从铁尾矿中回收铷的方法

摘要

本发明提供了一种从铁尾矿中回收氯化铷的方法包括以下步骤：分级：对铁尾矿进行分级处理得到+10微米的第一矿物；浮选：对第一矿物进行浮选，得到铷精矿；焙烧：对铷精矿进行焙烧得到焙烧产物；对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，得到水相作为铷矿液；浮选至少包括依序进行的除硫浮选和回收浮选，除硫浮选和回收浮选均为一粗两扫四精工艺。本发明提供的方法通过对铁尾矿进行分级处理，得到粒径为+10微米的矿物，使铷在该粒径下的矿物中实现富集，铷的品位相对于铁尾矿原料中的铷，富集了8～10倍，从而有利于后续的分离提纯处理。

权利要求

1.一种从铁尾矿中回收铷的方法，其特征在于，包括以下步骤：分级：对所述铁尾矿进行分级处理得到+10微米的第一矿物；

浮选：对所述第一矿物进行浮选，得到铷精矿；

焙烧：对所述铷精矿进行焙烧得到焙烧产物；

对所述焙烧产物依序进行浸出、萃取—反萃取，得到水相作为铷矿液；

所述浮选至少包括依序进行的除硫浮选和回收浮选，所述除硫浮选和所述回收浮选均为两次一粗两扫四精工艺；

所述分级步骤包括首先将所述铁尾矿经一次分级得到-400目的矿物，之后对所述-400目的矿物进行二次分级得到+10微米的所述第一矿物；

在所述浮选步骤前还包括磁选步骤，所述磁选步骤包括：对所述第一矿物进行一粗一扫磁选，得到磁选尾矿，并在所述磁选步骤后，对所述磁选尾矿进行所述浮选步骤；所述磁选尾矿中全铁品位的<1％。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述浮选步骤包括：a)所述除硫浮选：向所述磁选尾矿中依序加入100～200g/吨的乙黄药、100～150g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；

b)所述回收浮选：将所述第二尾矿调浆到pH为2～3，依序加入400～800g/吨水玻璃和捕收剂进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿。

3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述捕收剂由300～500g/吨十二胺醋酸盐、200～300g/吨煤油和100～200g/吨松醇油组成。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述第一矿物中铷品位为0.015～0.02％。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述焙烧步骤为：将所述铷精矿干燥后加入0.3～0.5％氯化钠混合均匀后，在800～900℃下焙烧15～25分钟，得到所述焙烧产物。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述浸出步骤为：向所述焙烧产物中加入其质量3～4倍的超纯水，80～90℃下水浴，200～250转/分钟，搅拌2～3小时后过滤，所得滤液作为浸出液。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述萃取—反萃取步骤为：对所述浸出液以t-BAMBP—磺化煤油作为萃取剂进行萃取，相比3～5:1，调节碱度为0.3～0.5mol/L，进行萃取，得到有机相；向所述有机相中加入盐酸，相比为4～6:1，进行反萃取，得到水相作为氯化铷矿液。

8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，所述萃取步骤中，所述t-BAMBP溶液浓度为

0.8～1.2mol/L，萃取2～3分钟；所述反萃取步骤中，时间为1～2分钟。

说明书

从铁尾矿中回收铷的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及铁尾矿的综合利用领域，特别地，涉及一种从铁尾矿中回收铷的方法。

背景技术

[0002] 氯化铷分子式为RbCl，白色晶体，存在氯化钠八面体型晶体和氯化铯立方体型。相对密度为3.72，在气态时，RbCl为双原子分子，呈立方晶系时键长增长。目前铷作为从锂云母中提取锂的副产品而被提取出来，提取工艺较成熟。

[0003] 目前对铁尾矿的综合利用，大部分只回收了其中的铁，回收铁后的二次尾矿基本上做砖或者建筑材料，产品附加值低，铁尾矿综合利用率低。

发明内容

[0004] 本发明目的在于提供一种从铁尾矿中回收铷的方法，以解决现有技术中铁尾矿综合利用率低，尾渣只能用作建筑材料的技术问题。

[0005] 为实现上述目的，本发明提供了一种从铁尾矿中回收氯化铷的方法，包括以下步骤：分级：对铁尾矿进行分级处理得到+10微米的第一矿物；浮选：对第一矿物进行浮选，得到铷精矿；焙烧：对铷精矿进行焙烧得到焙烧产物；对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，得到水相作为铷矿液；浮选至少包括依序进行的除硫浮选和回收浮选，除硫浮选和回收浮选均为一粗两扫四精工艺。

