一種低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法技術

本發明專利技術涉及一種低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法，屬于濕法冶金領域。其特征是：將接近理論量的濃硫酸與尾氣酸預處理后的混合稀土精礦混合后焙燒，延長低溫段反應時間，待REO分解率達標后，物料進入高溫區，利用磷酸與硫酸釷的相對含量差異，快速固定放射性釷，尾氣噴淋回收酸用于浸泡新的稀土精礦。本發明專利技術主要用于混合型稀土精礦的冶煉分離過程。本發明專利技術解決了混合稀土精礦與濃硫酸焙燒過程中，焙燒能耗、濃硫酸消耗與放射性釷溶出與否的矛盾問題，使硫酸消耗量接近理論量。

【技術實現步驟摘要】
一種低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法
本專利技術涉及一種低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法，屬于濕法冶金領域。
技術介紹
目前，每年約有10萬噸的白云鄂博混合稀土精礦（REO～50%；簡稱“50精礦”）采用濃硫酸高溫焙燒分解工藝處理。該工藝中，濃硫酸與50精礦按照酸礦重量比為1.4：1混合后，在溫度500～600℃條件下焙燒2.5~3.0小時，分解成為硫酸稀土焙燒礦。其中，放射性核素被高溫焙燒固定為難以溶解的“焦磷酸釷”。在此過程中，約有30%左右的濃硫酸以硫酸酸霧、SO2和SO3的形式進入混合酸性尾氣。也有些企業將濃硫酸與尾氣回收的質量百分含量為70%硫酸按照1:0.6的比例混合，再與50精礦的按照濃硫酸與50精礦重量比為1.2:1混合焙燒，此時，每噸50精礦的硫酸的消耗量分別1.2噸的92.5%濃硫酸與0.72噸的70%硫酸。無論哪種方式，其硫酸消耗量、焙燒能耗及尾氣回收能耗均很高。趙治華等專利技術了“分步法硫酸稀土焙燒分解包頭稀土精礦”（申請號：200510063032.7），該專利技術將1.1-1.4:1的濃硫酸與包頭精礦混合后，先在100-320℃條件下焙燒1-7小時，尾氣噴淋吸收；然后將固體無聊在600-680℃條件下，焙燒1-4小時，產生的尾氣用80-92%的濃硫酸吸收，剩余氣體再用冷卻水噴淋吸收。此專利技術很好的將濃硫酸低溫焙燒與高溫焙燒的優點進行了結合。存在的問題是精礦與硫酸混合后，分別在兩個爐窯內進行，分別采用了兩套尾氣吸收系統，且硫酸酸耗較高，整體能耗偏高，尾氣分步吸收后形成的硫酸與氟硅酸副產品的純度均比較低。馬瑩等專利技術了“一種稀土精礦濃硫酸低溫焙燒分解工藝”（申請號：02144405.6），該專利技術是將精礦與濃硫酸以重量比1.1-1.7：1的比例混合，在150-330℃焙燒。焙燒礦經水浸出、過濾，得到水浸液和水浸渣，水浸液中的釷經萃取分離得到釷產品。該技術在低溫條件下實現稀土礦的提取，但酸耗偏高，水浸液酸度較高，放射性釷的萃取純化過程的防護級別高，且純釷產品的存放難度大。
技術實現思路
本專利技術的目的是提供一種旨在解決混合稀土精礦與濃硫酸焙燒過程中，焙燒能耗、濃硫酸消耗與放射性釷溶出與否的矛盾問題，使硫酸消耗量接近理論量的低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法。本專利技術的技術思路：（1）在同一爐窯內，延長低溫焙燒段時間，縮短高溫焙燒段時間，按照較低的酸礦重量比例添加濃硫酸。在低溫焙燒段，焙燒溫度低于甚至遠低于硫酸分解溫度338℃，加入接近理論量的濃硫酸，控制濃硫酸有效分解稀土精礦而自身不發生分解。待礦物REO分解率≥92%且硫酸消耗殆盡、硫酸消耗較為徹底時，物料進入高溫區焙燒。在高溫焙燒段，前端反應生成的相對量大的磷酸進一步脫水成為焦磷酸，與相對量小的硫酸釷快速反應生成“焦磷酸釷”等難溶物。另外，由于低溫焙燒過程中硫酸消耗殆盡，且物料在高溫段的停留時間短，硫酸的揮發量與分解量都很低。實現快速固釷而少量分解硫酸的目的，使得整個過程尾氣吸收液中的硫酸含量大幅下降，硫酸有效使用率提高。