一种从尾矿中浸出铌钪的方法

摘要

本发明公开一种从尾矿中浸出铌钪的方法，涉及湿法冶金技术领域。其包括以下步骤：S1、在选铁、稀土和萤石的尾矿中添加氢氧化钙和煤粉，得到混合物，将混合物焙烧后得到焙烧矿；S2、对焙烧矿进行球磨处理，并通过弱磁选，得到弱磁选铁精矿和弱磁选尾矿；S3、将弱磁选尾矿与浓硫酸混合，搅拌浸出，得到硫酸浸出物，经过滤洗涤后，得到含有铌和钪的浸出液和浸出渣。本发明的方法操作简单，能耗低，具有良好的环境效益，工艺成本低，可有效浸出选铁、稀土和萤石尾矿中的铌、钪，铌、钪浸出率高，还能回收高品位、高收率的铁。

权利要求

1.一种从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于，包括以下步骤：S1、在选铁、稀土和萤石的尾矿中添加氢氧化钙和煤粉，得到混合物，将混合物焙烧后得到焙烧矿；

S2、对步骤S1中的焙烧矿进行球磨处理，并通过弱磁选，得到弱磁选铁精矿和弱磁选尾矿；

S3、将步骤S2中的弱磁选尾矿与浓硫酸混合，搅拌浸出，得到硫酸浸出物，经过滤洗涤后，得到含有铌和钪的浸出液和浸出渣；

所述S1中的氢氧化钙的重量为尾矿重量的18％-20％，煤粉的重量为尾矿重量的4％-

8％；

在所述S2中，球磨处理后焙烧矿中磨矿粒度小于等于75μm的矿量不低于总矿量的

95％；

所述S2中的弱磁选采用的磁场强度为200mT-300mT；

所述S1中的焙烧温度为1000℃-1400℃，焙烧时间为90min-150min；

所述S3中的浓硫酸的质量分数为98％或93％，所述S3中的浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比为7.36:1-14.72:1；

所述S3中的浸出温度为255℃-300℃，浸出时间为55min-90min。

2.如权利要求1所述的从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于：所述S1中的氢氧化钙的重量为尾矿重量的20％，煤粉的重量为尾矿重量的5％。

3.如权利要求1所述的从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于：所述S1中的焙烧温度为

1200℃，焙烧时间为120min。

4.如权利要求1所述的从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于：所述S1中的混合物采用石墨坩埚来盛放；

或，

所述S1中的混合物采用刚玉坩埚来盛放，且当采用刚玉坩埚焙烧时通入隔绝空气的保护气体。

5.如权利要求1所述的从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于：所述S2中的弱磁选采用的磁场强度为270mT。

6.如权利要求1所述的从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于：所述S3中的浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比为11.04:1。

7.如权利要求1所述的从尾矿中浸出铌钪的方法，其特征在于：所述S3中的浸出温度为

270℃，浸出时间为60min。

说明书

一种从尾矿中浸出铌钪的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及一种从尾矿中浸出铌钪的方法，涉及湿法冶金技术领域。

背景技术

[0002] 由于在白云鄂博矿选铁、稀土和萤石的尾矿中，铌、钪的含量分别为0.36％和0.03％，达到原矿的3倍以上，铌、钪得到有效富集，因此，白云鄂博矿选铁、稀土和萤石的尾矿是提取铌、钪元素的优质矿源。此外，在强磁选铁过程中，未得到回收的铁在尾矿中的比例约为15.74％，主要存在形式为硅酸盐。充分利用好尾矿中的铌、钪和铁等有价金属，对于实现白云鄂博矿产资源的综合利用具有重要意义。

[0003] 目前，包钢选矿厂通过选铁、稀土和萤石，初步将铌、钪富集，继而通过浮选的方法得到品位为4％，收率为30％左右的铌精矿。在此基础上，采用强磁选工艺获得钪精矿。在高压反应釜中用浓硫酸加压浸出铌和钪。该方法可使铌浸出率达到65％，钪浸出率达到90％以上。

[0004] 上述回收方法的优点是采用铌、钪精矿进行湿法浸出，浸出液中杂质含量相对较少，可减少后续萃取工艺中的除杂工作量。缺点是铌、钪物理分选的回收率过低，很大一部分铌、钪矿物滞留于尾矿中，进入浸出流程的矿物量相对较少，进而会对铌、钪的最终回收率产生影响，且加压浸出对设备强度要求较高，在一定程度上增加了工艺成本。

