120min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液和酸浸渣；
其中，独居石与硫酸的固液比为1g:2～4mL；
其中，独居石的P2O5含量为25～29wt％。
根据本发明所述的处理方法，优选地，独居石的P2O5含量为26～28.5wt％。
根据本发明所述的处理方法，优选地，独居石的REO含量为50～56wt％。
根据本发明所述的处理方法，优选地，独居石的REO含量为51.5～53.5wt％。
根据本发明所述的处理方法，优选地，硫酸的浓度为92～95wt％；反应温度为110～130℃；反应时间为80～120min。
根据本发明所述的处理方法，优选地，独居石与硫酸的固液比为1g:3～4mL。
根据本发明所述的处理方法，优选地，磷元素主要存在于酸浸液中，稀土元素主要存在于酸浸渣中。
根据本发明所述的处理方法，优选地，还包括：将酸浸渣用水浸取，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。
根据本发明所述的处理方法，优选地，以独居石和水浸渣中的P2O5含量计算，P2O5分解率大于99.5％。
根据本发明所述的处理方法，优选地，还包括如下步骤：
将酸浸液调节至硫酸浓度为90～98wt％，用于循环分解下一批独居石。
本发明的独居石的处理方法可以进一步降低独居石的分解温度，并且P2O5分解率较高；可以实现稀土离子与磷酸根的分离；还可以降低能耗，减少硫酸溶液的分解，大大降低SO2、SO3与H2SO4酸雾的生成量。此外，还可以实现硫酸溶液的循环利用以及磷酸根的富集。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步的说明，但本发明的保护范围并不限于此。
现有技术通常采用较高的温度分解独居石，例如，CN111187905A、CN114249308A、CN108950188A等。本申请发现，如果采用较低浓度的硫酸，则需要较高的分解温度，例如150～300℃。在这样的温度下，硫酸对设备腐蚀较为严重；如果采用更高浓度的硫酸，则其容易分解为SO2和SO3，导致硫酸利用率较低。在本申请之前，尚未有人意识到独居石的磷元素含量对于其分解温度有任何影响。本申请发现，在较低温度下采用特定浓度和特定用量的硫酸可以将独居石分解，获得更高的P2O5分解率。
本发明的独居石的处理方法包括如下步骤：(1)分解反应步骤；(2)酸浸渣和酸浸液的处理步骤。下面进行详细描述。
<分解反应步骤>
本发明将独居石与浓度为90～98wt％的硫酸混合，在105～135℃下反应70～120min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。这样一方面可以有利于实现独居石的分解，实现磷酸根和稀土元素的分离，提高P2O5分解率；另一方面，因温度下降，可以有效抑制硫酸分解，并且，对设备腐蚀减弱。此外，还在一定程度上降低了硫酸的用量。
在本发明中，独居石可以为独居石矿物。独居石中，P2O5含量大于等于25wt％，优选为大于等于25wt％小于等于29wt％，更优选为26～28.5wt％。独居石的REO含量可以为50～56wt％，优选为51.5～54.5wt％，更优选为51.5～53.5wt％。尽管独居石为现有的，但是，没有人知晓独居石的磷元素含量对于其分解温度有任何影响。本发明通过选择合适P2O5含量的独居石，降低了分解温度。
在本发明中，硫酸的质量浓度可以为90～98wt％，优选为92～98wt％。发明人认为，浓硫酸相比于稀硫酸溶液，稀硫酸以氢离子与硫酸根离子存在，而浓硫酸主要以分子形式存在，在液相条件下可以促进与磷酸稀土的反应，降低了硫酸分解独居石温度，而硫酸浓度太低，不利于降低分解温度和提高P2O5分解率。
独居石与硫酸的固液比可以为1g:2～4mL，优选为1g:2.5～4mL，更优选为1g:3～4mL，进一步优选为1g:3～3.5mL。这样既可以提高P2O5分解率，又可以在分解反应完成后直接固液分离，得到含磷酸根的酸浸液和含稀土元素的酸浸渣，从而将磷元素和稀土元素分离。
反应温度可以为105～135℃，优选为110～135℃，更优选为110～130℃。反应温度的选择是重要的。温度太高，容易导致副产物增多，增加反应能耗；温度太低，分解反应不充分，也降低P2O5分解率。反应时间可以为70～120min，优选为80～120min，更优选为90～110min。合适的分解时间可以保证独居石充分分解，提高P2O5分解率。
固液分离的方式没有特别限制，可以采用过滤或离心。优选为过滤。磷元素溶于酸浸液中，磷元素以磷酸根形式溶于酸浸液中。稀土元素存在于酸浸渣中。酸浸渣中的稀土元素可以通过水浸取，获得稀土硫酸盐溶液。只有控制好反应温度和反应时间，才能保证磷元素溶于酸浸液中，磷元素以磷酸根形式溶于酸浸液中。这样有利于后续的固液分离。
<酸浸渣和酸浸液的处理步骤>
酸浸渣的处理
将酸浸渣用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。
根据本发明的一个具体实施方式，将上述所得的酸浸渣可以用去离子水洗涤，得到滤饼和洗液；将所述滤饼用水浸出，固液分离，得到水浸渣和水浸液；将所述水浸液通过中和除杂得到硫酸稀土溶液。可以采用本领域常规的方法将水浸液中和除杂得到硫酸稀土溶液,这里不再赘述。
通过独居石和水浸渣中P2O5、REO含量可以分别计算得到P2O5分解率，REO浸出率。
P2O5分解率和REO浸出率的计算公式如下：
P2O5分解率＝(独居石中的P2O5含量-水浸渣中P2O5含量)/(独居石中的P2O5含量)×100％。
REO浸出率＝(独居石中的REO含量-水浸渣中REO含量)/(独居石中的REO含量)×100％。
