离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法

234 编辑：中冶有色技术网来源：中国科学院赣江创新研究院

2024-12-25 16:04:14

权利要求

1.一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，其特征在于，所述预处理方法包括如下步骤：

(1)将稀土富集物破碎调浆后，用浓度≥30%的硫酸进行酸溶，调节酸溶的pH为1.0-1.5，得到混合液，用水控制混合液中的稀土浓度为15-40g/L，然后进行第一固液分离，得到第一滤渣和酸浸液;

(2)将步骤(1)所得第一滤渣用水调浆，调浆后进行洗涤，至洗涤产生的湿渣中的稀土含量<0.1%，然后进行第二固液分离，得到第二滤渣和洗涤滤水，所述洗涤滤水回用于步骤(1);

将步骤(1)所得酸浸液与氧化镁浆液混合反应，调节pH，然后进行第三固液分离，得到第三滤渣和硫酸稀土料液;

当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，所述预处理方法还包括：

(3)将步骤(2)所得硫酸稀土料液用氧化镁皂化的第一萃取剂进行萃取，所述第一萃取剂的皂化度为15-35%，萃取至产生的萃余液中的稀土浓度<0.1g/L，得到稀土负载有机相和第一萃余液;

(4)将步骤(3)所得稀土负载有机相进行反萃，得到稀土溶液;

将步骤(3)所得第一萃余液调节pH为2.5-3.0后，用氧化镁皂化的第二萃取剂进行萃取，所述第二萃取剂的皂化度为15-30%，得到铝负载有机相和硫酸镁溶液;

对所述铝负载有机相进行反萃，得到铝盐溶液;

或者，当步骤(2)中调节pH至5.0-5.5时，所述预处理方法还包括：

(3)将步骤(2)所得硫酸稀土料液与碳酸氢铵溶液混合反应，所述碳酸氢铵溶液的浓度为5-10%，调节反应的终点pH≥7，然后进行第四固液分离，得到碳酸稀土和沉淀液;

(4)将步骤(3)所得沉淀液进行铵回收后，得到硫酸镁溶液。

2.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，步骤(1)所述调浆的固液质量比为1:(3-4)。

3.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，步骤(2)所述调浆的固液质量比为1:(5-6)。

4.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，步骤(2)所述氧化镁浆液的固体含量为20-30%。

5.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，步骤(2)所述混合反应的时间为0.5-1h。

6.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(3)所述第一萃取剂包括P507和第一稀释剂;

所述第一稀释剂包括磺化煤油;

所述P507与第一稀释剂的体积比为1:(0.9-1.1)。

7.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(4)所述第二萃取剂包括P204和第二稀释剂;

所述第二稀释剂包括磺化煤油;

所述P204与第二稀释剂的体积比为1:(0.9-1.1)。

8.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，当步骤(2)中调节pH至5.0-5.5时，步骤(4)所述铵回收的方法包括：将氧化镁与沉淀液混合进行蒸汽汽提分离，得到氨气和水蒸气的混合气体与硫酸镁溶液，将混合气体冷凝得到氨水。

9.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，所述预处理方法包括如下步骤：

(1)将稀土富集物机械破碎后用水以固液质量比为1:(3-4)调浆，得到浆液，用浓度≥30%的硫酸对所得浆液进行酸溶，调节酸溶的终点pH为1.0-1.5，得到混合液，用水控制混合液中的稀土浓度为15-40g/L，搅拌1-2小时后，采用板框压滤进行第一固液分离，得到第一滤渣和酸浸液;

(2)将步骤(1)所得第一滤渣用水以固液质量比为1:(5-6)调浆，搅拌20-30分钟，调浆后进行逆流三级洗涤，至洗涤产生的湿渣中的稀土含量<0.1%，洗涤后采用板框压滤进行第二固液分离，得到第二滤渣和洗涤滤水，所述洗涤滤水回用于步骤(1)，若洗涤产生的湿渣中的稀土含量>1%，则将湿渣返回步骤(1)进行二次酸溶;

将步骤(1)所得酸浸液与氧化镁浆液混合反应，氧化镁浆液的固体含量为20-30%，混合反应的时间为0.5-1h，调节混合反应的终点pH为2.5-3.0，然后采用板框压滤进行第三固液分离，得到第三滤渣和硫酸稀土料液;

(3)将萃取剂P507和稀释剂磺化煤油按1:(0.9-1.1)的比例混合后，用氧化镁浆液进行皂化，所述皂化的皂化度为15-35%，得到第一皂化萃取剂;

用所述第一皂化萃取剂对步骤(2)所得硫酸稀土料液进行第一萃取，至萃取产生的萃余液中的稀土浓度<0.1g/L，得到稀土负载有机相和第一萃余液;

(4)将步骤(3)所得稀土负载有机相使用盐酸进行反萃，得到氯化稀土溶液;

将萃取剂P204与稀释剂磺化煤油按1:(0.9-1.1)的比例混合后，用氧化镁浆液进行皂化，所述皂化的皂化度为15-30%，得到第二皂化萃取剂;

