[发明专利]从铁尾矿中回收铷的方法有效
申请号: | 201410351938.8 | 申请日: | 2014-07-23 |
公开(公告)号: | CN104178644A | 公开(公告)日: | 2014-12-03 |
发明(设计)人: | 陈述明;王杨 | 申请(专利权)人: | 湖南鑫生矿冶废弃物综合利用科技有限公司 |
主分类号: | C22B26/10 | 分类号: | C22B26/10;C22B7/00 |
代理公司: | 北京康信知识产权代理有限责任公司 11240 | 代理人: | 吴贵明 |
地址: | 410000 *** | 国省代码: | 湖南;43 |
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摘要: | |||
搜索关键词: | 尾矿 回收 方法 | ||
技术领域
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
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。
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
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。
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。
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%。
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。
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。
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。
进一步地,第一矿物中铷品位为0.015~0.02%。
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。
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。
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。
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。
本发明具有以下有益效果:
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。
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
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:
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
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。
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:
1)分级:对铁尾矿进行分级处理得到+10微米的第一矿物;
2)浮选:对第一矿物进行浮选,得到铷精矿;
3)焙烧:对铷精矿进行焙烧得到焙烧产物;
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;
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。
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