[0006] 进一步地，在浮选步骤前还包括磁选步骤，磁选步骤包括：对第一矿物进行一粗一扫磁选，得到磁选尾矿，并在磁选步骤后，对磁选尾矿进行浮选步骤；磁选尾矿中全铁品位的＜1％。

[0007] 进一步地，浮选步骤包括：a)除硫浮选：向磁选尾矿中依序加入100～200g/吨的乙黄药、100～150g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；b)回收浮选：将第二尾矿调浆到pH为2～3，依序加入400～800g/吨水玻璃和捕收剂进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿。

[0008] 进一步地，捕收剂由300～500g/吨十二胺醋酸盐、200～300g/吨煤油和100～200g/吨松醇油组成。

[0009] 进一步地，分级步骤包括首先将铁尾矿经一次分级得到-400目的矿物，之后对-400目的矿物进行二次分级得到+10微米的第一矿物。

[0010] 进一步地，第一矿物中铷品位为0.015～0.02％。

[0011] 进一步地，焙烧步骤为：将铷精矿干燥后加入0.3～0.5％氯化钠混合均匀后，在800～900℃下焙烧15～25分钟，得到焙烧产物。

[0012] 进一步地，浸出步骤为：向焙烧产物中加入其质量3～4倍的超纯水，80～90℃下水浴，200～250转/分钟，搅拌2～3小时后过滤，所得滤液作为浸出液。

[0013] 进一步地，萃取-反萃取步骤为：对浸出液以t-BAMBP-磺化煤油作为萃取剂进行萃取，相比3～5∶1，调节碱度为0.3～0.5mol/L，进行萃取，得到有机相；向有机相中加入盐酸，相比为4～6∶1，进行反萃取，得到水相作为氯化铷矿液。

[0014] 进一步地，萃取步骤中，t-BAMBP溶液浓度为0.8～1.2mol/L，萃取2～3分钟；反萃取步骤中，时间为1～2分钟。

[0015] 本发明具有以下有益效果：

[0016] 本发明提供的方法通过对铁尾矿进行分级处理，得到粒径为+10微米的矿物，使铷在该粒径下的矿物中实现富集，铷的品位相对铁尾矿为8～10倍。从而有利于后续的分离提纯处理。

[0017] 除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本发明还有其它的目的、特征和优点。下面将参照图，对本发明作进一步详细的说明。

附图说明

[0018] 构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：

[0019] 图1是本发明优选实施例的工艺流程示意图。

具体实施方式

[0020] 以下结合附图对本发明的实施例进行详细说明，但是本发明可以由权利要求限定和覆盖的多种不同方式实施。

[0021] 参见图1，本发明提供的从铁尾矿中回收氯化铷的方法包括以下步骤：

[0022] 1)分级：对铁尾矿进行分级处理得到+10微米的第一矿物；

[0023] 2)浮选：对第一矿物进行浮选，得到铷精矿；

[0024] 3)焙烧：对铷精矿进行焙烧得到焙烧产物；

[0025] 4)对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，得到水相作为氯化铷矿液；

[0026] 浮选至少包括依序进行的除硫浮选和回收浮选，除硫浮选和回收浮选均为两次一粗两扫四精工艺。

[0027] 首先将铁尾矿进行分级，根据粒径的不同将铁尾矿中含铷量较低的其他粒径的矿物去除。分级可根据常规方法进行。例如采用水力旋流器分级。分级后得到+10微米的第一矿物。此处的+10微米是指粒径过10微米孔洞的筛的筛下物。为了避免其他杂质对该分离铷的干扰，无需在分级前或分级过程中对铁尾矿进行球磨。所得+10微米的第一矿物中铷品位相对未作分级处理的铁尾矿提高了8～10倍。第一矿物中铷品位为0.015～0.02％。说明通过分级处理，铷已经得到有效富集，为后续分离回收做好准备。

[0028] 优选分级是首先将铁尾矿分级得到-400目的矿物，之后对矿物进行再次分级得到+10微米的第一矿物。按此步骤进行分级，能将含铷量较少，含铁量较多的其他杂质去除，避免含铁类硅酸盐杂质对铷回收的干扰。矿物中全铁品位为14～16％，二氧化硅含量为65～70％，并含有硫、钙、镁、钾、钠等杂质。通过分级至-400目的矿物后，其中还含有大量的铁和二氧化硅杂质，其中的铷含量较小，而大量存在的其他杂质又会对铷的可分离性造成干扰，因而需要继续对其分级处理，以将其中的二氧化硅等硅酸盐类杂质含量降低，利于铷的回收。