将步骤(3)所得第一萃余液调节pH为2.5-3.0后，用所述第二皂化萃取剂进行第二萃取，得到铝负载有机相和第二萃余液;

(5)使用硫酸对步骤(4)所得铝负载有机相进行反萃，得到硫酸铝溶液;

步骤(4)所得第二萃余液为硫酸镁溶液。

10.根据权利要求1所述的预处理方法，其特征在于，所述预处理方法包括如下步骤：

(1)将稀土富集物机械破碎后用水以固液质量比为1:(3-4)调浆，得到浆液，用浓度≥30%的硫酸对所得浆液进行酸溶，调节酸溶的终点pH为1.0-1.5，得到混合液，用水调节混合液中的稀土浓度为15-40g/L，搅拌1-2小时后，采用板框压滤进行第一固液分离，得到第一滤渣和酸浸液;

(2)将步骤(1)所得第一滤渣用水以固液质量比为1:(5-6)调浆，搅拌20-30分钟，调浆后进行逆流三级洗涤，至洗涤产生的湿渣中的稀土含量<0.1%，洗涤后采用板框压滤进行第二固液分离，得到第二滤渣和洗涤滤水，所述洗涤滤水回用于步骤(1)，若洗涤产生的湿渣中的稀土含量>1%，则返回步骤(1)进行二次酸溶;

将步骤(1)所得酸浸液与氧化镁浆液混合反应，氧化镁浆液固体含量为20-30%，混合反应的时间为0.5-1h，调节混合反应的终点pH为5.0-5.5，然后采用板框压滤进行第三固液分离，得到第三滤渣和硫酸稀土料液;

(3)将步骤(2)所得第三滤渣与氢氧化钠混合加热，得到偏铝酸钠;

步骤(2)所得硫酸稀土料液与碳酸氢铵溶液混合进行沉淀，所述碳酸氢铵溶液的浓度为5-10%，调节混合的终点pH≥7，然后采用板框压滤进行第四固液分离，得到碳酸稀土沉淀和沉淀液;

(4)对步骤(3)所得沉淀液进行铵回收后，得到硫酸镁溶液;

对步骤(3)所得碳酸稀土沉淀进行逆流三级洗涤，得到碳酸稀土产品，洗涤产生的洗涤液回用于步骤(1)。

说明书

技术领域

[0001]本发明属于稀土冶炼技术领域，涉及一种离子型稀土矿的处理方法，尤其涉及一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法。

背景技术

[0002]离子型稀土矿是一种离子交换态稀土以水合或羟基水合的形式吸附在粘土矿物上的稀土矿物资源。离子型稀土矿的稀土开发工艺主要包括浸取和冶炼分离。离子型稀土矿遇到活泼阳离子时可被交换解吸进入浸出液，基于该特点，目前硫酸镁浸矿和氧化镁沉淀富集是离子型稀土矿开采的主体工艺，即采用硫酸镁作为浸矿剂对离子型稀土矿中的稀土离子进行交换浸取，收集得到稀土浸出母液，然后以氧化镁为沉淀剂将稀土浸出母液中稀土离子进行沉淀富集，经板框压滤后得到稀土开采的中间产物——稀土富集物。

[0003]由于浸取剂的浸取选择性单一，原矿中的离子交换态铝、铁等元素也将随稀土同时浸出，导致富集物中杂质元素含量极高，在后续进行稀土的冶炼分离时影响稀土产品纯度。稀土富集物中的杂质元素主要包括铝、硅和镁等。目前，企业通常采用碳酸氢铵、碳酸氢钠等可溶性碳酸盐及钙镁碱性化合物进行中和除铝，该过程不但产生大量的除杂渣，而且在除杂环节会造成约8%的稀土损失，增加生产流程，降低矿山处理效率，但若不除杂处理，采用一步沉淀法直接沉淀稀土，后续稀土冶炼分离厂在进行萃取分离时，溶液中的铝离子将与稀土离子产生竞争，导致萃取容量严重下降。同时，Al3+将会形成Al(OH)2+等含有羟基的络合阳离子以及Al(OH)3，并形成悬浮颗粒，导致有机相发生乳化现象，进一步降低萃取效率，增加萃取成本。因此，亟需开发稀土富集物除杂及稀土分离的处理工艺。

[0004]CN116676479A公开了一种离子型稀土浸出液回收稀土和铝的方法，将稀土富集物置于氢氧化钠溶液中搅洗除杂，分离得到氢氧化稀土;CN116855773A公开了一种低稀土含量的固体富集物处理工艺，将球磨调浆后的稀土富集物进行硫酸优溶，调节反应终点的pH为3.5-4，得到硫酸稀土料液，然后将硫酸稀土料液进行萃取和反萃，得到氯化稀土料液实现稀土分离，该方法通过用硫酸调节pH进行优溶的方式将Al、Fe等富集物中的组分留在渣中，然后进行萃取，一方面，进行萃取的稀土料液的纯度不高，影响萃取效果和稀土的提取效率，另一方面，将大量富集物组分留在渣中，造成了元素资源的浪费，难以实现资源化利用，同时，也产生了大量废渣难以处理。

