KR102364012B1 - 희토류 농축물을 처리하는 방법 및 시스템 - Google Patents
희토류 농축물을 처리하는 방법 및 시스템 Download PDFInfo
- Publication number
- KR102364012B1 KR102364012B1 KR1020197033564A KR20197033564A KR102364012B1 KR 102364012 B1 KR102364012 B1 KR 102364012B1 KR 1020197033564 A KR1020197033564 A KR 1020197033564A KR 20197033564 A KR20197033564 A KR 20197033564A KR 102364012 B1 KR102364012 B1 KR 102364012B1
- Authority
- KR
- South Korea
- Prior art keywords
- rare earth
- acid
- fluorine
- outlet
- inlet
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 204
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 173
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 169
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 109
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 185
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 170
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid Substances OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 125
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 106
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 claims abstract description 106
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 106
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 104
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 69
- 239000011268 mixed slurry Substances 0.000 claims abstract description 59
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 55
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 50
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 48
- 239000003999 initiator Substances 0.000 claims abstract description 23
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 21
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 12
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 65
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 60
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 53
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 50
- 238000005336 cracking Methods 0.000 claims description 38
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 20
- 238000000498 ball milling Methods 0.000 claims description 17
- 238000007873 sieving Methods 0.000 claims description 11
- 238000002347 injection Methods 0.000 claims description 8
- 239000007924 injection Substances 0.000 claims description 8
- 239000008235 industrial water Substances 0.000 claims description 7
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 6
- 239000007921 spray Substances 0.000 claims description 5
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 104
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 59
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 59
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 18
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 18
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 17
- 230000002285 radioactive effect Effects 0.000 description 17
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 12
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 9
- IKNAJTLCCWPIQD-UHFFFAOYSA-K cerium(3+);lanthanum(3+);neodymium(3+);oxygen(2-);phosphate Chemical compound [O-2].[La+3].[Ce+3].[Nd+3].[O-]P([O-])([O-])=O IKNAJTLCCWPIQD-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 9
- 229910052590 monazite Inorganic materials 0.000 description 9
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 8
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 8
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 8
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 8
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 7
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 6
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 6
- 230000032683 aging Effects 0.000 description 6
- 230000008859 change Effects 0.000 description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 6
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 6
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 6
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 6
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 5
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 5
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 4
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 4
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 4
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 4
