黎永康,梁 勇,2,邵龍彬,溫葆林
(1.江西理工大學 冶金與化學工程學院,江西 贛州 341000;2.鎢資源高效開發及應用技術教育部工程研究中心,江西 贛州 341000)
從稀土冶煉廢水沉淀物中提取稀土試驗研究
黎永康1,梁 勇1,2,邵龍彬1,溫葆林1
(1.江西理工大學 冶金與化學工程學院,江西 贛州 341000;2.鎢資源高效開發及應用技術教育部工程研究中心,江西 贛州 341000)
稀土冶煉過程中產生的各類廢水通常收集在廢水池中,隨著生產的進行,廢水池底部會沉積大量固體渣,其中含有大量稀土。研究了采用焙燒預處理—鹽酸浸出工藝從該沉積物中提取稀土,考察了浸出時間、溫度、浸出劑濃度、液固體積質量比對稀土浸出的影響。結果表明:沉淀物在800 ℃下焙燒預處理1 h,然后在80 ℃、液固體積質量比4∶1、攪拌速度400 r/min條件下用濃度為5 mol/L的鹽酸浸出0.5 h,稀土浸出率達99.18%,浸出效果較好。
廢水沉積物;稀土;提取
稀土因具有特殊的物理化學性質,被廣泛應用于儲氫材料、磁性材料、新能源、特殊鋼材等高新技術領域[1-7]。稀土濕法冶煉生產過程中會產生各類含有稀土的草酸鹽、稀土碳酸鹽及鐵、鋁、鈣等離子的廢水[8-11]。這些廢水被集中到廢水池中,經過一系列復雜的物理化學變化,在廢水池底部沉淀出大量固體渣,這些固體沉積物中含有草酸稀土、碳酸稀土和其他一些化合物。據分析,沉積物中稀土(以稀土氧化物計)總質量占30%~40%[12],是重要的稀土二次資源[13]。試驗研究了采用焙燒預處理—鹽酸浸出法從稀土冶煉廠廢水池沉積物中回收稀土,旨在確定較優的工藝條件,使廢水沉淀物中的稀土得以有效回收。
1.1 試驗原料及試劑
試驗用原料由贛州某稀土冶煉廠提供,其中稀土(以氧化物計)質量分數占30.66%,以鑭、鐠、釹為主。稀土配分見表1,原料主要化學成分見表2。
鑒于原料中所含稀土元素主要為鑭和釹,而鑭、釹在硫酸體系中溶解度偏小[14],因此試驗選取鹽酸作浸出劑。試驗所用試劑均為分析純試劑。

表1 原料稀土配分 %

表2 原料主要化學成分 %
1.2 試驗設備
采用草酸鹽質量法分析廢水沉淀物中稀土總量,其中的稀土配分采用電感耦合等離子體質譜儀測定(ICP-MS,S115,安捷倫科技,美國)。
焙燒預處理在箱式電阻爐中進行,浸出采用水浴恒溫加熱攪拌反應裝置進行。
1.3 試驗原理與方法
1.3.1 焙燒預處理
在一定溫度下對廢水沉淀物進行焙燒預處理,其中的草酸鹽及碳酸鹽受熱分解成相應的氧化物,隨后用鹽酸浸出。反應方程式如下:

(1)

(2)

(3)
其中,M代表金屬元素(Ca、Fe、Al、RE等)。
1.3.2 鹽酸浸出
廢水沉淀物經焙燒預處理后所得焙砂在一定條件下用鹽酸浸出,經過濾分別得到含稀土的濾液和濾渣,采用草酸沉淀法檢測濾液中稀土濃度。反應方程式為

(4)
2.1 廢水沉淀物的焙燒預處理
廢水沉淀物的DTA-TG分析結果如圖1所示。

升溫速率10 ℃/min。
由圖1看出:廢水沉淀物的DTA曲線存在1個放熱峰(421 ℃)和2個吸熱峰(183 ℃、776 ℃);TG曲線表明,整個焙燒過程是吸熱過程,至776 ℃時沉淀物質量不再發生變化,此時稀土已經由草酸鹽或碳酸鹽形式轉變為氧化物形式[14-15]。因此,焙燒預處理溫度選定為800 ℃。
2.2 稀土元素的浸出
2.2.1 鹽酸濃度對稀土浸出的影響
控制溫度80 ℃,浸出時間2 h,液固體積質量比6∶1,攪拌速度400 r/min,考察鹽酸濃度對稀土浸出率的影響,試驗結果如圖2所示。

圖2 鹽酸濃度對稀土浸出率的影響
由圖2看出:隨鹽酸濃度增大,稀土浸出率提高顯著;鹽酸濃度增大到3 mol/L后,稀土浸出率變化不大。綜合考慮,確定鹽酸濃度以5 mol/L為宜。
2.2.2 浸出時間對稀土浸出率的影響
控制溫度為80 ℃,鹽酸濃度為5 mol/L,液固體積質量比為6∶1,攪拌速度為400 r/min,考察浸出時間對稀土浸出率的影響,試驗結果如圖3所示。

