一种氟碳铈矿的焙烧工艺制造技术

本发明专利技术的一种氟碳铈矿的焙烧工艺，基于氟碳铈矿的物相特点，首先在真空条件下进行热分解，将氟碳铈矿中的稀土元素转移到氧化稀土和氟化稀土两种物相中，同时控制氧化铈中的价态为正三价；然后再通过一次酸浸，将稀土氧化物中的稀土有价元素转移到氯化稀土溶液中；将一次酸浸渣洗至中性后烘干，以一定比例与氢氧化钠混合后进行第二次真空焙烧，将稀土氟化物中的稀土元素全部转移至稀土氧化物物相中；将二次焙烧矿洗至中性后，再通过二次酸浸，实现稀土元素全部浸入氯化稀土溶液中。该工艺通过两次真空焙烧避免了四价铈在稀土氧化物中的生成，实现了稀盐酸浸出条件下99％以上的稀土收率，并避免了氯气的产生，减少了生产企业的废气排放压力。气排放压力。

【技术实现步骤摘要】
[0017]无论是优浸工艺或是全浸出工艺，四价铈在与浓盐酸反应时都会产生氯气，因此在实际生产中都需要添加抑氯剂如硫脲来降低氯气的生成，反应式如式5所示。而硫脲的加入又会在酸浸液中产生氯化铵，如式6所示，最终排入沉淀废水中，引起废水中COD含量的增加。
[0018]4Cl2+(H2N)2CS+5H2O
→
8HCl+H2SO4+(H2N)2CO
ꢀꢀꢀꢀ5[0019](H2N)2CO+2HCl+H2O
→
2HN4Cl+CO2ꢀꢀꢀꢀ6[0020]为此，现有的焙烧氟碳铈矿技术在酸浸提取稀土有价元素的过程中不可避免的会引起废水中的氨氮含量增加或产生大量的氯气，为此本专利针对氟碳铈矿焙烧过程中的铈元素化合价的变化，提出了一种新的工艺。

技术实现思路
：
[0021]本专利技术的目的是克服上述现有技术存在的不足，提供一种氟碳铈矿的焙烧工艺，针对氟碳铈矿的元素组成及物相特点开发的批量化生产用焙烧矿技术，能够有效减少现有生产过程中的氯气处置量，同时提高化学法冶炼过程中的稀土有价元素浸出率，可用于氟碳铈矿冶炼过程中的焙烧环节。
[0022]稀土提取是从稀土精矿中提取稀土元素的湿法冶金过程，它包括稀土精矿的分解，从精矿或分解产物中浸出稀土，浸出液的净化，通过浓缩结晶或沉淀、灼烧等过程制备混合稀土化合物或某些稀土元素的富集物。氟碳铈矿矿相为ReFCO3，经空气焙烧后生成ReF3，ReOF及Re2O3三种物相(Re为La,Pr和Nd三种元素)，而铈元素则存在于CeO2和CeOF2两种物相中。含铈物相在酸浸过程中会与浓盐酸发生氧化反应，四价铈被还原为三价，氯被氧化成氯气，如方程式4所示，如果不添加抑氯剂则会产生大量的氯气，在工业生产中需要进行碱喷淋处理，在废水系统中会生成次氯酸钠，需要经过特殊处理才能进行外排；此外，目前工业上常用的抑氯剂为硫脲，与Cl2的反应式如5和6所示，虽然避免了氯气的产生，但是会导致废水中产生大量的氨氮，同样需要蒸氨或化学法等治理手段，为此本专利技术提出了一种真空碱焙烧技术，在不引入其他还原剂的情况下，最大限度抑制焙烧矿中四价铈的生成，使焙烧矿在酸浸过程中产生的次氯酸根浓度在允许外排的范围内。
[0023]此外，在酸浸反应过程中，四价铈的还原反应会增加氟碳铈矿的反应活化能，进而降低稀土元素的浸出率。因此，无氧碱焙烧工艺不仅从源头减少了湿法冶炼过程中产生的次氯酸根或氨氮等污染物，还能够提高稀土元素从矿物中迁移到氯化稀土溶液中的浸出率。