- 238000007373 indentation Methods 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 3
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 3
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 3
- MIMUSZHMZBJBPO-UHFFFAOYSA-N 6-methoxy-8-nitroquinoline Chemical compound N1=CC=CC2=CC(OC)=CC([N+]([O-])=O)=C21 MIMUSZHMZBJBPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910004261 CaF 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052684 Cerium Inorganic materials 0.000 description 2
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000005569 Iron sulphate Substances 0.000 description 2
- -1 Rare earth sulphate Chemical class 0.000 description 2
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 2
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000908 ammonium hydroxide Substances 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- GWXLDORMOJMVQZ-UHFFFAOYSA-N cerium Chemical compound [Ce] GWXLDORMOJMVQZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 2
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 2
- 239000003595 mist Substances 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 230000002035 prolonged effect Effects 0.000 description 2
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 2
- 238000007086 side reaction Methods 0.000 description 2
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 2
- RUJLHPZAKCVICY-UHFFFAOYSA-J thorium(4+);disulfate Chemical compound [Th+4].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O RUJLHPZAKCVICY-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WMOHXRDWCVHXGS-UHFFFAOYSA-N [La].[Ce] Chemical compound [La].[Ce] WMOHXRDWCVHXGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- IRCLFDYSUFDCCZ-UHFFFAOYSA-J [Th+4].[O-]P([O-])(=O)OP([O-])([O-])=O Chemical compound [Th+4].[O-]P([O-])(=O)OP([O-])([O-])=O IRCLFDYSUFDCCZ-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000004891 communication Methods 0.000 description 1
- 238000005485 electric heating Methods 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N hydrochloric acid Substances Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002452 interceptive effect Effects 0.000 description 1
- 238000011031 large-scale manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000010907 mechanical stirring Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- GZHCNRONBGZNAH-UHFFFAOYSA-N phosphanylidynelanthanum Chemical compound [La]#P GZHCNRONBGZNAH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/06—Sulfating roasting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/02—Apparatus therefor
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B59/00—Obtaining rare earth metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
- C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
- C22B60/0291—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining thorium
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Removal Of Specific Substances (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
희토류 농축물을 처리하기 위한 방법 및 시스템에 관한 것이다. 이 방법은, (1) 희토류 농축물 농축 황산을 혼합하여 혼합된 슬러리 및 제1 불소 함유 가스를 취득하는 단계; (2) 산 분해를 위해 액체 개시제와 혼합된 슬러리를 혼합하여 클링커 및 제2 불소 함유 가스를 취득하는 단계; (3) 클링커를 물로 침출하고 침출 처리를 수행하여 침출된 슬러리를 취득하는 단계; 및 (4) 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 수행하여, 여과액 및 침출 잔류물을 취득하고, 침출 잔류물에 대하여, 단계 (2)로 복귀하여 산 분해 처리를 수행하는 단계를 포함한다.
Description
본 개시 내용은, 희토류 생산 분야에 관한 것으로서, 구체적으로, 희토류 정광(rare earth concentrate ore)을 처리하는 방법 및 시스템에 관한 것이다.
바오토우(Baotou) 혼합 광석, 즉, 바스트네사이트와 모나자이트의 혼합 광석(인 세륨 란탄 광석/인 란탄 세륨 암석), 및 바스트네사이트 광석은 중국에서 희토류 광석의 중요한 자원이다. 바오토우 혼합 광석의 특성을 고려할 때, 이러한 광석을 처리하기 위한 기존의 산업적 방법은 농축 황산을 이용한 하소 공정이다. 이 공정은, 대규모 생산에 적용될 수 있는, 연속적이고 제어 가능한 것이다. 그러나, 그 공정 동안, 혼합 광석은 고온에서 분해되고, 광석의 토륨은 슬래그의 토륨 피로인산으로 변환되어, 방사능 오염과 토륨 폐기물을 초래한다. 또한, 이 공정에서 불소와 황을 함유하는 배기 가스를 재순환시키는 것은 어렵다. 바스트네사이트 광석의 특성을 고려할 때, 기존의 산업적 방법은 산화 하소-염산 용해 공정과 같은 산 분해 공정이다. 이러한 공정은 덜 비싸지만 연속적인 방식으로 수행될 수 없다. 또한, 슬래그 및 폐수 내의 토륨 및 불소는 각각 재순환하기 어려워서, 환경 오염을 초래한다. 고온에서 혼합 광석 또는 바스트네사이트 광석을 처리하면 배기 가스로 인해 토륨 자원의 낭비 및 환경 오염이 발생할 수 있음을 알 수 있다. 이를 바탕으로 연구 기관에서는 농축 황산과 함께 저온 하소 기술을 사용하여 희토류 광석을 분해할 것을 제안하였다. 희토류 정광은 저온(예를 들어, 150℃ 내지 300℃ 범위)에서 하소될 수 있고, 희토류의 분해율은 95%를 초과한다. 동시에, 90% 이상의 토륨이 침출수에 진입하여, 희토류 정광으로부터 원소 토륨을 효과적으로 회수할 수 있다. 그러나, 공정 기술은, 아직 잘 개발되지 않았으며, 연속 동적 생산에 적용하기 어렵다.
따라서, 희토류 정광을 처리하기 위한 기존의 기술을 더 개선할 필요가 있다.
