阅读说明：本技术 一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法 (High-temperature smelting method for decomposing bastnaesite ) 是由 华卫国 郑宝林 于 2019-10-12 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法,其包括：将氟碳铈镧矿与还原剂混合制球后进行熔炼,熔炼设备中有引弧材料,在熔炼时注入惰性气体,惰性气体优选为氩气。本步骤中,熔炼方法为埋弧法,即电极棒在熔炼设备底部起弧,电极棒由下而上运动。本步骤中,制球的目的是为了提高产品的回收率。本步骤中,所述还原剂为碳还原剂。(The invention discloses a high-temperature smelting method for decomposing bastnaesite, which comprises the following steps: the method comprises the steps of mixing bastnaesite and a reducing agent, preparing balls, smelting, wherein an arc striking material is arranged in smelting equipment, and inert gas is injected during smelting, wherein the inert gas is preferably argon. In the step, the smelting method is a submerged arc method, namely, an electrode rod arcs at the bottom of the smelting equipment and moves from bottom to top. In this step, the purpose of pelletizing is to improve the recovery rate of the product. In this step, the reducing agent is a carbonaceous reducing agent.)

一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法

技术领域

本发明涉及稀土处理技术，具体涉及一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法。

背景技术

稀土矿分为氟碳铈镧矿和离子型吸附矿，氟碳铈镧矿的分解及提取稀土工艺基本分为硫酸焙烧法、碱转分解法和氧化焙烧法三种方法。对于稀土来说，这几种都是低于1000℃的处理方法，在1000℃以下的时候，氟碳铈镧矿还是保持固体状态。

硫酸焙烧法分解氟碳铈镧矿，为解决矿中的磷酸稀土和氟化稀土，使磷、氟与稀土分离，加入硫酸在回转窑内焙烧，焙烧过程中放出大量的硫化物气体和氢氟化物气体，造成严重的环境污染，因此，硫酸焙烧法的尾气处理是一大难题。

碱转分解法是氟碳铈镧矿经氢氧化钠碱转除氟、除磷、然后水洗成中性，再经过多次盐酸浸出，得到氯化稀土溶液。

氧化焙烧法是氟碳铈镧矿经过氧化焙烧，用盐酸浸出，再加氢氧化钠碱转除氟，然后水洗至中性，再经过多次盐酸浸出，得到氯化稀土溶液。

碱转法、氧化焙烧法都用氢氧化钠碱转，此工艺流程长，并产生大量含氟废水和含碱废水，给环境造成极大污染，对于此两种方法，废水处理是一大难题。

总的来说，目前分解氟碳铈镧矿的几种方法，工艺流程长，反应过程慢，极易造成环境污染、尾气、废水处理成本高。

发明内容

本发明目的在于提供一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法，通过1000℃以上的高温对氟碳铈镧矿进行熔炼，在其呈现液体状态时对其内部的其他元素进行更高效的处理，从而缩短氟碳铈镧矿整体处理工艺的流程。

为了实现上述目的，本发明采取的技术方案如下：

本发明与现有技术相比，具备以下优点：

一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法,其包括：

将氟碳铈镧矿与还原剂混合制球后进行熔炼，熔炼设备中有引弧材料，在熔炼时注入惰性气体，惰性气体优选为氩气。本步骤中，熔炼方法为埋弧法，即电极棒在熔炼设备底部起弧，电极棒由下而上运动。本步骤中，制球的目的是为了提高产品的回收率。本步骤中，所述还原剂为碳还原剂。

经过熔炼的产物经过冷却、破碎制粉后用盐酸溶解进行后续处理。

作为一种优选方式，熔炼前，氟碳铈镧矿中，碱土金属与碱金属含量之和与氟含量的比例≥1.5:1，若低于此条件，需要在氟碳铈镧原矿中增加碱金属化合物和/或碱土金属化合物，将氟碳铈镧矿、还原剂、碱金属化合物和/或碱土金属化合物混合后进行熔炼，使得满足上述条件。这是因为在整个工艺中，碱金属和碱土金属与氟碳铈镧矿中的氟结合使稀土与氟分解，若碱金属和/或碱土金属含量过低，就需要添加其来分解氟。

作为一种优选方式，起弧温度在2200℃以上，保温温度为1500~2200℃。根据申请人对美国矿、四川矿、独居石矿、包头矿的处理，低于1450℃，氟碳铈镧矿不熔化为具有流动性液体，只为熔融状态，没有流动性。

作为一种优选方式，制球的直径为20~100mm。

作为一种优选方式，碱土金属是指镁、钙；碱金属是指钠、钾。

作为一种优选方式，上述熔炼后的混合物经粉碎到粒径小于200目后进行盐酸溶解。若粒径大于200目会对浸出率造成影响，使得稀土浸出率降低。

具体的说，上述盐酸溶解后有液体和固体，液体为稀土氯化物，固体为稀土废渣，稀土废渣经水洗压滤后堆放处理。

具体的，盐酸溶解过程为：混合物和水以重量比4~5:1比例混合搅拌调浆，搅拌缓慢加入盐酸浸出，溶解后溶液的酸度在0.5~0.6mol/L，溶解后过滤水洗2~3次，水洗液并入原液，渣液分离，液体为稀土氯化物，渣为稀土废渣，液体进入下一道萃取工序。

作为一种优选方式，浓盐酸的加入量为理论量的1.5~2倍。

作为一种优选方式，引弧材料可以为石墨、焦炭或金属铁。

作为一种优选方式，碳还原剂可以为天然石墨、人造石墨、石油焦、焦炭等。

本发明的作用机理为：

1. 利用碱土金属或碱金属比稀土金属更活泼，更容易与氟结合的特性，在碳还原剂和高温的作用下，让氟碳铈镧矿中的氟与稀土分解，分解出来的氟与碱土金属或碱金属结合成氟化物。稀土分解成稀土氧化物。

2. 利用磷的沸点、熔点、燃点低的特性，在碳还原剂的作用下，将氟碳铈镧矿中的磷还原成单质磷，并在高温下燃烧挥发，进入尾气中，被收集排放，稀土则形成稀土氧化物。

3. 熔炼后得到的稀土氧化物经一定酸度盐酸溶解得到氯化稀土溶液，氟化物留在废渣中。

4. 在碳还原及惰性气体气氛中，氟碳铈镧矿熔化后，铈的变价特性被抑制，不会造成稀土损失。

本发明与现有技术相比，具有以下有益效果：在氟碳铈镧矿矿粉中加碳还原剂混合后经熔炼，使氟碳铈镧矿成为液体，氟碳铈镧矿中的磷酸稀土中的磷在碳还原剂的作用下还原成单质磷，与稀土分解，碱金属或碱土金属化合物与氟碳铈镧矿中的氟结合使稀土与氟分解。熔炼得到的稀土产品经破碎、制粉后再加盐酸浸出即可得到稀土氯化物。氟碳铈镧矿中的磷到了尾气中，氟到了稀土废渣中，因为不经过氢氧化钠碱转也就不产生含碱的废水，因为不加入硫酸，氟碳铈镧矿中本身硫含量不高，经过布袋除尘、喷淋塔喷淋吸收后，尾气即可达标排放。因此，本发明具有使得整个氟碳铈镧矿处理工艺流程缩短、生产成本更低、更加环保。

本发明中，氟碳铈镧矿经过高温熔炼后再进行盐酸溶解，得到的稀土浸出率在97%以上，远高于现有三种稀土处理方法的稀土浸出率。

本发明提供的一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法直接应用到工业上的，而非是局限在实验室阶段的方法。

具体实施方式

本发明的目的在于克服现有技术的缺陷，提供一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法，下面结合实施例对本发明作进一步详细说明。

实施例

一种分解氟碳铈镧矿的高温熔炼方法，包括以下处理过程：

（1）氟碳铈镧矿与碳还原剂混合制球（氟碳铈镧矿中碱金属含量与碱土金属含量之和与氟含量的比例≥1.5：1）；氟碳铈镧矿与碳还原剂的重量比例为100:5~25（碳还原剂的具体添加量根据氟碳铈镧原矿中碱金属、碱土金属、铅锌锰钡、氟等非稀土元素的总含量来确定，要保证，碳还原剂的量为上述非稀土元素总含量的1.5倍）。

（2）在熔炼设备内放置引弧材料(石墨块/条)，引弧材料加入量为炉内容积的3~5%，放下电极棒放置与引弧材料能产生起弧距离为止，加入烘干好的混合球，混合球放置电极棒四周，混合球第一次加入量不要过多，为炉体容积的20%即可;

（3）物料放好后给电极棒送电起弧，当弧光产生高温熔化混合球，电极棒四周会形成小的熔池，熔池形成后(熔池上必须有没熔化的混合球)再加入混合球(混合球切不可直接加入熔池内，应放在第一次放置的混合球上面)，将炉内加满，随着物料的不断熔化，混合球要多次加入，以达到生产规模的要求。

（4）当熔化的物料达到炉内容积的60%~70%时，打开惰性气体阀门，惰性气体加入炉中使炉内液体上下翻滚，底部气体大量排出，当物料全部熔化达到生产规模的要求，物料进入保温阶段，物料保温温度在1500℃~2200℃，保温时电极棒应***液面之中。保温时间根据所熔炼的原料来定，如果是不含磷酸稀土的矿，保温时间可以控制在十分钟左右，如果是含有磷酸稀土的矿，保温时间应大于十分钟，待液体内的磷全部挥发(即磷<1%)，方可出炉

（5）出炉时，如果物料温度低于1800℃，应将物料温度升至1800℃，达到出炉温度后,关闭惰性气体阀门，电极棒断电提升，提升至液面之上，将炉体倾斜倒出物料至钢包中。

高温熔炼后进行后续的盐酸溶解流程：

熔炼后产物冷却后经粉碎制粉(粒径小于200目)后和水以重量比4~5:1比例混合搅拌调浆；搅拌缓慢加入盐酸浸出，溶解后溶液的酸度在0.5~0.6mol/L，溶解后过滤水洗2~3次，水洗液并入原液，渣液分离，液体为稀土氯化物，渣为稀土废渣。得到的稀土浸出率为97%：

原矿与熔炼后非稀土杂质对比表如下：

%	MgO	SrO	CaO	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	PO<sub>4</sub><sup>5-</sup>	Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	PbO	ZnO	BaO	F	MnO<sub>2</sub>
												包头矿	0.29	0.15	10.22	0.070	17.88	1.52	0.84	0.030	1.43	5.68	0.21
焙烧后	0.29	0.015	9.08	0.060	0.34	1.50	0.0048	0.0056	0.1	3.2	0.03
												独居石矿	＜0.001	0.12	0.30	0.12	28.80	0.27	0.25	0.0057	0.37	0.11	＜0.001
焙烧后	＜0.001	0.07	0.28	0.10	0.64	0.30	0.0025	0.001	0.07	0.08	＜0.001
												美国矿	0.61	1.32	11.52	0.21	2.34	0.52	0.57	0.0052	1.68	3.64	0.12
焙烧后	0.60	0.56	11.30	0.19	0.24	0.50	0.001	0.0041	0.1	2.98	0.02

从上表可以看出：经过高温熔炼法，降低幅度大的元素有：铅、锌、钡、锶、磷、锰，降低幅度小的元素有：氟，基本不降的元素有：镁、钙、铝、铁；而磷的大幅度降低，对下道工序盐酸溶解稀土，提高稀土浸出率是至关重要的。

按照上述实施例，便可很好地实现本发明。值得说明的是，基于上述结构设计的前提下，为解决同样的技术问题，即使在本发明上做出的一些无实质性的改动或润色，所采用的技术方案的实质仍然与本发明一样，故其也应当在本发明的保护范围内。