[0029] 为了进一步降低所得第一矿物中的铁含量，优选在分级后，对所得第一矿物进行磁选。磁选步骤包括：对第一矿物进行一粗一扫磁选，得到磁选尾矿，对磁选尾矿进行浮选步骤；磁选尾矿中全铁品位的＜1％。磁选强度为15000～18000Gs。按此强度进行一粗一扫磁选，能保证将其中的大部分铁除去，使得第一矿物的全铁品位达到要求，以利于后续对铷的回收。

[0030] 浮选至少包括依序进行的除硫浮选和回收浮选，除硫浮选和回收浮选均为一粗两扫四精工艺。第一次一粗两扫四精是为了除去第一矿物中的硫杂质，以降低含硫杂质对后续回收铷的干扰。按此工艺回收硫，能将所得铷精矿中的硫含量降低至0.1％以下。之后再次进行一粗两扫四精，以将其中的铷富集出来。按此工艺进行浮选，能将矿物中的铷富集分离。该浮选方法首选除去第一矿物中的硫，从而使得铷在富集过程中干扰较少。如果不进行硫的分离，直接回收其中的铷，则无法得到品位较高的铷。浮选中的四精可以按空白精选进行。空白精选即不加任何药剂的方法进行精选。其与的一粗和两扫则可根据需要除去物质的特点，选择相应的常规试剂进行。优选浮选包括以下步骤：

[0031] a)向磁选尾矿中依序加入100～200g/吨的乙黄药、100～150g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；

[0032] b)将第二尾矿调浆到pH为2～3，依序加入400～800g/吨水玻璃和捕收剂进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿。

[0033] 对磁选尾矿进行浮选，由于矿物中铁含量较低，因而浮选效果较好。按此量加入其中的乙黄药、松醇油尤其适于回收该粒径下的铁尾矿中的硫杂质。采用该方法进行浮选能有效除去其中的硫，得到硫品位＞38％的硫精矿，使得铷精矿中硫杂质含量＜0.1％。从而有利于后续富集铷。对所得第二尾矿进行调浆，使其pH值达到2～3。优选采用硫酸进行调整。调节pH后，依序加入的水玻璃作为分散剂，十二胺醋酸盐、煤油和松醇油作为捕收剂，对第二尾矿中的铷进行捕收。所得铷精矿的铷品位为0.26～0.31％，铷回收率为40.5～45.2％。说明除去+10微米的第一矿物中的铁和硫等主要杂质后，铷能得到有效的富集和回收。而且按此比例加入分散剂和捕收剂，能有效将第二尾矿中的铷回收。尤其是其中采用由
300～500g/吨十二胺醋酸盐、200～300g/吨煤油和100～200g/吨松醇油组成的捕收剂，三者之间形成有效的协同作用，将存在于各类硅酸盐杂质内的铷类化合物捕捉住，提高了所得铷的回收率。使其达到40％以上。

[0034] 对于浮选得到的铷精矿可以按照常规发提取铷的方法进行。优选对铷精矿进行焙烧得到焙烧产物。优选铷精矿干燥后加入0.3～0.5wt.％氯化钠混合均匀后，在800～900℃下焙烧15～25分钟，得到焙烧产物。加入0.3～0.5wt.％氯化钠后进行焙烧，能破坏铁尾矿中含铷元素矿物的分子结构，使铷矿物生成可溶性铷盐，以便在后续水溶液中浸出。

[0035] 对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，得到水相作为氯化铷矿液。可以按常规方法进行。优选浸出步骤为：向焙烧产物中加入其质量3～4倍的溶剂，80～90℃下水浴，200～250转/分钟，搅拌2～3小时后过滤，所得滤液作为浸出液。按此条件进行浸出，能保证将其中所含可溶性铷盐浸出量达到最大，又能避免由于长时间浸出导致的生产效率低下。溶剂为能溶解焙烧产物中的含铷物质的溶剂。优选溶剂为超纯水。同时在该搅拌速度下，焙烧产物中的可溶性铷盐与超纯水接触面积最大，因而析出速率最高。采用超纯水进行浸出，污染小，浸出率高。浸出液中铷含量为0.4～0.5g/L。说明矿物中的铷经过焙烧后得到有效解离，并融入超纯水中。使得浸出步骤中浸出率为90-95％。