（2）尾氣經噴淋回收的硫酸與氟硅酸的混酸溶液，用于預處理下一批混合稀土精礦，主要化學反應式為：3H2SO4+2REFCO3=RE2(SO4)3+2H2O+2CO2↑+2HF3H2SO4+Ca3(PO4)2=3CaSO4↓+2H3PO44H2SO4+CaCe2(CO3)3F2=CaSO4+Ce2(SO4)3+2HF++3H2O+3CO2↑3H2SO4+Fe2O3=Fe2(SO4)3+3H2O2HF+REFCO3=REF3+2H2O+2CO2↑2HF+Fe2(SO4)3=H2SO4+FeF3↓6HF+RE2(SO4)3=3H2SO4+2REF3↓6HF+Ce2(SO4)3=3H2SO4+2CeF3↓充分利用混酸中少量的酸性較強的硫酸與礦物中氟碳酸鹽、鐵等雜質反應，生成二氧化碳、水、氟化鐵與極微量的磷酸，過量的氫氟酸將溶出的稀土再次沉淀回礦物中。既充分利用了硫酸，又純化了礦物，降低了礦物焙燒時對硫酸的消耗。剩余酸溶液采用減壓蒸餾回收氫氟酸。本專利技術的工藝步驟：（1）將焙燒尾氣吸收酸與REO質量百分含量為45%~65%的混合稀土精礦混合浸泡，浸泡溫度為20-60℃，時間為30-60min；固液分離后，浸泡后的精礦進行硫酸焙燒，濾液進行減壓蒸餾回收氫氟酸；（2）浸泡后的精礦水分為8~12at%，干礦重量為浸泡前的90-110%，將浸泡后的精礦與質量百分含量為90~99%的濃硫酸按照精礦的干礦重量與濃硫酸重量比例為0.9~1.1:1.0混合焙燒；控制焙燒前端溫度在160~300℃，滯留時間為120-300min，前端結束后，精礦REO分解率≥92%；控制后端溫度在500~600℃，滯留時間為15-30min，焙燒礦經水浸、除雜后，得到放射性廢渣與硫酸稀土浸液，尾氣經噴淋除塵、逆流吸收后，形成的尾氣吸收酸用于浸泡新一批的混合稀土精礦。本專利技術的效果：混合稀土精礦濃硫酸焙燒過程中，在保證放射性釷不溶出的前提下，充分降低焙燒能耗和濃硫酸消耗，采用新思路處理尾氣吸收酸，降低了生產成本。附圖說明圖1為工藝流程圖。具體實施方式實施例一將焙燒尾氣吸收酸與100g的REO質量百分含量為52%的混合稀土精礦混合浸泡，常溫，100min。固液分離后，浸泡后的精礦進行硫酸焙燒，濾液進行減壓蒸餾回收氫氟酸。浸泡后的精礦水分為9.6at%，干礦重量為102.6g，按照精礦的干礦重量與濃硫酸重量比例為1:0.95加入97.5g的質量百分含量為98%的濃硫酸混合焙燒。前端溫度在240℃，滯留時間為180min，前端結束后，精礦REO分解率≥92%?？刂坪蠖藴囟仍?00℃，滯留時間為20min。焙燒礦經水浸、除雜后，得到放射性廢渣與總比放達標的硫酸稀土浸液。尾氣經噴淋吸收、除塵后，用于浸泡新一批的混合稀土精礦。實施例二將焙燒尾氣吸收酸與100g的REO質量百分含量為64%的混合稀土精礦混合浸泡，常溫，40min。固液分離后，浸泡后的精礦進行硫酸焙燒，濾液進行減壓蒸餾回收氫氟酸。浸泡后的精礦水分為8.6at%，干礦重量為96.2g，按照精礦的干礦重量與濃硫酸重量比例為1:1.05加入101g的質量百分含量為98%的濃硫酸混合焙燒。前端溫度在180℃，滯留時間為210min，前端結束后，精礦REO分解率≥92%?？刂坪蠖藴囟仍?50℃，滯留時間為20min。焙燒礦經水浸、除雜后，得到放射性廢渣與總比放達標的硫酸稀土浸液。尾氣經噴淋吸收、除塵后，用于浸泡新一批的混合稀土精礦。實施例三將焙燒尾氣吸收酸與100g的REO質量百分含量為45.2%的混合稀土精礦混合浸泡，50℃，60min。固液分離后，浸泡后的精礦進行硫酸焙燒，濾液進行減壓蒸餾回收氫氟酸。浸泡后的精礦水分為10.7at%，干礦重量為105.2g，按照精礦的干礦重量與濃硫酸重量比例為1.1:1加入116g的質量百分含量為98%的濃硫酸混合焙燒。前端溫度在260℃，滯留時間為270min，前端結束后，精礦REO分解率≥92%?？刂坪蠖藴囟仍?50℃，滯留時間為30min。焙燒礦經水浸、除雜后，得到放射性廢渣與總比放達標的硫酸稀土浸液。尾氣經噴淋吸收、除塵后，用于浸泡新一批的混合稀土精礦。本文檔來自技高網...