水浸渣中的稀土含量和磷的含量越低，说明P2O5分解率越高，REO浸出率越高，即说明硫酸溶液分解独居石的分解效率越高。
本发明中，分解第一批独居石后，P2O5分解率大于99.5％。REO浸出率可达96％以上，优选为可达96.5％以上。
酸浸液的处理
将酸浸液调节至硫酸浓度为90～98wt％，用于循环分解下一批独居石。
将所得到的酸浸液用浓硫酸(浓硫酸的浓度可以为98wt％)或发烟硫酸调节至硫酸浓度为90～98wt％，优选为92～98wt％，更优选为92～95wt％。调节后的酸浸液用于分解下一批独居石。这样可以实现硫酸溶液的循环利用，更环保，而且节省成本，此外，还可以富集磷酸根。
循环利用时，通过补充浓硫酸或发烟硫酸而调节酸浸液的硫酸浓度，使其符合本发明的使用标准，这样循环利用5～6次时，P2O5分解率仍可以保持在96.3％～98.76％之间。
<分析方法>
P2O5含量：采用磷铋钼蓝分光光度法分析。
REO含量：采用重量法方法分析。
实施例1
将100g独居石矿(REO含量为53.22wt％，P2O5含量为26.34wt％)与300ml的92wt％的硫酸溶液混合(固液比为1g:3mL)，在120℃下反应100min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液与酸浸渣。
将酸浸渣用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。通过计算得到，P2O5分解率为99.74％，REO浸出率为98.55％。
实施例2
将实施例1所得的酸浸液补充浓硫酸继续用于反应。酸浸液补充59g浓硫酸循环分解下一批100g独居石矿。按照实施例1的处理条件，分解第二批独居石矿。通过计算得到，P2O5分解率为98.77％，REO浸出率为97.15％。
实施例3
将100g独居石矿(REO:53.22wt％，P2O5:26.34wt％)与400ml的90wt％的硫酸溶液混合(固液比为1g:4mL)，在130℃下反应60min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液与酸浸渣。
将酸浸渣用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。通过计算得到，P2O5分解率为98.41％，REO浸出率为97.36％。
实施例4
将实施例3所得的酸浸液补充浓硫酸继续用于反应。酸浸液补充56g浓硫酸继续循环分解下一批100g独居石矿。按照实施例3的处理条件，分解第二批独居石矿。通过计算得到，P2O5分解率为98.14％，REO浸出率为97.01％。
实施例5
将100g含独居石相的磷酸稀土固废(REO含量为66.57wt％，P2O5含量为28.07wt％)与400ml的95wt％的硫酸溶液混合(固液比为1g:4.0mL)，在110℃下反应120min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液与酸浸渣。
将酸浸渣用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。通过计算得到，P2O5分解率为98.27％，REO浸出率为97.48％。
比较例1
将100g独居石矿(REO含量为53.22wt％，P2O5含量为26.34wt％)与300ml的80wt％的硫酸溶液混合(固液比为1g:3mL)，在120℃下反应100min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液与酸浸渣。
将酸浸渣用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。
比较例2
将100g独居石矿(REO含量为53.22wt％，P2O5含量为26.34wt％)与150ml的92wt％的硫酸溶液混合(固液比为1g:1.5mL)，在120℃下反应100min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液与酸浸渣。
将酸浸渣用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。
比较例3
将100g独居石矿(REO含量为53.22wt％，P2O5含量为26.34wt％)与200g的92wt％的硫酸溶液混合(酸矿比为2:1，即固液比为1g:1.1mL)，在130℃下焙烧120min，反应结束后焙烧矿用水浸出，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。通过计算得到，P2O5分解率为62.67％，REO浸出率为59.37％。
表1
| 编号 | P2O5分解率％ | REO浸出率％ |
| 实施例1 | 99.74 | 98.55 |
| 比较例1 | 45.31 | 43.74 |
| 比较例2 | 80.45 | 78.69 |
| 比较例3 | 62.67 | 59.37 |
| 实施例2 | 98.77 | 97.15 |
| 实施例3 | 98.41 | 97.36 |
| 实施例4 | 98.14 | 97.01 |
| 实施例5 | 98.27 | 97.48 |
本发明并不限于上述实施方式，在不背离本发明的实质内容的情况下，本领域技术人员可以想到的任何变形、改进、替换均落入本发明的范围。
Claims (10)
1.一种独居石的处理方法，其特征在于，包括以下步骤：
将独居石与浓度为90～98wt％的硫酸混合，在105～135℃下反应70～120min；反应结束后，固液分离，得到酸浸液和酸浸渣；
