一种稀有金属矿综合回收的方法技术

一种稀有金属矿综合回收的方法，其特征是原矿磨矿，添加氯化钠混匀、造球，球团干燥后与烟煤混匀，加热，磨矿，磁选，得到还原铁粉和磁选尾矿；加浓硫酸至磁选尾矿，酸化，加水一次浸出，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，二次浸出渣堆存处理；混合一次浸出液和二次浸出液，浓缩，加硫酸钠至浓缩液中，反应，固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液；加碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中，反应，得到稀土碳酸盐，煅烧，获得稀土氧化物；加氨水调节富铌钽溶液pH值，搅拌后固液分离，得到铌钽沉淀，煅烧沉淀，得到钽铌富集物。本发明专利技术提出了一种从稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钽的方法。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种从稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钽和铁的方法。
技术介绍
铁是支撑国民经济发展的第一大金属，稀土、铌、钽是信息、生物、能源、航空航天、超导材料、军エ等高
和国防建设的重要基础材料，它们均是涉及到国家安全的重要战略资源。随着工业化进程的加快，资源的消耗越来越大，低品位、难处理的复杂共伴生金属资源的开发利用迫切提上研究日程。加拿大、澳大利亚和我国内蒙、云南、新疆、山西等地均蕴藏丰富的多金属共生稀有金属矿，这类资源中常伴生了稀土、铌、钽、钛等多种稀有金属元素，同时有价元素含量低，矿物嵌布粒度细、包裹交生关系复杂、単体解离困难，难以有效实现资源的综合利用。某地一种稀有金属矿含有稀土、铌、钽等多种稀有金属元素。据初步分析，原矿中稀土含量(RE0)2. 5 3.0%，铌含量(Nb2O5) I. 7 2.2%，钽含量(Ta2O5)O. 06 O. 09%，同时矿石中含有丰富的磷、铁资源，磷含量(P2O5)约为11 12%，铁含量25%左右，具有巨大的经济利用价值。エ艺矿物学研究表明该矿石具有強烈的风化蚀变特征，矿石中存在大量风化蚀变产物泥化纤磷钙铝石和胶状褐铁矿，两者包裹了大部分稀土、铌、钽等稀有金属矿物，且嵌布粒度极细，是ー种典型的多金属共生复杂稀有金属矿。由于原矿性质复杂，采用物理选矿法处理该矿，分选效果很差，均未能得到稀土、铌、钽的单独精矿或混合精矿，至今尚无经济、有效的手段实现这类资源的开发利用。
技术实现思路
本专利技术针对上述稀有金属矿中稀土、铌、钽难以通过物理选矿方法分离和富集的现状，提出一种实现稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钽的方法。本专利技术的技术方案由以下步骤组成(I)原矿磨矿至-O. 074mm含量占70%以上，添加20 55%的氯化钠混匀、造球，球団干燥后，按1/1 1/2的质量比与烟煤混匀，在850 1100°C下加热60min 180min ；球团磨矿至-O. 074mm含量占80%以上，在500 2000mT的磁场强度下磁选，得到还原铁粉和磁选尾矿；(2)按1/1 2/1的酸矿质量比添加浓硫酸至步骤I得到的磁选尾矿中，在150 450°C下酸化60 180min，再按2/1 6/1的液固比加水在20 100°C—次浸出30 240min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣；(3)将步骤2得到的一次浸出渣按1/1 10/1的液固比加水，浸出30 180min，固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣，二次浸出渣堆存处理；(4)混合步骤2、步骤3得到一次浸出液和二次浸出液，按2/1 3/1的浓缩比进行浓缩，计算溶液中稀土总量，按稀土理论用量的I I. 5倍添加硫酸钠至浓缩液中，在80 100°C反应60 90min，固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液； (5)添加质量浓度20 30%的碳酸钠溶液至步骤4得到的稀土硫酸复盐中，反应60 90min，得到稀土碳酸盐，在750 900°C煅烧30 60min，获得稀土氧化物；(6)添加氨水调节步骤4得到的富铌钽溶液pH值至8. 5，搅拌30 60min后固液分离，得到铌钽沉淀，在800 950°C煅烧沉淀120 210min得到钽铌富集物。本专利技术可实现从低品位多金属共生的复杂稀有金属矿中，特别是稀土、铌、钽与铁矿物及脉石矿物包裹交生、嵌布关系复杂的稀有金属矿中直接回收具有商业价值的稀土氧化物、铌钽富集物和可用于电炉炼钢的还原铁粉。