[0036] 萃取-反萃取步骤为：对浸出液以t-BAMBP-磺化煤油作为萃取剂进行萃取，相比3～5∶1，调节碱度为0.3～0.5mol/L，进行萃取得到有机相。本文中相比是指有机相和水相的体积比。t-BAMBP-磺化煤油是常用萃取剂，4-叔丁基-2-(α-甲基苄基)苯酚(t-BAMBP)，磺化煤油又称260号溶剂油，是煤油磺化而成的。采用t-BAMBP-磺化煤油作为萃取剂，能有效将与钾混合存在的铷萃取出来，从而提高铷的回收率和含量。按此参数进行萃取，能使得有机相中铷含量为0.3～0.4g/L。t-BAMBP是一种弱酸性取代苯酚萃取剂，在碱性溶液中苯酚上的羟基易解离出质子H+，而被萃取离了M+则与H+发生交换作用，生成酚酸盐，使被萃取离了+进入有机相，进入有机相的M可用无机强酸反萃下来。t-BAMBP-磺化煤油萃取剂体系中t-BAMBP对铷有良好的选择性，同时具有低水溶性、低成本等特性。采用磺化煤油作为t-BAMBP的稀释剂，以改变其浓度、萃取性能和调节其萃取能力，有利于铷元素的分离。

[0037] 优选t-BAMBP溶液浓度为0.8～1.2mol/L。能有效提高萃取效率。降低铁尾矿中的其他杂质对萃取过程的影响。经过该步骤，其中不能使用的铷含量有所降低，能够再次利用的铷的含量升高。优选萃取时间为2～3分钟。能避免萃取时间过长，影响生产效率。又能保证浸出液中的铷充分得到回收。按上述参数进行萃取使得萃取步骤中萃取率为97～98％。

[0038] 向有机相中加入盐酸，相比为4～6∶1，进行反萃取，得到水相作为铷矿液。水相中铷含量为2.5～2.6g/L。按此条件进行反萃取，能提高反萃取后水相中的铷含量，将铷与其他杂质再次分离，提高了铷的纯度和回收率。优选反萃取时间为1～2分钟。能避免萃取时间过长，影响生产效率。又能保证浸出液中的铷充分得到回收。按上述参数进行反萃取，使得反萃取率为95～96％。

[0039] 实施例

[0040] 以下实施例和对比例中所用物料和设备均为市售。

[0041] 实施例1

[0042] 1)分级：对铁尾矿进行分级处理得到+10微米的第一矿物；

[0043] 2)浮选：对第一矿物依序进行一粗两扫四精的除硫浮选和回收浮选，得到铷精矿；除硫浮选：向磁选尾矿中依序加入80g/吨的丁黄药、100g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；

[0044] 回收浮选：将第二尾矿调浆到pH为2，依序加入400g/吨水玻璃和捕收剂，其中捕收剂由300g/吨十八胺醋酸盐和100g/吨松醇油组成，进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿；

[0045] 3)焙烧：向铷精矿中加入氯化钠在900℃下焙烧得到焙烧产物；

[0046] 4)将焙烧产物浸入超纯水中搅拌3分钟，得到浸出液，向浸出液中加入t-BAMBP-二甲苯作为萃取剂，相比为5∶1萃取3分钟后，将水相加入盐酸中，相比1∶1进行反萃取1分钟，得到水相作为铷矿液。

[0047] 实施例2

[0048] 1)分级：首先将铁尾矿经水力旋流器分级得到-400目的矿物，之后对矿物进行再次分级得到+10微米的第一矿物，第一矿物中铷品位为0.015％。

[0049] 2)磁选：对第一矿物经调浆后，进行一粗一扫磁选，磁场强度为15000Gs，所得尾矿为磁选尾矿，磁选尾矿中全铁品位的0.9％。

[0050] 3)除硫浮选：向磁选尾矿中依序加入100g/吨的乙黄药、100g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；

[0051] 4)回收浮选：将第二尾矿调浆到pH为2，依序加入400g/吨水玻璃和捕收剂，其中捕收剂由300g/吨十二胺醋酸盐、200g/吨煤油和100g/吨松醇油组成，进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿；

[0052] 5)焙烧：将铷精矿放入干燥箱中150℃下干燥2小时，干燥后取出加入0.3％氯化钠混合均匀后，在800℃下焙烧15分钟，得到焙烧产物；

[0053] 6)对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，浸出步骤为：向焙烧产物中加入其质量3倍的超纯水，80℃下水浴，200转/分钟，搅拌2小时后过滤，所得滤液作为浸出液；

[0054] 7)萃取-反萃取步骤为：对浸出液以t-BAMBP-磺化煤油作为萃取剂进行萃取，相比3∶1，t-BAMBP溶液浓度为0.8mol/L，萃取2分钟，以NaOH调节碱度，调节碱度为0.3mol/L，进行萃取得到有机相；