其中，独居石与硫酸的固液比为1g:2～4mL；
其中，独居石的P2O5含量为25～29wt％。
2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，独居石的P2O5含量为26～28.5wt％。
3.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，独居石的REO含量为50～56wt％。
4.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，独居石的REO含量为51.5～53.5wt％。
5.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，硫酸的浓度为92～95wt％；反应温度为110～130℃；反应时间为80～120min。
6.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，独居石与硫酸的固液比为1g:3～4mL。
7.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，磷元素主要存在于酸浸液中，稀土元素主要存在于酸浸渣中。
8.根据权利要求7所述的处理方法，其特征在于，还包括：将酸浸渣用水浸取，固液分离，得到水浸渣和硫酸稀土溶液。
9.根据权利要求8所述的处理方法，其特征在于，以独居石和水浸渣中的P2O5含量计算，P2O5分解率大于99.5％。
10.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，还包括如下步骤：
将酸浸液调节至硫酸浓度为90～98wt％，用于循环分解下一批独居石。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211584955.7A CN115818694B (zh) | 2022-12-09 | 2022-12-09 | 独居石的处理方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211584955.7A CN115818694B (zh) | 2022-12-09 | 2022-12-09 | 独居石的处理方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN115818694A CN115818694A (zh) | 2023-03-21 |
| CN115818694B true CN115818694B (zh) | 2024-01-23 |
Family
ID=85546307
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202211584955.7A Active CN115818694B (zh) | 2022-12-09 | 2022-12-09 | 独居石的处理方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN115818694B (zh) |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB395305A (en) * | 1932-04-25 | 1933-07-13 | Ig Farbenindustrie Ag | Process of separating phosphoric acid from the mixed rareearth sulphates obtained in decomposing monazite sands with sulphuric acid |
| WO2014082461A1 (zh) * | 2012-11-27 | 2014-06-05 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣的分离回收方法 |
| CN105886798A (zh) * | 2015-02-13 | 2016-08-24 | 有研稀土新材料股份有限公司 | 从含稀土磷矿中回收磷和稀土的方法 |
| CN108034816A (zh) * | 2017-12-20 | 2018-05-15 | 宁波市鄞州智伴信息科技有限公司 | 一种独居石中的稀土元素分离方法 |
| CN111187905A (zh) * | 2020-02-11 | 2020-05-22 | 包头稀土研究院 | 分解含稀土磷酸盐的矿物的方法 |
| CN111270092A (zh) * | 2020-02-07 | 2020-06-12 | 包头稀土研究院 | 分解混合稀土矿的方法 |
| CN111285332A (zh) * | 2020-02-19 | 2020-06-16 | 包头稀土研究院 | 分解含氟稀土矿物和回收氢氟酸的一体化方法 |
| WO2021163803A1 (en) * | 2020-02-21 | 2021-08-26 | The Saskatchewan Research Council | Process of rare earth recovery from ores containing bastnaesite |
-
2022
- 2022-12-09 CN CN202211584955.7A patent/CN115818694B/zh active Active