圖3 浸出時間對稀土浸出率的影響
由圖3看出:隨浸出進行,稀土浸出率提高明顯;浸出0.5 h后,稀土浸出率增幅很小,變化不大。綜合考慮生產周期和生產效率,確定反應時間以0.5 h為宜。
2.2.3 液固體積質量比對稀土浸出率的影響
控制溫度為80 ℃,鹽酸濃度為5 mol/L,浸出時間為0.5 h,攪拌速度為400 r/min,考察液固體積質量比對稀土浸出率的影響,試驗結果如圖4所示。可以看出:液固體積質量比為2∶1時,稀土浸出率為60.42 %;隨液固體積質量比增大至4∶1,稀土浸出率陡增至99.18 %;繼續增大液固體積質量比,稀土浸出率變化不大。綜合考慮,確定液固體積質量比以4∶1為宜。

圖4 液固體積質量比對稀土浸出率的影響
2.2.4 浸出溫度對稀土浸出率的影響
控制液固體積質量比為4∶1,鹽酸濃度為5 mol/L,浸出時間為0.5 h,攪拌速度為400 r/min,考察浸出溫度對稀土浸出率的影響。試驗結果如圖5所示。

圖5 浸出溫度對稀土浸出率的影響
由圖5看出:隨浸出溫度升高,稀土浸出率總體呈上升趨勢;溫度升至60 ℃時,稀土浸出率達92.04 %;再繼續升溫至80 ℃,稀土浸出率升高至99.18%,近乎完全浸出。綜合考慮,確定反應溫度以80 ℃為宜。
2.2.5 攪拌速度對稀土浸出率的影響
控制溫度為80 ℃,液固體積質量比為4∶1,鹽酸濃度為5 mol/L,浸出時間為0.5 h,攪拌速度對稀土浸出率的影響試驗結果如圖6所示。

圖6 攪拌速度對稀土浸出率的影響
由圖6看出:隨攪拌速度加快,稀土浸出率逐漸提高;攪拌速度增大到300 r/min時,稀土浸出率提高至96.49%;攪拌速度增大至400 r/min時,稀土浸出率達99.18%。綜合考慮,確定攪拌速度以400 r/min為宜。
采用焙燒預處理—鹽酸浸出法從稀土冶煉廠廢水池沉積物中回收稀土是可行的,適宜條件下,稀土浸出率可達99%。此方法的優點是設備要求低,處理過程較短,操作簡單方便,易于實現連續化生產且污染小,能實現稀土的高效提取。
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Leaching of Rare Earth From Sediment in Rare Earth Smelting Waste Water Pool
LI Yongkang1,LIANG Yong1,2,SHAO Longbin1,WEN Baolin1
(1.SchoolofMetallurgicalandChemicalEngineering,JiangxiUniversityofScienceandTechnology,Ganzhou341000,China; 2.EngineeringResearchCenterofHigh-EfficiencyDevelopmentandApplicationTechnologyofTungstenResources,MinistryofEducation,Ganzhou341000,China)
All kinds of waste water produced in the process of rare earth metallurgy are usually collected in waste water pool,a large amount of solid slag containing a high content of rare earth deposits at the bottom of the waste pool.A novel method for extracting rare earth from the sediment by roasting pretreatment-hydrochloric acid leaching was investigated.The effects of leaching time,temperature,hydrochloric acid concentration and liquid-to-solid ratio on leaching of rare earth were examined.The results show that the leaching rate of rare earth can reach 99.18% under the conditions of roasting temperature of 800 ℃,roasting time of 1 h,leaching temperature of 80 ℃,hydrochloric acid concentration of 5 mol/L,liquid-to-solid ratio of 4∶1 and stirring speed of 400 r/min,leaching time of 0.5 h.The leaching effect is good.
waste water sediment;rare earth;extraction
2016-10-08
江西理工大學清江青年英才支持計劃項目;中國博士后科學基金特別資助項目(2015T80694);中國博士后科學基金面上基金資助項目(2013M541879);江西省博士后擇優資助研究項目(2013ky37);江西省教育廳科學技術研究項目(GJJ13396)。
黎永康(1993-),男,江西撫州人,碩士研究生,主要研究方向為稀土資源的二次回收。
梁勇(1979-),男,江西南昌人,博士,副教授,碩士生導師,主要研究方向為稀有金屬二次資源回收。
E-mail:ly_5210@sina.com。
X703;TF845.3
A
1009-2617(2017)03-0227-03
10.13355/j.cnki.sfyj.2017.03.014