稀土氧化物含量达到92%以上，稀土总回收率大于72 % ;铌钽富集物Nb205+Ta205含量大于32 %，铌总回收率大于75 %，钽总回收率大于66% ;还原铁粉品位大于90%,铁的回收率大于90%,充分实现复杂稀有金属矿中各种有价元素的综合回收，为难处理复杂稀有金属资源的综合利用提供了可行的技术路线，具有广阔的应用前景。 附图说明图I是本专利技术的技术方案流程图。具体实施例方式实施例I :RE0含量 2. 65%，Nb205 含量 I. 83%，Ta2O5 含量 O. 071%，铁品位 23. 74%的原矿磨矿至-O. 074mm含量占75%，添加20%的氯化钠混匀、造球，球団干燥后按1/1的质量比与烟煤混匀，在1100°C下加热60min ;球团磨矿至-O. 074mm含量占82%，在550mT的磁场强度下磁选，得到还原铁粉和磁选尾矿，还原铁粉TFe为90. 43%,铁的回收率为90. 85%。按1/1的酸矿质量比添加浓硫酸至磁选尾矿中，在450°C下酸化60min，再按2/1的液固比加水在20°C浸出240min，固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣。一次浸出渣按2/1的液固比加水浸出150min，固液分离后得到二次浸出液和二次浸出渣，二次浸出渣堆存处理。混合一次浸出液和二次浸出液，浓缩至1/2体积，计算溶液中稀土总量，再按稀土理论用量的I. O倍添加硫酸钠至浓缩液中，在80°C反应90min，固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液。添加质量浓度25%的碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中，在常温下反应60min,得到稀土碳酸盐，在750°C煅烧60min，获得REO含量92. 34%的稀土氧化物，稀土回收率73. 52%。添加氨水调节富铌钽溶液pH值至8. 5，搅拌60min后固液分离，得到铌钽沉淀，在800°C煅烧沉淀210min，得到Nb205+Ta205含量32. 75 %的钽铌富集物，铌的总回收率为75. 21%，钽的总回收率为66. 49%。实施例2 :RE0含量 2. 65%，Nb205 含量 I. 83%，Ta2O5 含量 O. 071%，铁品位 23. 74%的原矿磨矿至-O. 074mm含量占80%，添加40%的氯化钠混匀、造球，球団干燥后按1/1. 5的质量比与烟煤混匀，在1050°C下加热120min ;球团磨矿至-O. 074mm含量占85 %，在900mT的磁场强度下磁选，得到还原铁粉和磁选尾矿，还原铁粉TFe为91. 02%,铁的回收率为91. 45%。按I. 5/1的酸矿质量比添加浓硫酸至磁选尾矿中，在300°C下酸化120min，再按4/1的液固比加水在50°C浸出120min，固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣。一次浸出渣按6/1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，二次浸出渣堆存处理。混合一次浸出液和二次浸出液，浓缩至1/3体积，计算溶液中稀土总量，再按稀土理论用量的I. 2倍添加硫酸钠至浓缩液中，在90°C反应80min，固液分离得到稀土硫酸复盐和富铌钽溶液。添加质量浓度20%的碳酸钠溶液至稀土硫酸复盐中反应70min，得到稀土碳酸盐，在850°C煅烧40min，获得REO含量92. 06%的稀土氧化物，稀土回收率72.84%。添加氨水调节富铌钽溶液pH值至8. 5，搅拌45min后固液分离，得到铌钽沉淀，在900°C煅烧沉淀150min，得到Nb205+Ta205含量33. 15 %的钽铌富集物，铌的总回收率为75. 66%，钽的总回收率为66. 23%。实施例 3 :RE0含量 2. 65%，Nb205 含量 I. 83%，Ta2O5 含量 O. 071%，铁品位 23. 74%的原矿磨矿至-O. 074mm含量占86%,添加50%本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1. 一种稀有金属矿综合回收的方法，其特征是由以下步骤组成 (1)原矿磨矿至-O.074mm含量占70%以上，添加20 55%的氯化钠混匀、造球，球团干燥后，按1/1 1/2的质量比与烟煤混匀，在850 1100°C下加热60min 180min ;球团磨矿至-O. 074mm含量占80%以上，在500 2000mT的磁场强度下磁选，得到还原铁粉和磁选尾矿； (2)按1/1 2/1的酸矿质量比添加浓硫酸至步骤I得到的磁选尾矿中，在150 450°C下酸化60 180min，再按2/1 6/1的液固比加水在20 100°C —次浸出30 240min,固液分离后得到一次浸出液和一次浸出渣； (3)将步骤2得到的一次浸出渣按1/1 10/1的液固比加水...

【专利技术属性】
技术研发人员：刘勇，陈少纯，刘牡丹，何晓娟，刘珍珍，
申请(专利权)人：广州有色金属研究院，
类型：发明
国别省市：