[0055] 向有机相中加入盐酸，相比为4∶1，进行反萃取1分钟，得到水相作为氯化铷矿液。

[0056] 实施例3

[0057] 1)分级：首先将铁尾矿经水力旋流器分级得到-400目的矿物，之后对矿物进行再次分级得到+10微米的第一矿物，第一矿物中铷品位为0.02％。

[0058] 2)磁选：对第一矿物经调浆后，进行一粗一扫磁选，磁场强度为18000Gs，所得尾矿为磁选尾矿，磁选尾矿中全铁品位的0.8％。

[0059] 3)除硫浮选：向磁选尾矿中依序加入200g/吨的乙黄药、150g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；

[0060] 4)回收浮选：将第二尾矿调浆到pH为3，依序加入800g/吨水玻璃和捕收剂，其中捕收剂由500g/吨十二胺醋酸盐、300g/吨煤油和200g/吨松醇油组成，进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿；

[0061] 5)焙烧：将铷精矿放入干燥箱中150℃下干燥2小时，干燥后取出加入0.5％氯化钠混合均匀后，在900℃下焙烧25分钟，得到焙烧产物；

[0062] 6)对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，浸出步骤为：向焙烧产物中加入其质量4倍的超纯水，90℃下水浴，250转/分钟，搅拌3小时后过滤，所得滤液作为浸出液；

[0063] 7)萃取-反萃取步骤为：对浸出液以t-BAMBP-磺化煤油作为萃取剂进行萃取，相比5∶1，t-BAMBP溶液浓度为1.2mol/L，萃取3分钟，以NaOH调节碱度，调节碱度为0.5mol/L，进行萃取得到有机相；

[0064] 向有机相中加入盐酸，相比为6∶1，进行反萃取2分钟，得到水相作为氯化铷矿液。

[0065] 实施例4

[0066] 1)分级：首先将铁尾矿经水力旋流器分级得到-400目的矿物，之后对矿物进行再次分级得到+10微米的第一矿物，第一矿物中铷品位为0.018％。

[0067] 2)磁选：对第一矿物经调浆后，进行一粗一扫磁选，磁场强度为17000Gs，所得尾矿为磁选尾矿，磁选尾矿中全铁品位的0.7％。

[0068] 3)除硫浮选：向磁选尾矿中依序加入150g/吨的乙黄药、125g/吨松醇油进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得硫精矿和第二尾矿；

[0069] 4)回收浮选：将第二尾矿调浆到pH为2.5，依序加入700g/吨水玻璃和捕收剂，其中捕收剂由400g/吨十二胺醋酸盐、250g/吨煤油和150g/吨松醇油组成，进行一粗两扫，之后进行四次空白精选，得到铷精矿；

[0070] 5)焙烧：将铷精矿放入干燥箱中150℃下干燥2小时，干燥后取出加入0.4％氯化钠混合均匀后，在850℃下焙烧20分钟，得到焙烧产物；

[0071] 6)对焙烧产物依序进行浸出、萃取-反萃取，浸出步骤为：向焙烧产物中加入其质量3.5倍的超纯水，85℃下水浴，200～250转/分钟，搅拌2.5小时后过滤，所得滤液作为浸出液；

[0072] 7)萃取-反萃取步骤为：对浸出液以t-BAMBP-磺化煤油作为萃取剂进行萃取，相比4∶1，t-BAMBP溶液浓度为1mol/L，萃取2.5分钟，以NaOH调节碱度，调节碱度为0.4mol/L，进行萃取得到有机相；

[0073] 向有机相中加入盐酸，相比为5∶1，进行反萃取1.5分钟，得到水相作为氯化铷矿液。

[0074] 对比例1

[0075] 与实施例4的区别在于：未进行分级直接对铁尾矿进行磁选处理。

[0076] 实施例1～4和对比例1中各步骤所得物质的品位、含量、收率列于表1中。

[0077] 表1实施例1～5(S1～4)和对比例1(D1)中各步骤中铷含量和总回收率表[0078]

[0079] 由表1可见，采用本发明提供的方法对铁尾矿进行分级后，对+10微米的矿物进行浮选和萃取等步骤能有效将其中的铷提取出来，得到浓度较高的铷矿液，铷的总回收率达到40％。而对比例1中未对铁尾矿进行分级处理直接进行后续的步骤，其他杂质含量较高，铷初始品位较低，不能有效的富集，导致后续浸出工艺无法实施。

[0080] 对比例1中所得物质，由于铷含量较低，因而无法进行后续步骤无法获得后续的数据。说明如果不采用本发明提供的方法是无法有效回收铁尾矿中的铷矿的。

[0081] 以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。