[0005]CN117965915A公开了一种从镁盐稀土富集物和酸溶渣中提取稀土的方法，将镁盐稀土富集物加入硫酸进行优溶，调节pH为2.8-3.5，固液分离后再加入镁盐稀土富集物调节pH，得到稀土料液，将稀土富集物进行优溶，同样存在产渣量大，且由于酸溶不彻底，经多级逆流洗涤后渣中稀土含量仍为0.5%左右;另一方面，优溶过程需持续监测pH和补酸，工艺繁琐，优溶后料液采用板框压滤时，过滤难度极大(公开的方法是采用真空抽滤)，不利于扩大生产，也未进一步公开后续硫酸稀土料液除杂利用工艺。

[0006]因此，基于现有技术不足，需要提供一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法。

发明内容

[0007]本发明的目的在于提供一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，对离子型稀土矿采用硫酸镁浸矿和氧化镁沉淀得到的稀土富集物进行分离处理，实现稀土富集物中稀土元素及其他组分元素的有效分离，通过整体工艺实现资源化利用，解决稀土冶炼分离的除杂难题。

[0008]为达到此发明目的，本发明采用以下技术方案：

[0009]本发明提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，所述预处理方法包括如下步骤：

[0010](1)将稀土富集物破碎调浆后，用浓度≥30%的硫酸进行酸溶，调节酸溶的pH为1.0-1.5，得到混合液，用水控制混合液中的稀土浓度为15-40g/L，然后进行第一固液分离，得到第一滤渣和酸浸液;

[0011](2)将步骤(1)所得第一滤渣用水调浆，调浆后进行洗涤，至洗涤产生的湿渣中的稀土含量<0.1%，然后进行第二固液分离，得到第二滤渣和洗涤滤水，所述洗涤滤水回用于步骤(1);

[0012]将步骤(1)所得酸浸液与氧化镁浆液混合反应，调节pH，然后进行第三固液分离，得到第三滤渣和硫酸稀土料液;

[0013]当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，所述预处理方法还包括：

[0014](3)将步骤(2)所得硫酸稀土料液用氧化镁皂化的第一萃取剂进行萃取，所述第一萃取剂的皂化度为15-35%，萃取至产生的萃余液中的稀土浓度<0.1g/L，得到稀土负载有机相和第一萃余液;

[0015](4)将步骤(3)所得稀土负载有机相进行反萃，得到稀土溶液;

[0016]将步骤(3)所得第一萃余液调节pH为2.5-3.0后，用氧化镁皂化的第二萃取剂进行萃取，所述第二萃取剂的皂化度为15-30%，得到铝负载有机相和硫酸镁溶液;

[0017]对所述铝负载有机相进行反萃，得到铝盐溶液;

[0018]或者，当步骤(2)中调节pH至5.0-5.5时，所述预处理方法还包括：

[0019](3)将步骤(2)所得硫酸稀土料液与碳酸氢铵溶液混合反应，所述碳酸氢铵溶液的浓度为5-10%，调节反应的终点pH≥7，然后进行第四固液分离，得到碳酸稀土和沉淀液;

[0020](4)将步骤(3)所得沉淀液进行铵回收后，得到硫酸镁溶液。

[0021]本发明提供的预处理方法先将稀土富集物用酸进行溶解，将稀土富集物调节pH至1.0-1.5进行完全溶解，稀土富集物中的杂质主要包括氧化铝、氧化镁、硅铝酸盐和有色金属等，经酸溶后进入溶液中，可在后续工艺中进行资源化转化，产生的不溶渣中仅含有硅铝酸盐等杂质，产生的废渣量小;然后，所得酸浸液用氧化镁浆液进行调浆，稀土矿整体开发工艺采用镁盐体系，以氧化镁进行调浆可以实现整体工艺的镁盐循环，提高工艺效率，当调浆至pH为2.5-3.0后将溶液中的硫酸盐杂质进行沉淀转化为废渣，得到含有纯净镁盐和铝盐的稀土料液;通过萃取实现镁、铝和稀土的分离，得到稀土产物可直接用于稀土的冶炼分离，并得到镁盐产品和铝盐产品，镁盐产品可直接用于离子型稀土矿的浸矿循环;当调浆至pH为5.0-5.5，酸解液中的硫酸铝转化为氢氧化铝沉淀，沉淀可通过加热碱转得到偏铝酸钠产品，并得到含有纯净稀土和镁离子的料液，将稀土离子转化为碳酸稀土沉淀后，可以再进行镁盐回收，将富集物中的稀土高效提取，并将杂质实现资源化转化。

[0022]本发明的预处理工艺可以得到可直接用于稀土冶炼分离的高纯度稀土产物，并实现稀土富集物中镁铝杂质的有效分离，实现资源化利用，解决离子型稀土矿浸矿后直接用于冶炼分离时的除杂难题，废渣量少，资源利用率高。