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB395305A (en) * | 1932-04-25 | 1933-07-13 | Ig Farbenindustrie Ag | Process of separating phosphoric acid from the mixed rareearth sulphates obtained in decomposing monazite sands with sulphuric acid |
| WO2014082461A1 (zh) * | 2012-11-27 | 2014-06-05 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣的分离回收方法 |
| CN105886798A (zh) * | 2015-02-13 | 2016-08-24 | 有研稀土新材料股份有限公司 | 从含稀土磷矿中回收磷和稀土的方法 |
| CN108034816A (zh) * | 2017-12-20 | 2018-05-15 | 宁波市鄞州智伴信息科技有限公司 | 一种独居石中的稀土元素分离方法 |
| CN111270092A (zh) * | 2020-02-07 | 2020-06-12 | 包头稀土研究院 | 分解混合稀土矿的方法 |
| CN111187905A (zh) * | 2020-02-11 | 2020-05-22 | 包头稀土研究院 | 分解含稀土磷酸盐的矿物的方法 |
| CN111285332A (zh) * | 2020-02-19 | 2020-06-16 | 包头稀土研究院 | 分解含氟稀土矿物和回收氢氟酸的一体化方法 |
| WO2021163803A1 (en) * | 2020-02-21 | 2021-08-26 | The Saskatchewan Research Council | Process of rare earth recovery from ores containing bastnaesite |
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| 独居石与独居石渣利用研究进展;肖勇;陈月华;;稀土(04);全文 * |
| 硫酸分解伴生稀土磷矿综合回收稀土研究现状;娄伦武;赵宗尧;卓知杰;陈铭;;化肥工业(02);全文 * |
| 稀土粗精矿的低温硫酸化分解工艺;刘勇;刘珍珍;刘牡丹;;中国有色金属学报(12);全文 * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN115818694A (zh) | 2023-03-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US9745193B2 (en) | Method for removing iron in the manufacture of phosphoric acid | |
| AU2012330140B2 (en) | Method for producing high-purity cobalt sulfate aqueous solution | |
| CN102443701A (zh) | 铁矾渣的清洁冶金综合利用方法 | |
| CN101818262A (zh) | 一种从硫酸锌溶液中脱除氯的方法 | |
| CN102828025A (zh) | 从石煤钒矿中提取v2o5的方法 | |
| CN109609754B (zh) | 一种贵金属提取过程产生的废物回收工艺 | |
| CN101831542A (zh) | 一种从钼选矿尾矿中提取金属元素铁、镁、钙的方法 | |
| CN111422907B (zh) | 一种碱性萃取生产仲钨酸铵的方法及*** | |
| CN115818694B (zh) | 独居石的处理方法 | |
| CN107099672A (zh) | 含锌炼钢烟尘的回收方法 | |
| CN104745807A (zh) | 一种提取铌钽矿中有价金属元素的方法 | |
| CN111270092B (zh) | 分解混合稀土矿的方法 | |
| CN115232960B (zh) | 混合稀土精矿的处理方法及石英的用途 | |
| CN115961155A (zh) | 混合稀土精矿的处理方法 | |
| CN113683070B (zh) | 湿法磷酸渣生产复合多元素聚磷酸盐联产氟硅酸的方法 | |
| CN105603447B (zh) | 一种钢丝绳酸洗废酸资源化处置工艺的***和方法 | |
| CN108467054B (zh) | 一种废线路板回收生产饲料级碱式氯化铜的方法及其应用 | |
| CN111187905A (zh) | 分解含稀土磷酸盐的矿物的方法 | |
| CN113699374A (zh) | 一种含锡低度混合钨矿中锡的富集方法 | |
| CN114180545A (zh) | 一种除铜方法及废旧磷酸铁锂电芯粉制备磷酸铁的方法 | |
| JPS5815039A (ja) | 高純度酸化鉄の製法 | |
| CN112410589A (zh) | 硫酸稀土焙烧矿的处理方法 | |
| CN101824553A (zh) | 一种混合稀土精矿液碱高温焙烧分解工艺 | |
| CN111874877A (zh) | 一种Na2SeSO3溶液高效脱砷的方法 | |
| CN114959319B (zh) | 混合稀土精矿碱法分解工艺所得固体物的处理方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |