本发明属于选矿,尤其是涉及红土型钪矿的浸出方法。
背景技术:
1、在现有技术中,红土型钪矿的浸出方法存在一些技术缺陷,这些缺陷主要体现在以下几个方面:
2、1.浸出过程的盲目性
3、杂质元素共浸出:在浸出过程中,由于酸的作用,不仅钪元素会被浸出,同时红土镍矿或赤泥中几乎所有可溶于酸的元素都会进入浸出液中,如硅、铁等。这会导致浸出液中杂质元素含量较高,对后续的固液分离、溶剂萃取、反萃取或离子交换过程造成极大的难度。
4、分离难度大:由于钪离子半径与某些杂质离子(如铁离子)相近,使得在后续的分离过程中难以有效分离钪元素,特别是当铁离子与其他离子(如钠离子、铝离子)形成共沉淀时,会进一步减小钪离子的溶出量。
5、2.浸出效率低
6、高酸度条件:传统方法多在高酸、高温条件下进行浸出,这不仅增加了生产成本,还可能导致矿石中的部分钪元素未能有效浸出,影响浸出效率。
7、浸出速度慢:由于矿石中铁、镁等杂质元素浸出率高,导致浸出剂(如硫酸)的消耗量大,且浸出过程缓慢,不能满足长期工业生产的需求。
8、3.经济性差
9、生产成本高:高酸度条件下的浸出过程需要消耗大量的酸,且后续处理过程中还需要进行多次萃取、洗涤和反萃等操作,这些都会增加生产成本。
10、回收率低:由于浸出液中杂质元素含量高,使得后续的钪提纯过程复杂且回收率降低,进一步影响了经济效益。
11、4.环境污染
12、废液处理难:浸出过程中产生的大量废液含有多种重金属离子和有害物质,若处理不当会对环境造成污染。
技术实现思路
1、本发明正是为了解决上述问题缺陷,提供红土型钪矿的浸出方法。
2、本发明采用如下技术方案实现。
3、红土型钪矿的浸出方法,所述方法包括以下步骤:
4、步骤1)将红土型钪矿的原矿进行磨矿;
5、步骤2)在磨矿后的矿粉中按照一定液固比例加入酸液;
6、步骤3)对步骤2)的混合物进行加温至一定温度区间,进行酸浸一定时间;
7、步骤4)对步骤3)的产物进行固液分离,固体为浸渣,液体为富含sc2o3的贵液。
8、进一步为,本发明所述步骤1)中,磨矿满足-0.074mm占100%。
9、进一步为,本发明所述步骤2)中,所述酸液为盐酸。
10、进一步为,本发明所述步骤2)中,所述酸液的浓度为20%至30%。
11、进一步为,本发明所述步骤2)中,所述酸液的浓度为25%。
12、进一步为,本发明所述步骤2)中,所述一定液固比例为5:1至8:1。
13、进一步为,本发明所述步骤2)中,所述一定液固比例为7:1。
14、进一步为,本发明所述步骤3)中,所述一定温度区间为85℃~88℃。
15、进一步为,本发明所述步骤3)中,所述一定时间为1-3小时。
16、进一步为,本发明所述步骤3)中,所述一定时间为2小时。
17、本发明的有益效果为,
18、1、确立红土型钪矿推荐流程为盐酸加温酸浸流程。
19、2、主要条件优化试验结果表明:盐酸浓度为25%,液固比为7:1,浸出时间为2h。
20、3、原矿经盐酸加温酸浸流程试验浸出后,可获得贵液sc2o3浸出率77.82%的技术指标。下面结合附图和具体实施方式对本发明做进一步解释。
1.红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述方法包括以下步骤:
2.根据权利要求1所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤1)中,磨矿满足-0.074mm占100%。
3.根据权利要求1所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤2)中,所述酸液为盐酸。
4.根据权利要求3所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤2)中,所述酸液的浓度为20%至30%。
5.根据权利要求4所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤2)中,所述酸液的浓度为25%。
6.根据权利要求1所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤2)中,所述一定液固比例为5:1至8:1。
7.根据权利要求6所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤2)中,所述一定液固比例为7:1。
8.根据权利要求1所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤3)中,所述一定温度区间为85℃~88℃。
9.根据权利要求1所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤3)中,所述一定时间为1-3小时。
10.根据权利要求9所述的红土型钪矿的浸出方法,其特征在于,所述步骤3)中,所述一定时间为2小时。