[0005] 此外，还有很多方法均能有效浸出铌、钪矿物。例如，硫酸低温分解铌矿物的方法，只能用于易分解的铌矿物，且耗酸量较大；氢氟酸法分解铌矿物的方法，会产生有毒气体HF；氯化法分解铌矿物的方法，对设备腐蚀及环境污染较重，操作环境较差；氢氧化钠溶液浸取钪的方法，使得过滤过程固液分离困难，成本高；浓盐酸浸钪的方法，反应时间长，浸出率较低。

[0006] 综上所述，急需提供一种操作简单，能耗低，具有良好的环境效益，工艺成本低，可有效浸出选铁、稀土和萤石尾矿中的铌、钪，铌、钪浸出率高，还能回收高品位、高收率铁的从尾矿中浸出铌钪的方法。

发明内容

[0007] (一)要解决的技术问题

[0008] 为了解决现有技术的上述问题，本发明提供一种从尾矿中浸出铌钪的方法，该方法操作简单，能耗低，具有良好的环境效益，工艺成本低，可有效浸出选铁、稀土和萤石尾矿中的铌、钪，铌、钪浸出率高，还能回收高品位、高收率的铁。

[0009] (二)技术方案

[0010] 为了达到上述目的，本发明采用的主要技术方案包括：

[0011] 一种从尾矿中浸出铌钪的方法，包括以下步骤：

[0012] S1、在选铁、稀土和萤石的尾矿中添加氢氧化钙和煤粉，得到混合物，将混合物焙烧后得到焙烧矿；

[0013] S2、对步骤S1中的焙烧矿进行球磨处理，并通过弱磁选，得到弱磁选铁精矿和弱磁选尾矿；

[0014] S3、将步骤S2中的弱磁选尾矿与浓硫酸混合，搅拌浸出，得到硫酸浸出物，经过滤洗涤后，得到含有铌和钪的浸出液和浸出渣。

[0015] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S1中的氢氧化钙的重量为尾矿重量的18％-90％，煤粉的重量为尾矿重量的3％-8％；

[0016] 优选的，所述S1中的氢氧化钙的重量为尾矿重量的20％，煤粉的重量为尾矿重量的5％。

[0017] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S1中的焙烧温度为1000℃-1400℃，焙烧时间为90min-150min；

[0018] 优选的，所述S1中的焙烧温度为1200℃，焙烧时间为120min。

[0019] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S1中的混合物采用石墨坩埚来盛放；

[0020] 或，

[0021] 所述S1中的混合物采用刚玉坩埚来盛放，且当采用刚玉坩埚焙烧时通入隔绝空气的保护气体。

[0022] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，在所述S2中，球磨处理后焙烧矿中磨矿粒度小于等于75μm的矿量不低于总矿量的95％。

[0023] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S2中的弱磁选采用的磁场强度为200mT-300mT；

[0024] 优选的，所述S2中的弱磁选采用的磁场强度为270mT。

[0025] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S3中的浓硫酸的质量分数为98％或93％。

[0026] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S3中的浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比为7.36:1-14.72:1；

[0027] 优选的，所述S3中的浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比为11.04:1。

[0028] 作为本发明从尾矿中浸出铌钪的方法的一种改进，所述S3中的浸出温度为245℃-300℃，浸出时间为50min-90min；

[0029] 优选的，所述S3中的浸出温度为270℃，浸出时间为60min。

[0030] (三)有益效果

[0031] 本发明的有益效果是：

[0032] 本发明的煤粉中含有固定碳，可作为还原剂，在高温下将尾矿含有的铁化合物(如三氧化二铁、硅酸铁、四氧化三铁等)中的高价铁离子还原为金属铁，之后通过球磨和弱磁选分离回收尾矿中的铁元素，同时降低后续浸出工艺的矿物处理量，减少铌、钪酸浸液里杂质的量。氢氧化钙起活化作用和分解作用，氢氧化钙在加热条件下可与铌矿物反应生成易于被酸浸出的化合物，且氢氧化钙与含钪矿物发生反应，对矿物的结构造成破坏，有利于酸对钪的浸出，从而提高尾矿中铌、钪的浸出率。

