一种从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍的方法

技术领域

本发明涉及矿石采冶领域，尤其涉及一种从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍的方法。

背景技术

辽宁凤城赛马碱性铀矿床是个规模很大铀、钍、稀土元素的综合性矿床，在我国是独一无二，在世界上也是罕见的。该矿床自上世纪70年代发现以来，引起了铀矿地质和开采界的广泛关注。当时进行了一些浸出试验，但由于技术原因，铀浸出率、其他矿种综合利用率难以解决。

赛马铀矿床产于碱性岩中。主要铀矿类型为产于草绿色霓霞正长岩中的绿层硅铈钛矿型矿化。其构成赛马铀、钍、稀土、铌的大型综合性矿床的主体。工业矿物为绿层硅铈钛及其不同程度的蚀变矿物。铀含量变化于0.05％～0.1％之间，钍含量0.15％～0.4％之间，铈族稀土元素和铌含量均达到工业要求。

绿层硅铈钛矿为世界上比较少见的一种铀矿物类型。由于大部分矿物属于铝硅酸盐或铁硅酸盐类型，且含有稀土、钍、铌钽等成分，因此铀矿物难浸出，采用常规酸法浸出时，不但酸耗高、浸出率低，而且浸出后矿浆的固液分离也很困难。

发明内容

本发明要解决的技术问题是：提供一种从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍的方法，对铀进行浸出同时对钍进行综合回收，铀及钍的浸出率高。

本发明提供了一种从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍的方法，包括以下步骤：

步骤S1：对绿层硅铈钛矿石进行磨制，制得-1～0mm的粗矿；其中，-0.074～0mm的粗矿作为矿泥进入混精矿；

-1+0.074mm的粗矿进入下一步进行两级磁选；

步骤S2：利用磁场强度10000～11000奥斯特的磁场对-1+0.074mm的粗矿进行第一级磁选，通过的矿石作为精矿进入混精矿；

利用强度为12000～13000奥斯特的磁场对未通过的矿石进行第二级磁选，通过的部分进入混精矿，未通过的矿石为尾矿；

步骤S3：对混精矿进行逆流浸出，提取其中的铀和钍；

步骤S4：步骤S3中的浸出渣加碱处理，然后与稀硫酸反应，提取其中的钍。

优选地，所述步骤S2中：利用磁场强度10500～10700奥斯特的磁场对-1+0.074mm的粗矿进行第一级磁选。

优选地，所述步骤S3具体包括：

在混精矿中加入硫酸，氟化钙，二氧化锰搅拌，充分反应后，再加入水，硫酸及二氧化锰进行二次反应，二次反应结束后过滤；收集滤液；

获得的滤渣加酸性溶液搅拌，制浆2～5次；

冲洗浸出渣。

优选地，所述混精矿的粒径为-0.417mm～-0.074mm。

优选地，以混精矿的质量为标准，在100g粒径为-0.208mm的混精矿中加入22％硫酸，3％氟化钙，1％二氧化锰，硫酸与矿的液固比为1.2：1，搅拌，在120℃条件下反应2小时。

优选地，加入200ml水，加3％硫酸，1％二氧化锰，在80℃条件下进行二次反应2小时。

优选地，所述步骤S4具体包括：

100g步骤S3中的浸出渣中加质量浓度25％的氢氧化铵，搅拌，充分反应后过滤；收集滤液；

滤渣用0.5～1％硫酸酸化，用pH值为1.5的酸化水洗3～5次，每次水洗时搅拌15分钟，然后过滤；收集滤渣；

用水淋洗滤渣，保留尾渣。

优选地，所述步骤S4中，

100g固液比为1.2:1的步骤S3中的浸出渣加入0.8～1.8ml浓度为25％的氢氧化铵，搅拌，充分反应后过滤；收集滤液。

优选地，所述步骤S4中，

100g固液比为1.2:1的步骤S3中的浸出渣加入1ml浓度为25％的氢氧化铵，搅拌0.25～1小时，充分反应后过滤；收集滤液。

优选地，所述步骤S4中，

滤渣用0.5％硫酸酸化，用pH值为1.5的酸化水洗3～5次，每次水洗时搅拌15分钟，然后过滤；收集滤渣。

与现有技术相比，本发明的从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍的方法，先进行干式磁选，获得混精矿，对混精矿进行逆流浸出，浸出铀和钍；将逆流浸出渣采用建转化处理，使钍的硫酸复盐转化为氢氧化物，然后进行稀硫酸处理，进一步提取钍。本发明在铀浸出的同时，对钍进行综合回收，铀浸出率高。