[0023]本发明中，将离子型稀土矿使用硫酸镁溶液作为浸矿剂进行浸取，得到浸矿母液，将所得浸矿母液使用氧化镁浆液作为沉淀剂进行沉淀反应，然后进行固液分离，得到所述稀土富集物。

[0024]本发明中，所述稀土富集物的组成包括：氢氧化稀土、氧化镁、氢氧化镁、氢氧化铝、硅酸盐、硫酸盐和有色金属。

[0025]所述稀土富集物中的稀土含量≥15wt%。

[0026]本发明中，步骤(1)所述硫酸的浓度≥30%，例如可以是30%、35%、40%、50%、60%、70%、80%、90%或98%，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0027]本发明中，步骤(1)中调节酸溶的pH为1.0-1.5，例如可以是1.0、1.1、1.2、1.3、1.4或1.5，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0028]本发明中，步骤(1)所述混合液中的稀土浓度为15-40g/L，例如可以是15g/L、20g/L、25g/L、30g/L、35g/L或40g/L，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0029]本发明中，当步骤(2)所述调节pH为2.5-3.0，例如可以是2.5、2.6、2.7、2.8、2.9或3.0，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0030]本发明中，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(3)所述第一萃取剂的皂化度为15-35%，例如可以是15%、18%、20%、22%、25%、28%、30%、32%或35%，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0031]本发明中，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(4)所述第一萃余液调节pH为2.5-3.0，例如可以是2.5、2.6、2.7、2.8、2.9或3.0，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0032]本发明中，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(4)所述第二萃取剂的皂化度为15-30%，例如可以是15%、18%、20%、22%、25%、28%或30%，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0033]本发明中，当步骤(2)调节pH为5.0-5.5，例如可以是5.0、5.1、5.2、5.3、5.4或5.5，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0034]本发明中，当步骤(2)中调节pH至5.0-5.5时，步骤(3)所述碳酸氢铵溶液的浓度为5-10%，例如可以是5%、6%、7%、8%、9%或10%，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0035]本发明中，当步骤(2)中调节pH至5.0-5.5时，步骤(3)调节反应的终点pH≥7，例如可以是7、7.5、8、8.5、9、10、11、12、13或14，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0036]优选地，步骤(1)所述调浆的固液质量比为1:(3-4)，例如可以是1:3、1:3.2、1:3.4、1:3.5、1:3.6、1:3.8或1:4，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0037]优选地，步骤(2)所述调浆的固液质量比为1:(5-6)，例如可以是1:5、1:5.2、1:5.4、1:5.5、1:5.6、1:5.8或1:6，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0038]优选地，步骤(2)所述氧化镁浆液固体含量为20-30%，例如可以是20%、21%、22%、23%、24%、25%、26%、27%、28%、29%或30%，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0039]优选地，步骤(2)所述混合反应的时间为0.5-1h，例如可以是0.5h、0.6h、0.7h、0.8h、0.9h或1h，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0040]优选地，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(3)所述第一萃取剂包括P507和第一稀释剂。

[0041]优选地，所述第一稀释剂包括磺化煤油。

[0042]优选地，所述P507与第一稀释剂的体积比为1:(0.9-1.1)，例如可以是1:0.9、1:0.95、1:1、1:1.05或1:1.1，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0043]优选地，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(4)所述第二萃取剂包括P204和第二稀释剂。

[0044]优选地，所述第二稀释剂包括磺化煤油。

[0045]优选地，所述P204与第二稀释剂的体积比为1:(0.9-1.1)，例如可以是1:0.9、1:0.95、1:1、1:1.05或1:1.1，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0046]优选地，当步骤(2)中调节pH至2.5-3.0时，步骤(4)所得稀土溶液中稀土浓度≥200g/L，例如可以是200g/L、250g/L、300g/L、350g/L、400g/L、500g/L或600g/L，但不限于所列举的数值，数值范围内其它未列举的数值同样适用。

[0047]优选地，当步骤(2)中调节pH至5.0-5.5时，步骤(4)所述铵回收的方法包括：将氧化镁与沉淀液混合进行蒸汽汽提分离，得到氨气和水蒸气的混合气体与硫酸镁溶液，将混合气体冷凝得到氨水。

[0048]作为本发明提供预处理方法的优选技术方案，所述预处理方法包括如下步骤：

[0049](1)将稀土富集物机械破碎后用水以固液质量比为1:(3-4)调浆，得到浆液，用浓度≥30%的硫酸对所得浆液进行酸溶，调节酸溶的终点pH为1.0-1.5，得到混合液，用水控制混合液中的稀土浓度为15-40g/L，搅拌1-2小时后，采用板框压滤进行第一固液分离，得到第一滤渣和酸浸液;

[0050](2)将步骤(1)所得第一滤渣用水以固液质量比为1:(5-6)调浆，搅拌20-30分钟，调浆后进行逆流三级洗涤，至洗涤产生的湿渣中的稀土含量<0.1%，洗涤后采用板框压滤进行第二固液分离，得到第二滤渣和洗涤滤水，所述洗涤滤水回用于步骤(1)，若洗涤产生的湿渣中的稀土含量>1%，则将湿渣返回步骤(1)进行二次酸溶;