[0033] 与现有技术相比，本发明的方法操作简单，能耗低，具有良好的环境效益，工艺成本低，可有效浸出选铁、选稀土和选萤石尾矿中的铌、钪，铌、钪浸出率高(铌、钪浸出率均不低于90％)，还能回收高品位(90％以上)、高收率(85％以上)的铁。

附图说明

[0034] 图1为本发明的一种从尾矿中浸出铌钪的方法的流程示意图。

具体实施方式

[0035] 为了更好的解释本发明，以便于理解，下面结合附图，通过具体实施方式，对本发明作详细描述。

[0036] 实施例1

[0037] 如图1所示，实施例1提供了一种从尾矿中浸出铌钪的方法，其中，原料选自白云鄂博矿选铁、稀土和萤石的尾矿，其中主要含有有价金属的矿物，包括强磁选未能回收的铁矿物以及强磁选和浮选过程初步富集的铌、钪矿物。其中，尾矿中的铁、铌、钪的含量分别如下：w(TFe)＝15.74％，w(Nb2O5)＝0.36％，w(Sc2O3)＝0.03％。

[0038] S1、取上述尾矿100g，在加入20g氢氧化钙和5g煤粉(其中，固定碳含量为83.66％)，将其混匀，得到混合物，将混合物在1200℃下焙烧120min，得到焙烧矿。

[0039] S2、通过球磨设备对焙烧矿进行球磨处理，且保证球磨处理后焙烧矿中磨矿粒度小于等于75μm的矿量不低于总矿量的95％，之后在磁场强度为270mT的磁场下弱磁选，可获得品位为91.92％，收率为88.39％的铁精粉和弱磁选尾矿。

[0040] S3、取20g步骤S2中的弱磁选尾矿，按照质量比浓硫酸：弱磁选尾矿＝7.36:1加入质量分数为98％的浓硫酸，将矿料搅拌均匀，在245℃下浸出60min，得到硫酸浸出物，之后用漏斗过滤，对浸出渣和浸出液进行分离，并用清水反复洗涤矿渣，以确保所浸出的离子能顺利进入浸出液。

[0041] 实施例1采用电感耦合等离子体发射光谱仪(简称ICP光谱仪)对步骤S3中得到的浸出渣和浸出液进行元素分析，并通过计算可得铌、钪的浸出率分别为95.96％、95.72％。

[0042] 同实施例1的步骤类似，实施例2-9是通过调整步骤S1中的焙烧温度及焙烧时间，氢氧化钙的重量，煤粉的重量，步骤S2中的磁场强度，步骤S3中的浓硫酸的质量分数，浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比，浸出温度及浸出时间等参数条件来实现。实施例2-9的工艺条件，获得铁的品位、收率以及铌、钪的浸出率情况具体如表1所示。

[0043] 表1：实施例2-9的工艺条件及铁的品位、收率和铌、钪的浸出率情况。

[0044]

[0045]

[0046] 在上述各个实施例中，氢氧化钙起活化作用和分解作用，氢氧化钙在加热条件下可与铌矿物反应生成易于被酸浸出的化合物。氢氧化钙与含钪矿物发生反应，对矿物的结构造成破坏，有利于酸对钪的浸出。氢氧化钙的重量(氢氧化钙的重量为尾矿重量的18％-90％)是根据铌、钪的浸出率来确定的。在保证铌、钪的浸出率均在90％以上的前提下，为了尽可能降低工艺成本，氢氧化钙的重量本着低添加量的原则来选择，氢氧化钙的重量优选为尾矿重量的20％。

[0047] 由于煤粉中含有固定碳，可作为还原剂，在高温下将尾矿含有的铁化合物(如三氧化二铁、硅酸铁、四氧化三铁等)中的高价铁离子还原为铁金属，进而实现尾矿中铁的回收。煤粉的重量(煤粉的重量为尾矿重量的3％-8％)是根据铌、钪的浸出率来确定的。在保证铌、钪的浸出率均在90％以上的前提下，为了尽可能降低工艺成本，煤粉的重量本着低添加量的原则来选择，煤粉的重量优选为尾矿重量的5％。