附图说明

图1表示干式磁选流程图。

具体实施方式

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明的实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点，而不是对本发明的限制。

本发明的实施例公开了一种从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍的方法，包括以下步骤：

步骤S1：对绿层硅铈钛矿石进行磨制，制得-1～0mm的粗矿；其中，-0.074～0mm的粗矿作为矿泥进入混精矿；

-1+0.074mm的粗矿进入下一步进行两级磁选；

步骤S2：利用磁场强度10000～11000奥斯特的磁场对-1+0.074mm的粗矿进行第一级磁选，通过的矿石作为精矿进入混精矿；

利用强度为12000～13000奥斯特的磁场对未通过的矿石进行第二级磁选，通过的部分进入混精矿，未通过的矿石为尾矿；

步骤S3：对混精矿进行逆流浸出，提取其中的铀和钍；

步骤S4：步骤S3中的浸出渣加碱处理，然后与稀硫酸反应，提取其中的钍。

按照本发明，首先对于矿石进行干式磁选。具体地：

步骤S1：对绿层硅铈钛矿石进行磨制，制得-1～0mm的粗矿；其中，-0.074～0mm的粗矿作为矿泥进入混精矿；

-1+0.074mm的粗矿进入下一步进行两级磁选；

步骤S2：利用磁场强度10000～11000奥斯特，优选为10500～10700奥斯特，更优选10600奥斯特的磁场对-1+0.074mm的粗矿进行第一级磁选，通过的矿石作为精矿进入混精矿；

利用强度为12000～13000奥斯特，优选为12000奥斯特的磁场对未通过的矿石进行第二级磁选，通过的部分进入混精矿，未通过的矿石为尾矿。未通过的尾矿废弃。

获得混精矿后，对所述混精矿逆流浸出，具体地：

步骤S3：对混精矿进行逆流浸出，提取其中的铀和钍。

所述步骤S3具体包括：

在混精矿中加入硫酸，氟化钙，二氧化锰搅拌，充分反应后，再加入水，硫酸及二氧化锰进行二次反应，二次反应结束后过滤；收集滤液；

获得的滤渣加酸性溶液搅拌，制浆2～5次；

冲洗浸出渣。

所述混精矿的粒径优选为-0.417mm～-0.074mm，更优选为-0.208mm。

优选地，以混精矿的质量为标准，在100g粒径为-0.208mm的混精矿中加入22％硫酸，3％氟化钙，1％二氧化锰，硫酸与矿的液固比为1.2：1，搅拌，在120℃条件下反应2小时。

22％硫酸指以混精矿质量的22％作为硫酸的添加量；3％氟化钙，1％二氧化锰所指意义相似，均是指以混精矿为标准的添加量。

然后，加入200ml水，加3％硫酸，1％二氧化锰，在80℃条件下进行二次反应2小时。

3％硫酸，1％二氧化锰均是指以混精矿为标准的添加量。

获得的滤渣加酸性溶液搅拌15分钟，制浆2～5次，优选3次；

自来水冲洗浸出渣。

获得的浸出渣进一步通过碱转化，提取其中的钍。具体包括：

步骤S4：步骤S3中的浸出渣加碱处理，然后与稀硫酸反应，提取其中的钍。

所述稀硫酸的质量百分浓度小于70％。

优选地，所述步骤S4具体包括：

100g固液比为1.2:1的步骤S3中的浸出渣中加入0.8～1.8ml质量浓度25％的氢氧化铵，搅拌0.25～1小时，充分反应后过滤；收集滤液；

滤渣用0.5～1％硫酸酸化，用pH值为1.5的酸化水洗3～5次，每次水洗时搅拌15分钟，然后过滤；收集滤渣；

用水淋洗滤渣，保留尾渣。

0.5～1％硫酸指以滤渣的质量为标准加入0.5～1％的硫酸。

更优选地，100g固液比为1.2:1的步骤S3中的浸出渣中加入4ml质量浓度25％的氢氧化铵，搅拌0.25小时，充分反应后过滤；收集滤液；

滤渣用0.5％硫酸酸化，用pH值为1.5的酸化水洗3次，每次水洗时搅拌15分钟，然后过滤；收集滤渣；

用水淋洗滤渣，保留尾渣。

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明提供的从绿层硅铈钛矿石中提取铀及钍进行详细说明，本发明的保护范围不受以下实施例的限制。