[0051]将步骤(1)所得酸浸液与氧化镁浆液混合反应，氧化镁浆液的固体含量为20-30%，混合反应的时间为0.5-1h，调节混合反应的终点pH为2.5-3.0，然后采用板框压滤进行第三固液分离，得到第三滤渣和硫酸稀土料液;

[0052](3)将萃取剂P507和稀释剂磺化煤油按1:(0.9-1.1)的比例混合后，用氧化镁浆液进行皂化，所述皂化的皂化度为15-35%，得到第一皂化萃取剂;

[0053]用所述第一皂化萃取剂对步骤(2)所得硫酸稀土料液进行第一萃取，至萃取产生的萃余液中的稀土浓度<0.1g/L，得到稀土负载有机相和第一萃余液;

[0054](4)将步骤(3)所得稀土负载有机相使用盐酸进行反萃，得到氯化稀土溶液;

[0055]将萃取剂P204与稀释剂磺化煤油按1:(0.9-1.1)的比例混合后，用氧化镁浆液进行皂化，所述皂化的皂化度为15-30%，得到第二皂化萃取剂;

[0056]将步骤(3)所得第一萃余液调节pH为2.5-3.0后，用所述第二皂化萃取剂进行第二萃取，得到铝负载有机相和第二萃余液;

[0057](5)使用硫酸对步骤(4)所得铝负载有机相进行反萃，得到硫酸铝溶液;

[0058]步骤(4)所得第二萃余液为硫酸镁溶液。

[0059]本发明中，测定萃余液中稀土含量的前处理过程为：向萃余液中加入氧化剂高锰酸锂将萃余液中的铊氧化为三价，然后用氧化镁和/或石灰调节萃余液的pH为6.5-7.5，将萃余液中的有色金属铝、锌和锰沉淀去除。

[0060]作为本发明提供预处理方法的优选技术方案，所述预处理方法包括如下步骤：

[0061](1)将稀土富集物机械破碎后用水以固液质量比为1:(3-4)调浆，得到浆液，用浓度≥30%的硫酸对所得浆液进行酸溶，调节酸溶的终点pH为1.0-1.5，得到混合液，用水调节混合液中的稀土浓度为15-40g/L，搅拌1-2小时后，采用板框压滤进行第一固液分离，得到第一滤渣和酸浸液;

[0062](2)将步骤(1)所得第一滤渣用水以固液质量比为1:(5-6)调浆，搅拌20-30分钟，调浆后进行逆流三级洗涤，至洗涤产生的湿渣中的稀土含量<0.1%，洗涤后采用板框压滤进行第二固液分离，得到第二滤渣和洗涤滤水，所述洗涤滤水回用于步骤(1)，若洗涤产生的湿渣中的稀土含量>1%，则返回步骤(1)进行二次酸溶;

[0063]将步骤(1)所得酸浸液与氧化镁浆液混合反应，氧化镁浆液固体含量为20-30%，混合反应的时间为0.5-1h，调节混合反应的终点pH为5.0-5.5，然后采用板框压滤进行第三固液分离，得到第三滤渣和硫酸稀土料液;

[0064](3)将步骤(2)所得第三滤渣与氢氧化钠混合加热，得到偏铝酸钠;

[0065]步骤(2)所得硫酸稀土料液与碳酸氢铵溶液混合进行沉淀，所述碳酸氢铵溶液的浓度为5-10%，调节混合的终点pH≥7，然后采用板框压滤进行第四固液分离，得到碳酸稀土沉淀和沉淀液;

[0066](4)对步骤(3)所得沉淀液进行铵回收后，得到硫酸镁溶液;

[0067]对步骤(3)所得碳酸稀土沉淀进行逆流三级洗涤，得到碳酸稀土产品，洗涤产生的洗涤液回用于步骤(1)。

[0068]其中，步骤(4)所述洗涤产生的洗涤液回用于步骤(1)，所述洗涤液用于步骤(1)中所述用水。

[0069]本发明中，所述预处理方法的优选技术方案中，步骤(2)，若洗涤产生的湿渣中的稀土含量≤1%，则不进行酸溶，进行持续洗涤至稀土含量<0.1%。

[0070]相对于现有技术，本发明具有以下有益效果：

[0071](1)实现矿山与冶炼分离企业的联动，成功解决了两者间的双重难题：

[0072]在矿山开采和冶炼分离工序之间增加成品车间预处理工序，不但解决了矿山传统先除杂再沉淀工艺的稀土产品中非稀土杂质铝超标问题，避免了矿山开采阶段大量除杂渣堆存，且省去了冶炼分离企业除杂端环节，很好地实现了矿山与稀土分离厂的有效联动，解决了两者间的双重难题。

