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文档简介

1、第二章 稀土精矿的分解第一节 独居石精矿的分解第二节 氟碳铈独居石混合型精矿的分解第三节 离子吸附型稀土矿的处理第四节 磷钇矿及褐钇铌矿的分解稀土矿分解方法及比较独居石主要含: REPO4、Th3(PO4)4、U3O8精矿成分RE2O3 ThO2 U3O8 P2O550%60% 5%6% 0.3%0.5% 25%27%工艺流程图一、独居石精矿碱分解二、从碱分解产物中提取稀土和除镭三、Na3PO4的回收第一节 独居石精矿的碱分解主反响 REPO4 + 3NaOH = RE(OH)3 + Na3PO4 Th3(PO4)4 + 12NaOH = 3Th(OH)4 + 4Na3PO4 U3O8 + O

2、2 +6NaOH = H2 O+ 4Na2U2O7 U(OH)4 +OH-=H3UO4- + H2 O 副反响 ZrSiO4 + 4NaOH = Na2ZrO3 + Na2SiO3 + H2 O TiO2 + 2NaOH = Na2TiO3 + H2 O SiO2 + 2NaOH = Na2SiO3 + H2 O Al2O3+ 2NaOH = 2NaAlO2 + H2 O一、独居石精矿碱分解1.苛性钠溶液碱分解原理2 影响因素精矿粒度粒度 , 比外表积,反响加快由于难溶RE(OH)3的形成,反响速度反比于R02, 粒度对反响速度影响很大苛性钠用量及碱浓度-理论量23倍,精矿量倍,使用固碱或50

3、55%的液碱分解温度与时间-140150,56h温度反响速度, 但过高Re(OH)3脱水,溶解性能温度设置受所用碱液的m.p.的限制二、从碱分解产物中提取稀土和除镭(1)稀释、洗涤、过滤RE(OH)3(2)HCl优溶:终点,RE进入溶液,Fe, Th, U进入渣(3)硫酸钡共沉淀除镭7080,加(NH4)2SO4和BaCl2溶液镭,钡离子半径相近共沉淀载带三、Na3PO4的回收 上清液+12次洗液:NaOH 2mol/L, P2O5 20g/L 浓缩、冷却结晶:Na3PO412H2O 再溶解、除铀:加Zn粉、FeSO4后再加Ca(OH)2 冷却、结晶:纯Na3PO412H2O氟碳铈独居石混合型

4、精矿的特点一、浓硫酸焙烧分解法二、苛性钠溶液分解法三、苏打焙烧法四、氯化法第二节 氟碳铈-独居石混合型精矿的处理氟碳铈独居石混合型精矿的特点氟碳铈矿与独居石相比照例在9:1-1:1之间,且与精矿品位无关精矿品位变化较大50%,55%,60%,以铈组元素为主铁矿物、萤石、重晶石、磷灰石等萤石的粒度比含稀土矿物的粒度大放射性元素含量显著低于独居石精矿一、浓硫酸焙烧分解法1. 原那么流程2. 焙烧过程(1) 浓硫酸焙烧的主要反响(2) 焙烧过程的影响因素(3) 工业实践3. 焙烧料的浸出4. 从浸出液中提取稀土硫酸复盐法有机溶剂萃取法混合精矿浓硫酸焙烧焙烧产物尾气水浸溶液(RE、Th)尾渣分离提纯稀

5、土和钍冷却吸收混合酸废气净化排空硫酸焙烧法的原那么流程(1) 浓硫酸高温强化焙烧的根本反响Th 3(PO4 )4 + 6H2SO4= 3Th(SO4)2 + 4H3PO42REFCO3 + 3H2SO4 = RE2(SO4)3 +2HF +2CO2 +H2O 2REPO4 + 3H2SO4= RE2(SO4)3 + H3PO4CaF2 + H2SO4= CaSO4+ 2HFSiO2 + 4HF = SiF4 +2 H2OFe2O3 + H2SO4= Fe2(SO4)3 + 3 H2O当温度高于300时当温度高于200时2H3PO4 = H4P2O 7 + H2OH4P2O 7 = 2HPO3

6、+ H2OH2SO4 = SO3 + H2OSO3 = SO2 +0.5O2Th(SO4)2 +H4P2O 7 = ThP2O7 +2 H2SO42 焙烧过程(2) 焙烧过程的影响因素浓硫酸用量:矿酸比硫酸消耗:稀土分解主反响、脉石分解、 H2SO4分解损失焙烧温度:250 300 300350500600要求:RE:可溶; Th, P, Fe, Ca:不溶温度过高H2SO4分解,难溶温度过低分解慢、分解不完全、钍易被浸出焙烧时间:4080min(3) 焙烧的工业实践设备操作条件经济技术指标分解率93%除磷率90%除钍率95%尾气净化率98%3 焙烧料的浸出温度低温有利冷水或返液固液比1:78

7、(4060g/L)时间搅拌12h,静置48h除杂Fe/P60%、细粒度苛性钠溶液分解法的主要过程1. 酸浸化选除钙2. 液碱分解3. 盐酸优溶5. 硫酸全溶1. 酸浸化选除钙 CaF2 + 2HCl = CaCl2 + 2HFCaCO3 +2HCl = CaCl2 + H2O + CO2 局部REFCO3也参与反响3REFCO3 + 6HCl = 2RECl3 + REF3 + 3H2O + 3CO2RECl3 +3HF= REF3 +3HCl2. 液碱分解REFCO3 + 3NaOH = RE(OH)3 + Na2CO3 + NaFREPO4 + 3NaOH = RE(OH)3 + Na3P