[0048] 上述各焙烧温度的确定方法为，挑选纯矿物(不含其他脉石，纯净的铌矿物)，加入氢氧化钙，混合均匀后对混合物做差热分析，初步确定纯矿物与氢氧化钙发生反应的温度，然后在此温度附近进行试验，即可确定本发明的尾矿与氢氧化钙发生反应的温度范围。含钪矿物反应温度的确定也是采用上述类似方法，即挑选含钪矿物与氢氧化钙混合均匀，之后对混合物做差热分析，初步确定含钪矿物与氢氧化钙发生反应的温度的大概范围，然后通过实验进一步确定本发明的尾矿与氢氧化钙发生反应的温度范围。综合上述实验结果，最终可获得焙烧温度范围为1000℃-1400℃。在保证铌、钪的浸出率，尽可能降低工艺成本的情况下，焙烧温度优选温度较低的1200℃。

[0049] 焙烧时间的范围90min-150min可根据最终铌、钪的浸出率来确定。在保证铌、钪的浸出率，尽可能降低工艺成本的情况下，焙烧时间优选时长较短的120min。

[0050] 为了避免还原所得金属铁被氧化，实施过程采用石墨坩埚盛放反应物料。具体的，由于石墨可与空气生成一氧化碳，具有保护作用，因此，石墨坩埚可制造还原气氛，避免还原后得到的铁金属被空气中的氧气氧化为氧化铁。当然，还可以采用刚玉坩埚来盛放反应物料，但是采用刚玉坩埚焙烧时需要通入隔绝空气的保护气体，如氮气或氩气，同样可避免金属铁被氧气氧化为氧化铁。

[0051] 球磨处理的目的是利于铌、钪被酸浸出，浸出速度快且浸出彻底。球磨粒度范围是根据磁选所得精矿的铁的品位和收率来确定的。为了保证高铌、钪的浸出率，球磨处理后焙烧矿中磨矿粒度小于等于75μm的矿量应不低于总矿量的95％。但是，上述的球磨粒度不能过小，如此，磁性相对弱；球磨粒度也不能过大，如此，铁与其他的杂质没有解离开，磁选时杂质会随着铁一起带进精矿里，从而影响铁的品位和收率。

[0052] 由于金属铁是强磁性的，通过弱磁选可从焙烧完的矿物里分离回收出铁。通过磁选既可以降低后续浸出工艺的矿物处理量，又可以减少铌、钪酸浸液里杂质的量(这是因为铁也是溶于酸的)。磁场强度的大小是根据磁选精矿的品位及铁的收率来确定的。磁场过大，杂质被一同带走，从而降低了精矿的品位；磁场太小的话，则降低了铁的收率。因此，为了保证精矿的品位和铁的收率，弱磁选采用的磁场强度范围选择200mT-300mT。为了保证精矿的品位和铁的收率，尽可能降低工艺成本的情况下，弱磁选的磁场强度优选270mT。

[0053] 上述质量分数为98％的浓硫酸是科研机构实验室普遍使用的，质量分数为93％的浓硫酸是工业企业中普遍使用的。浓硫酸的质量(浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比为7.36:1-14.72:1)、浸出温度(245℃-300℃)和浸出时间(50min-90min)是根据铌、钪的浸出率来确定的。在保证铌、钪的浸出率均在90％以上的前提下，为了尽可能降低工艺成本，浓硫酸的质量、浸出温度和浸出时间分别本着低添加量、低温和短时间的原则来选择。浓硫酸与弱磁选尾矿的质量比优选11.04:1，浸出温度优选270℃，浸出时间优选60min。

[0054] 综上所述，本发明的方法操作简单，能耗低，具有良好的环境效益，工艺成本低，可有效浸出选铁、稀土和萤石尾矿中的铌、钪，铌、钪浸出率高(铌、钪浸出率均不低于90％)，还能回收高品位(90％以上)、高收率(85％以上)的铁。

[0055] 以上结合具体实施方式描述了本发明的技术原理。这些描述只是为了解释本发明的原理，而不能以任何方式解释为对本发明保护范围的限制。基于此处的解释，本领域技术人员不需要付出创造性劳动即可联想到本发明的其它具体实施方式，这些方式都将落入本发明的保护范围之内。