[0073](2)稀土回收率高，避免战略性矿产资源的浪费：

[0074]经试验证明，在矿山阶段采用氧化镁一步沉淀富集，稀土沉淀率≥95%;采用本发明提出的技术方案在成品车间富集物预处理阶段，有效实现稀土回收率≥97%;总体稀土沉淀回收率可达92%。而传统的先除杂再沉淀工艺首先在除杂环节会造成稀土随渣损失，损失率约8%;且在后续沉淀环节稀土沉淀率较低，沉淀后排放的上清液中稀土含量仍有0.03g/L，此阶段又损失稀土约10%;总体母液中稀土回收率为82-85%。因此，相比传统除杂沉淀工艺，一种离子吸附型稀土矿冶炼分离的预处理方法大幅提高了稀土资源回收率，避免了战略性矿产资源的无端浪费。

[0075](3)非稀土杂质资源化，实现固体废物减量：

[0076]铝是地壳中丰度最高的金属，矿山浸出母液中铝含量一般为稀土含量的15%。传统的矿山除杂-沉淀工艺除杂环节主要目的就是去除铝元素，除杂后富含铝的除杂渣大量堆存。然而，为避免槽体乳化，提高冶炼分离效率，稀土分离企业要求矿山生产的稀土富集物中铝含量≤1.5%，这又不可避免的强制性要求在矿山阶段必须先除杂。本发明提出的技术方案在成品车间预处理阶段对稀土母液中的铝处理采用“变废为宝”的理念，将稀土母液中铝通过反萃取生产硫酸铝产品，不但省去了矿山除杂成本和除杂流程，解决了大量除杂渣无处堆放的难题，而且提高了资源综合利用率，产出的稀土产品质量高、稳定、铝杂质含量小于0.3%。同时，采用镁皂化萃取转型工艺从源头避免了铵盐的引入，对环境友好，便于实现镁的循环利用，萃取和沉淀预处理镁回收率达到95%以上。

[0077](4)降低矿山生产成本，延长服务年限：

[0078]离子型稀土矿山生产时会通过水冶车间进行除杂沉淀富集，为减少浸出液和浸矿剂转运距离，每个稀土矿都会分开采区域建立多个水冶车间，当其中一个水冶车间服务的矿块开采结束时，该车间关闭停止生产。因此，若在矿山生产环节除杂，每个水冶车间均需设置除杂工艺池及相应设施(除杂工艺池体规模与稀土沉淀富集池规模一致)，导致池体数量翻倍，车间工业场地占地面积增加，矿山一次性投入成本高，且由于水冶车间服务年限短，不利于矿山企业长远发展。本发明提出的技术方案一次性建设服务整个矿区乃至多个矿区的半成品处理车间，大大降低矿山水冶车间建设成本，且半成品处理车间一经建设，服务年限长，不受矿山开采条件的限制。

附图说明

[0079]图1是实施例1的离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法的工艺流程图;

[0080]图2是实施例3的离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法的工艺流程图。

具体实施方式

[0081]下面通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。本领域技术人员应该明了，所述实施例仅仅是帮助理解本发明，不应视为对本发明的具体限制。

[0082]实施例1

[0083]本实施例提供了一种如图1所示的离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法。

[0084]用硫酸镁溶液对离子型稀土矿进行浸矿，得到浸出母液，用氧化镁对浸出母液进行沉淀，经压滤后得到稀土富集物。

[0085]所述稀土富集物的组成包括：氢氧化稀土17wt%、氢氧化铝6wt%、氢氧化镁和氧化镁26wt%、水42wt%、硅酸盐5wt%、硫酸根3wt%、有色金属1wt%。

[0086]所述预处理方法包括如下步骤：

[0087](1)将稀土富集物进行机械破碎后加入酸浸搅拌罐中，加水调浆，控制固液质量比1:3，再缓慢加入50%浓度硫酸进行溶解，控制反应终点pH=1.0，然后用清水调整反应总体积，使反应完后溶液中稀土浓度为40g/L，继续搅拌1小时，利用板框压滤机进行固液分离，得到酸浸滤渣和酸浸液;

[0088](2)将步骤(1)产生的酸浸滤渣放入洗渣槽中，加水调浆，控制固液质量比1:5，搅拌20分钟，经逆流三级洗涤，测定洗涤后的湿渣的稀土含量为0.075%，采用板框压滤机二次压滤后滤渣集中堆放，含稀土洗涤滤水返回步骤(1)作为酸浸用水;

[0089](3)步骤(1)产生的酸浸液转入中转搅拌罐，在中转搅拌罐中加入氧化镁浆液，氧化镁浆液的固体含量为20%，持续搅拌0.5小时，调整酸浸液pH至2.5后，采用板框压滤机固液分离，滤渣置于步骤(2)洗渣槽中经洗涤后集中堆放，硫酸稀土滤液转入储备罐备用;

[0090](4)将有机萃取剂P507和磺化煤油按1:1比例混合，用氧化镁浆液进行皂化后加入单级萃取槽中，皂化度为30%;

[0091](5)将储备罐中的硫酸稀土溶液加入萃取槽中，利用步骤(4)皂化好的有机相进行单级萃取，过程中不断测试萃余液中稀土含量，当浓度大于0.1g/L时，萃余液持续返回重复单级萃取工序，直至浓度小于0.1g/L时停止，测定萃余液中的稀土含量为0.08g/L，最终得到负载稀土的有机相和萃余液;