8、O4Th3(PO4)4 + 12NaOH = 3Th(OH)4 + 4Na3PO4REF3 +3NaOH = RE(OH)3 + 3NaFCaF2 +2NaOH=Ca(OH)2+2NaF3BaSO4 + 2NaOH =Ba(OH)2 +Na2SO4 3. 盐酸优溶第一步: 加HCl调pH 12, RE(OH)3RECl3,Th与Fe也溶于HCl中第二步: 加RE(OH)3或碳酸稀土,pH=44.5, 沉淀Th, Fe (表2-5)4. 优溶渣的硫酸全溶REPO4+ 3H2SO4=RE2(SO4)3+2H3PO42REF3+ 3H2SO4 = RE2(SO4)3 + 6HF2Fe(OH)3+ 3

9、H2SO4=Fe2(SO4)3+6H2OTh(OH)4 + 3H2SO4 = Th(SO4)2 + 4H2O三、 苏打焙烧法原那么流程1 焙烧过程主要反响2 焙烧产物的处理苏打焙烧法处理混合精矿的原那么流程混合精矿混合Na2CO3焙烧湿球磨水洗过滤洗液滤饼酸洗洗液滤饼酸浸H2SO4过滤渣溶液分离提取稀土和钍排放HCl(0.30.6mol/L)1 焙烧过程主要反响主反响2REFCO3 + Na2CO3 = RE2O3 + 2NaF+3CO2 2CeFCO3 + Na2CO3 2 = CeO4 + 2NaF+3CO22REPO4 + 3Na2CO3 = RE2O3 + 2Na3PO4+3CO2 2

10、Th3(PO4) 4+ 6Na2CO3 = 3ThO2 + 4Na3PO4+6CO2 副反响 CaF2 + Na2CO3 =CaCO3+2NaFBaSO4 +Na2CO3= BaCO3 +Na2SO42 焙烧产物的处理湿磨:加水球磨水洗:温度80,固液比1:5,盐酸洗涤:0.30.6mol/L,除去碳酸钙和碳酸钡硫酸浸出:2SO4 , 6065 ,12hr洗涤: 2SO4 硫酸稀土溶液中提取和别离稀土:硫酸复盐法或萃取法四 氯化法根本原理 RE2O3 +3C+3Cl2 = 2RECl3 + 3CO CeO2 +2C+2Cl2 = CeCl4 + 2CO REPO4 +3C+3Cl2 = 2RE

11、Cl3 +POCl3 + 3CO REPO4 +3CO+3Cl2 = 2RECl3 +POCl3 + 3CO2 2POCl3 + 2CO = 2P+2CO2 +3Cl2 工艺过程 原那么流程 1 配料及制团:精矿:碳粉, 2 烘干:120130 ,2024hr 3 氯化:1100混合精矿(RE2O360%)配料粘接剂制团烘干氯化无水氯化稀土氯化残渣多级冷凝含氯尾气冷凝物炉气还原剂Cl2碱中和水浸废气次氯酸钠钍渣溶液石灰中和排放NaOH第三节 离子吸附型稀土矿的处理一、矿物原料的特征二、处理方法与根本原理三、原那么工艺流程及淋洗过程主要影响因素一、离子吸附型稀土矿的特征特征原生矿经风化淋积后形成

12、稀土含量低0.08%0.3%)矿化均匀且稳定、配分全、中重稀土含量高、采冶性能好、放射性元素含量低难以选矿富集二、处理方法与根本原理方法电解质溶液渗浸法原理阳离子交换反响Al2Si2O5(OH)4 mnRE+3nMe Al2Si2O5(OH)4 m 3nMe + nRE3+根本规律电解质溶液阳离子种类:H+NH4+Na+ 电解质溶液浓度:浓度,浸出率。温度:无明显影响时间:交换速度快三、原那么工艺流程及淋洗过程主要影响因素方法矿槽渗浸法浸出剂NaCl, (NH4)SO4工艺过程NaCl和 (NH4)SO4浸淋两种方法的比较目前存在的问题浸出周期长,生产不连续,稀土实收率低,化工原材料消耗高,尾

13、渣量大,影响生态环境1. 原矿渗浸设备渗浸淋洗曲线影响因素淋洗剂浓度pH值2.提取稀土沉淀法草酸沉淀法碳铵沉淀法萃取法P204环烷酸原那么工艺流程原矿(0.080.3%RE2O3)淋 洗12%(NH4)2SO47%NaCl或淋洗液尾渣沉 淀或NH4HCO3饱和H2C2O4过 滤滤液液滤饼洗 涤烘 干灼 烧再 生澄 清或NH4OHNaOHpH66.5清液渣补充浸出剂水RE2O3(110)(850)硫铵法产品含RE2O392%稀土含量稍大1%3%Y2O3配分略低0.8%)杂质含量低回收率高70 85%硫铵可挥发废水利于植被食盐法产品含RE2O392%稀土含量稍小1% 3%Y2O3配分略高0.4 0.8%)杂质含量高回收率低65 70%钠不挥发废水不利于植被两种渗浸法的比较硫铵法优于食盐法化工原料消耗小,回收率高,单位本钱低20%左右第四节 磷钇矿及褐钇铌矿的分解一、磷钇矿的分解二、褐钇铌矿的分解一、磷钇矿的分解磷钇矿的特点: 1重稀土高,钇占稀土总量的60%左右 2钍含量低,12% 3比独居石矿难分解磷钇矿的分解方法 1浓硫酸焙烧法:磷钇矿硫酸焙烧草酸沉淀或萃取 2苛性钠压煮法:矿碱比为,温度210左右 3其他方法,如碱熔融、苏打烧

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