[0024]为实现上述目的，本专利技术采用以下技术方案：
[0025]一种氟碳铈矿的焙烧工艺，包括以下步骤：
[0026]步骤1，真空焙烧：
[0027]取氟碳铈矿，球磨后放入真空旋转炉中，加热至400-500℃，保温2-4h，所述的加热速率为6-8℃/min，加热过程中保持炉内真空度为0.05Pa，获得加热矿粉；
[0028]步骤2，一次酸浸：
[0029]取底水，按固液比，加热矿粉：底水＝1:(1-2)，单位g:mL，将加热矿粉与底水混合，搅拌成浆液，向浆液中缓慢加入盐酸溶液，所述的盐酸浓度为2-2.5mol/L，20-25℃下保温搅拌浸出至盐酸余酸浓度为0.3-0.6mol/L后，停止盐酸加入，加入阳离子型絮凝剂，加入质
量为加热矿粉质量的0.2-0.5％，进行沉降，沉降时间为20-35min，完成沉降后，抽离酸浸液，获得酸浸渣，所述的酸浸渣经清水洗至中性，获得洗液，所述的洗液与酸浸液混合，获得一次混合氯化稀土溶液；
[0030]步骤3，真空碱浸焙烧：
[0031]水洗后酸浸渣过滤和烘干后，按质量比，水洗后酸浸渣：NaOH＝1：(1-2)，将水洗后酸浸渣与NaOH混合均匀后，放入真空旋转炉中，加热至450-550℃，保温1.5-2.5h，所述的加热速率为7-10℃/min，加热过程中保持炉内真空度为0.05Pa，获得二次焙烧矿粉；
[0032]步骤4，二次酸浸：
[0033]将二次焙烧矿粉水洗至中性后，缓慢加入盐酸溶液，所述的盐酸浓度为1.5-2mol/L，60-80℃下保温搅拌酸浸至酸浸液浓度为0.5-1mol/L，停止盐酸溶液加入，完成二次酸浸；加絮凝剂进行沉降，加入量为水洗后焙烧矿粉0.2-0.4％，沉降时间为20-30min，完成沉降后，抽离二次酸浸液，所述的二次酸浸渣经清水洗至中性，获得二次洗液，所述的二次洗液与二次酸浸液混合，获得二次混合氯化稀土溶液，与一次混合氯化稀土溶液混合，即为最终混合氯化稀土溶液。
[0034]所述的步骤1中，氟碳铈矿包括组分及质量百分含量为Re2O
3 65％，CaO 0.46％，BaO 11.45％，FeO
3 0.61％，F 6.57％，ThO
3 0.23％。
[0035]所述的步骤1中，氟碳铈矿中的ReO包括组分及质量百分含量为La2O
3 39.44％，CeO
2 46.89％，PrO
11 3.43％，Nd2O
3 9.37％，Sm2O
3 0.56％，Eu2O
3 0.09％，Gd2O
3 0.16％，Y2O
3 0.06％。
[0036]所述的步骤1中，真空旋转炉转速为1转/min。
[0037]所述的步骤1中，氟碳铈矿，球磨至200目后，放入真空旋转炉中。
[0038]所述的步骤1中，加热后的矿粉包括组分Re2O3为82-86wt％，余量杂质；所述的加热后矿粉中的Ce元素均以三价化合态存在于Re2O3中，主要以Ce2O3和CeOF2两种物相存在。
[0039]所述的步骤2中，搅拌浸出时间为0.5-1h。
[0040]所述的步骤2中，阳离子型絮凝剂为阳离子型聚丙烯酰胺。
[0041]所述的步骤2中，酸浸过程中生成尾气，对尾气进行收集检测，所述的尾气中包含氯气，氯气浓度为4-6mg/L。