[0092](6)将负载稀土的有机相用盐酸进行反萃，得到氯化稀土溶液;

[0093](7)将有机萃取剂P204和磺化煤油按1:1比例混合，用氧化镁浆液进行皂化后加入单级萃取槽中，皂化度为15%;

[0094](8)将步骤(5)产生的萃余液调pH至2.5，用步骤(7)中的皂化的有机相进行萃取，产生的萃余液为硫酸镁溶液，作为离子型稀土矿浸矿剂，产生的铝负载有机相用硫酸进行反萃，得到反萃液为硫酸铝溶液。

[0095]实施例2

[0096]本实施例提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法。

[0097]用硫酸镁溶液对离子型稀土矿进行浸矿，得到浸出母液，用氧化镁对浸出母液进行沉淀，经压滤后得到稀土富集物。

[0098]所述稀土富集物的组成包括：氢氧化稀土17wt%、氢氧化铝6wt%、氢氧化镁和氧化镁26wt%、水42wt%、硅酸盐5wt%、硫酸根3wt%、有色金属1wt%。

[0099]所述预处理方法包括如下步骤：

[0100](1)将稀土富集物进行机械破碎后加入酸浸搅拌罐中，加水调浆，控制固液质量比1:4，再缓慢加入30%浓度硫酸进行溶解，控制反应终点pH=1.5，然后用清水调整反应总体积，使反应完后溶液中稀土浓度为30g/L，继续搅拌1小时，利用板框压滤机进行固液分离，得到酸浸滤渣和酸浸液;

[0101](2)将步骤(1)产生的酸浸滤渣放入洗渣槽中，加水调浆，控制固液质量比1:6，搅拌30分钟，经逆流三级洗涤，测定洗涤后的湿渣的稀土含量为0.06%，采用板框压滤机二次压滤后滤渣集中堆放，含稀土洗涤滤水返回步骤(1)作为酸浸用水;

[0102](3)步骤(1)产生的酸浸液转入中转搅拌罐，在中转搅拌罐中加入氧化镁浆液，氧化镁浆液的浓度为20%，持续搅拌1小时，调整酸浸液pH至3.0后，采用板框压滤机固液分离，滤渣置于步骤(2)洗渣槽中经洗涤后集中堆放，硫酸稀土滤液转入储备罐备用;

[0103](4)将有机萃取剂P507和磺化煤油按1:1比例混合，用氧化镁浆液进行皂化后加入单级萃取槽中，皂化度为30%;

[0104](5)将储备罐中的硫酸稀土溶液加入萃取槽中，利用步骤(4)皂化好的有机相进行单级萃取，过程中不断测试萃余液中稀土含量，当浓度大于0.1g/L时，萃余液持续返回重复单级萃取工序，直至浓度小于0.1g/L时停止，测定萃余液中的稀土含量为0.05g/L，最终得到负载稀土的有机相和萃余液;

[0105](6)将负载稀土的有机相用盐酸进行反萃，得到氯化稀土溶液;

[0106](7)将有机萃取剂P204和磺化煤油按1:1比例混合，用氧化镁浆液进行皂化后加入单级萃取槽中，皂化度为30%;

[0107](8)将步骤(5)产生的萃余液调pH至3.0，用步骤(7)中的皂化的有机相进行萃取，产生的萃余液为硫酸镁溶液，作为离子型稀土矿浸矿剂，产生的铝负载有机相用硫酸进行反萃，得到反萃液为硫酸铝溶液。

[0108]实施例3

[0109]本实施例提供了一种如图2所示的离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法。

[0110]稀土富集物的组成包括：氢氧化稀土17wt%、氢氧化铝6wt%、氢氧化镁和氧化镁26wt%、水42wt%、硅酸盐5wt%、硫酸根3wt%、有色金属1wt%。

[0111]所述预处理方法包括如下步骤：

[0112](1)将稀土富集物进行机械破碎后加入酸浸搅拌罐中，加水调浆，控制固液质量比1:3，再缓慢加入40%浓度硫酸进行溶解，控制反应终点pH=1.5，然后用清水调整反应总体积，使反应完后溶液中稀土浓度为40g/L，继续搅拌1小时，利用板框压滤机进行固液分离，得到酸浸滤渣和酸浸液;

[0113](2)将步骤(1)产生的酸浸滤渣放入洗渣槽中，加水调浆，控制固液质量比1:5，搅拌20分钟，经逆流三级洗涤，测定洗涤后的湿渣的稀土含量为0.06%，采用板框压滤机二次压滤后滤渣集中堆放，含稀土洗涤滤水返回步骤(1)作为酸浸用水;

[0114](3)步骤(1)产生的酸浸液转入中转搅拌罐，在中转搅拌罐中加入氧化镁浆液，氧化镁浆液的固体含量为30%，持续搅拌0.5小时，调整酸浸液pH至5.0后，采用板框压滤机固液分离，滤渣置于步骤(2)洗渣槽中经洗涤后集中堆放，硫酸稀土滤液转入储备罐备用;