【技術保護點】
一種低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法，其特征是：包括以下步驟：（1）將焙燒尾氣吸收酸與REO質量百分含量為45%~65%的混合稀土精礦混合浸泡，固液分離后，浸泡后的精礦進行硫酸焙燒，濾液進行減壓蒸餾回收氫氟酸；（2）將浸泡后的精礦與質量百分含量為90~99%的濃硫酸按照精礦的干礦重量與濃硫酸重量比例為0.9~1.1:1.0混合焙燒；控制焙燒前端溫度在160~300℃，控制后端溫度在500~600℃，控制物料在前端與后端的滯留時間；焙燒礦經水浸、除雜后，得到放射性廢渣與硫酸稀土浸液，尾氣經噴淋除塵、逆流吸收后，形成的尾氣吸收酸用于浸泡新一批的混合稀土精礦。

【技術特征摘要】
1.一種低酸耗混合稀土精礦濃硫酸分解的方法，其特征是：包括以下步驟：（1）將焙燒尾氣吸收酸與REO質量百分含量為45%~65%的混合稀土精礦混合浸泡，固液分離后，浸泡后的精礦進行硫酸焙燒，濾液進行減壓蒸餾回收氫氟酸；（2）將浸泡后的精礦與質量百分含量為90~99%的濃硫酸按照精礦的干礦重量與濃硫酸重量比例為0.9~1.1:1.0混合焙燒；控制焙燒前端溫度在160~300℃，控制后端溫度在500~600℃，控制物料在前端與后端的滯留時間；焙燒礦經水浸、除雜后，得到放射性廢渣與硫酸稀土浸液，尾氣經噴淋除塵、逆流吸收后，形成的尾氣吸收酸用于浸泡新一批的...

【專利技術屬性】
技術研發人員：崔建國，侯睿恩，王哲，張麗，郝肖麗，高婷，
申請(專利權)人：包頭稀土研究院，瑞科稀土冶金及功能材料國家工程研究中心有限公司，
類型：發明
國別省市：內蒙古,15