[0042]所述的步骤2中，酸浸渣中ReF3含量36-45％。
[0043]所述的步骤3中，真空旋转炉转速为1转/min。
[0044]所述的步骤4中，二次酸浸时间为40-70min。
[0045]所述的步骤4中，絮凝剂为阳离子型聚丙烯酰胺。
[0046]所述的步骤4中，二次酸浸过程中生成尾气，对尾气进行收集检测，尾气成分为氯气，浓度为5-7mg/L。
[0047]所述的步骤4中，混合氯化稀土溶液中稀土元素总浸出率为98.9-99.6％，镨元素浸出率为99.2-99.5％，钕元素浸出率为99.4-99.6％，根据动力学方程以及阿伦尼乌斯公式计算出氟碳铈矿酸浸活化能，氟碳铈矿一次浸出过程中的活化能为29.3-29.5kJ/mol。
[0048]本专利技术的有益效果：
[0049]在用盐酸全浸出焙烧矿中有价稀土元素的过程中，由于四价铈的存在会产生大量的氯气，会直接影响操作环境和污染环境。所以在现实生产中不仅需要添加抑氯剂，同时还
需要进行水喷淋或碱喷淋处本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种氟碳铈矿的焙烧工艺，其特征在于，包括以下步骤：步骤1，真空焙烧：取氟碳铈矿，球磨后放入真空旋转炉中，加热至400-500℃，保温2-4h，所述的加热速率为6-8℃/min，加热过程中保持炉内真空度为0.05Pa，获得加热矿粉；步骤2，一次酸浸：取底水，按固液比，加热矿粉：底水＝1:(1-2)，单位g:mL，将加热矿粉与底水混合，搅拌成浆液，向浆液中缓慢加入盐酸溶液，所述的盐酸浓度为2-2.5mol/L，20-25℃下保温搅拌浸出至盐酸余酸浓度为0.3-0.6mol/L后，停止盐酸加入，加入阳离子型絮凝剂，加入质量为加热矿粉质量的0.2-0.5％，进行沉降，沉降时间为20-35min，完成沉降后，抽离酸浸液，获得酸浸渣，所述的酸浸渣经清水洗至中性，获得洗液，所述的洗液与酸浸液混合，获得一次混合氯化稀土溶液；步骤3，真空碱浸焙烧：水洗后酸浸渣过滤和烘干后，按质量比，水洗后酸浸渣：NaOH＝1：(1-2)，将水洗后酸浸渣与NaOH混合均匀后，放入真空旋转炉中，加热至450-550℃，保温1.5-2.5h，所述的加热速率为7-10℃/min，加热过程中保持炉内真空度为0.05Pa，获得二次焙烧矿粉；步骤4，二次酸浸：将二次焙烧矿粉水洗至中性后，缓慢加入盐酸溶液，所述的盐酸浓度为1.5-2mol/L，60-80℃下保温搅拌酸浸至酸浸液浓度为0.5-1mol/L，停止盐酸溶液加入，完成二次酸浸；加絮凝剂进行沉降，加入量为水洗后焙烧矿粉0.2-0.4％，沉降时间为20-30min，完成沉降后，抽离二次酸浸液，所述的二次酸浸渣经清水洗至中性，获得二次洗液，所述的二次洗液与二次酸浸液混合，获得二次混合氯化稀土溶液，与一次混合氯化稀土溶液混合，即为最终混合氯化稀土溶液。2.根据权利要求1所述的氟碳铈矿的焙烧工艺，其特征在于，所述的步骤1中，氟碳铈矿包括组分及质量百分含量为Re2O
3 65％，CaO 0.4...

【专利技术属性】
技术研发人员：田昂，梁超，王卓，刘光亮，裴文利，吴文远，李洪艳，税世林，
申请(专利权)人：冕宁县飞天实业有限责任公司，
类型：发明
国别省市：