[0115](4)将步骤(3)所得硫酸稀土滤液中加入浓度为5%的碳酸氢铵溶液，调节溶液的pH为7，用板框压滤机压滤后，得到碳酸稀土沉淀，将沉淀洗涤得到碳酸稀土产品，洗涤产生的洗涤液返回步骤(1)。

[0116]实施例4

[0117]本实施例提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法。

[0118]稀土富集物的组成包括：氢氧化稀土17wt%、氢氧化铝6wt%、氢氧化镁和氧化镁26wt%、水分42wt%、硅酸盐5wt%、硫酸根3wt%、有色金属1wt%。

[0119]所述预处理方法包括如下步骤：

[0120](1)将稀土富集物进行机械破碎后加入酸浸搅拌罐中，加水调浆，控制固液质量比1:4，再缓慢加入30%浓度硫酸进行溶解，控制反应终点pH=1.0，然后用清水调整反应总体积，使反应完后溶液中稀土浓度为30g/L，继续搅拌1小时，利用板框压滤机进行固液分离，得到酸浸滤渣和酸浸液;

[0121](2)将步骤(1)产生的酸浸滤渣放入洗渣槽中，加水调浆，控制固液质量比1:6，搅拌30分钟，经逆流三级洗涤，测定洗涤后的湿渣的稀土含量为0.03%，采用板框压滤机二次压滤后滤渣集中堆放，含稀土洗涤滤水返回步骤(1)作为酸浸用水;

[0122](3)步骤(1)产生的酸浸液转入中转搅拌罐，在中转搅拌罐中加入氧化镁浆液，氧化镁浆液的固体含量为30%，持续搅拌1小时，调整酸浸液pH至5.5后，采用板框压滤机固液分离，滤渣置于步骤(2)洗渣槽中经洗涤后集中堆放，硫酸稀土滤液转入储备罐备用;

[0123](4)将步骤(3)所得硫酸稀土滤液中加入浓度为10%的碳酸氢铵溶液，调节溶液的pH为7，用板框压滤机压滤后，得到碳酸稀土沉淀，将沉淀洗涤得到碳酸稀土产品，洗涤产生的洗涤液返回步骤(1)。

[0124]对比例1

[0125]本对比例提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，与实施例1相比，控制步骤(1)硫酸溶解的终点pH为2.0，其余均与实施例1相同。

[0126]对比例2

[0127]本对比例提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，与实施例1相比，控制步骤(3)调整酸浸液pH为2.0，其余均与实施例1相同。

[0128]对比例3

[0129]本对比例提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，与实施例1相比，控制步骤(3)调整酸浸液pH为3.5，其余均与实施例1相同。

[0130]对比例4

[0131]本对比例提供了一种离子型稀土矿冶炼分离的预处理方法，与实施例3相比，控制步骤(3)调节酸浸液的pH为4.5，其余均与实施例3相同。

[0132]根据实施例及对比例得到的产物量计算稀土回收率、镁元素回收率，测定稀土产物中的铝含量，测定预处理方法的整体产渣量并计算产渣率，所得结果列于表1中。

[0133]表1

[0134]

[0135]由表1可以看出，采用本发明提供的预处理方法将稀土富集物进行稀土元素的分离和回收，回收率高，稀土产品纯度高，杂质含量少，同时，还实现了富集物中镁铝元素的有效分离和回收，提升了元素资源利用率，且整体产渣量少，极大解决了稀土矿开采冶炼的废渣难题。

[0136]实施例1-2中，采用萃取法进行元素提取，通过稀土富集物溶解、调浆，稀土回收率达到97.3%以上，产渣率低，产渣率控制在18.4%以下，最终萃取的稀土溶液中杂质含量少，同时，实现了镁铝元素的资源化回收，镁回收率在96.5%以上。相较于实施例1，对比例1中将酸溶的pH控制为2.0，pH过高，显著降低了稀土元素、镁元素的回收效果，且产渣量有明显增大，同时，在实际工艺中，pH调节的控制难度大，过滤难度大，不便于操作，对比例2和对比例3中，调浆的pH过低或过高时，降低了稀土元素的回收率。

[0137]实施例3-4中，采用沉淀法进行元素提取，稀土回收率达到98.3%以上，稀土产品中杂质含量少，同时，镁元素回收效果好，镁回收率在95.8%以上。相较于实施例3，对比例4中，调节的pH过高，稀土回收效果有所下降，且镁铝元素的分离效果显著下降。

[0138]综上所述，本发明提供的方法将离子型稀土矿浸矿沉淀得到的稀土富集物进行预处理分离，高效提取稀土元素，稀土回收率在97.3%以上，稀土损失小，所得产物可直接用于稀土产品的冶炼分离，提升了离子型稀土矿开采利用整体工艺的效率，将富集物中的镁、铝杂质元素同时实现分离转化，实现非稀土杂质的资源化利用及固体废渣减量，降低工艺成本，提升稀土矿开发的经济性。

[0139]申请人声明，以上所述仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，所属技术领域的技术人员应该明了，任何属于本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

说明书附图(2)