实施例1

(一)选矿

矿石中矿物种类较多。主要矿物有长石(约占40％)、霞石(约占2 0％)、霓石、钠辉石(约占25％)及绿层硅铈钛矿等。次要矿物有胶绿层硅铈钛矿、异性石、闪叶石、针钠钙石、钙霞石、铀方钍石、铀钍石、钍石、钠沸石等；还有少量的钛铌钙铈矿、钠锆石、萤石、沥青铀矿、硅铀钙镁矿及金属硫化矿物。主要的工业有用矿物为绿层硅铈钛矿及其蚀变产物。

从赛马矿床中采取绿层硅铈钛矿100kg，磨碎、缩分。

1、干式磁选

步骤1：磨矿：矿石铀品位为0.055％，钍品位0.171％。原矿经棒磨机磨-1～0mm。

步骤2：筛分：-0.074～0mm的部分作为矿泥进入混精矿。精矿产率为71.17％，铀品位为0.073％，钍品位为0.226％。

步骤3：-1+0.074mm部分进行两级磁选。

(1)第一级磁选：磁场强度为10600奥斯特(138T-CЭM单辊磁选机)，通过部分的矿石作为精矿进入混精矿。未通过部分的矿石进行第二级磁选，如图1所示。

(2)第二级磁选:磁场强度为12000奥斯特(138T-CЭM单辊磁选机)。通过部分矿石作为精矿进入混精矿。未通过部分矿石成为尾矿废弃(尾矿铀品位0.0098％，钍品位0.036％)。

2、磁选精矿粒度选择

从磁选精矿粒度试验中，如表1所示，选定最佳粒度为-0.208mm。

表1磁选精矿的粒度试验

(二)混精矿铀钍的逆流浸出

1、混精矿铀钍的浸出

试验条件及方法步骤如下：

步骤1：100g的-0.208mm的混精矿中加22％硫酸、30％氟化钙、10％二氧化锰，硫酸与矿的液固比为1.2：1，搅拌。

步骤2：在120℃烘2小时，加入200ml水，再加30％硫酸，10％二氧化锰。

步骤3：在80℃恒温水浴锅内搅拌浸出2小时，过滤。

步骤4：加200ml，pH 1.5的酸性溶液于滤渣中，搅拌15分钟。重复该步骤三次。

步骤5：200ml自来水淋洗一次。得到尾渣，分析结果见表2。

表2逆流浸出试验结果

从表看出，逆流试验铀浸出率为75.12％，而钍浸出率35.27％。

2、碱转化对尾渣中钍的进一步提取

为了提高钍的浸出率，将逆流浸出尾渣采取碱转化处理，使渣中钍的硫酸复盐转化为氢氧化物，然后进行稀硫酸处理，进一步提取钍。具体包括：

(1)氢氧化铵用量试验

步骤1：取逆流浸出渣100g，液固比为1.2：1。氢氧化铵质量浓度为25％,用量分别为0.8ml，pH＝8；1ml，pH＝9；1.8ml，pH＝10。

步骤2：搅拌15分钟，滤液废弃。

步骤3：对滤渣加入滤渣质量1％的硫酸进行酸化。

步骤4：用pH＝1.5的酸化水洗三次，每次搅拌15分钟过滤，不保留滤液。

步骤5：第四次用自来水淋洗。得到尾渣，分析结果如表3。

表3氢氧化铵用量试验表

注：总浸出率＝(精矿含量－尾渣含量)/精矿含量

从中可知，pH＝9最佳。

(2)酸化硫酸用量试验

酸化硫酸用量分别为逆流浸出渣质量的5％、10％，其他条件同(1)。结果如表4。

表4酸化硫酸用量试验表

从表可知，酸化时硫酸用量选取5％为最好。

(3)碱转化时间试验

加入氢氧化铵，使其pH＝9。用5％的硫酸酸化。转化时间分为15分钟、30分钟、1小时，其他条件同(2)。结果如表5。

表5碱转化时间试验表

从表得知，转化时间15分钟最佳。

(三)扩大验证实验

按上述选定的试验条件，取19kg磁选后的混精矿进行扩大实验，最终尾渣进行了3次取样分析。结果如表6。

表6逆流浸出试验结果分析

尾渣中铀品位0.0147％，钍品位0.065％。铀浸出率80.74％，钍浸出率71.24％。

以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以对本发明进行若干改进和修饰，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。

对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。