본 개시 내용은 상술한 기술적 문제점들 중 하나 이상을 어느 정도 해결하고자 하는 것이다. 이에 따라, 본 개시 내용의 목적은 희토류 정광을 처리하는 방법과 시스템을 제공하는 것이다. 이 방법은, 바스트네사이트 광석 및 바스트네사이트와 모나자이트를 함유하는 혼합 광석을 처리할 수 있어서, 에너지 소비가 작고 연속 생산이 가능하다. 이러한 방법에 의하면, 토륨을 효과적으로 회수할 수 있고, 희토류 정광의 분해율을 현저히 개선할 수 있으며, 예를 들어 REO 분해율이 96%에 도달할 수 있다.
일 양태에서, 본 개시 내용은 실시예들에서 희토류 정광을 처리하는 방법을 제공하며, 이 방법은,
(1) 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하여 혼합된 슬러리 및 제1 불소 함유 가스를 취득하는 단계;
(2) 산 분해를 위해 액체 개시제와 혼합된 슬러리를 혼합하여 클링커 및 제2 불소 함유 가스를 취득하는 단계;
(3) 클링커를 물로 침출하여 침출된 슬러리를 취득하는 단계;
(4) 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 수행하여, 여과액 및 침출된 슬래그를 취득하고, 산 분해를 위해 침출된 슬래그를 단계 (2)로 다시 재순환시키는 단계를 포함한다.
본 개시 내용의 실시예들에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법에 의하면, 혼합 장치 내에 교반기를 배치함으로써, 희토류 농축물이 농축 황산에 의해 충분히 침투되도록 희토류 정광 및 농축 황산을 신속하고 강제적으로 혼합할 수 있어서, 후속 산 분해 공정에서 응집이 발생하는 것을 방지하고 산 분해 공정의 물질 전달에 유리한 조건을 제공할 수 있다. 또한, 혼합 장치 내부의 온도가 일정한 범위로 유지되도록 수냉식 자켓이 혼합 장치의 외벽을 둘러싸서 혼합 장치를 순환수로 냉각시키며, 이 경우, 희토류 정광이 고온에서 분해되는 것을 피할 수 있으므로, 토륨 회수를 실현할 수 있다. 본 개시 내용에서, 에이징과 하소인 두 개의 공정이 산 분해 장치에서 동시에 실현될 수 있어서, 희토류 정광의 산 분해 반응 기간을 상당히 단축시킬 수 있다. 또한, 산 분해 공정에서, 내부 재료의 점도가 크게 변하고, 즉, 내부 재료가, 유체 상태로부터 반건조 상태로 점진적으로 변화하여, 최종적으로 건조되어, 클링커를 취득하게 된다. 산 분해 장치는 상술한 재료들의 특성 변화에 효과적으로 대처할 수 있다. 또한, 교반 프로펠러가 산 분해 장치 내에 배치되어 산 분해 반응의 진행을 촉진시키고, 가열 장치가 산 분해 장치의 외벽 상에 배치되어 산 분해 반응에 적합한 온도를 제공한다. 산 분해 공정 전체의 온도가 낮게 유지되므로, 토륨이 슬래그 내에 존재함으로 인한 방사능 오염과 토륨 폐기물의 발생을 방지할 수 있으며, 또한, 농축 황산의 분해에서 황 함유 가스가 생성되는 것을 방지하므로, 제2 불소 함유 가스를 재순환시킬 수 있다. 산 분해 공정에서, 희토류 농축물 내의 토륨은, 침출 동안 침출된 슬러리에 진입하는 토륨산염으로 된다. 따라서 환경에 대한 방사능 위험을 피하도록 토륨을 재순환시킬 수 있다. 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 추가로 수행하고, 취득된 침출된 슬래그를 다시 산 분해 공정으로 재순환시킬 수 있으며, 이에 따라 토륨 회수율 및 REO 분해율을 더 개선할 수 있다. 따라서, 본 방법은 원료의 폭넓은 적응성, 낮은 에너지 소비, 및 지속적인 생산의 이점을 갖는다. 동시에, 토륨을 효과적으로 회수할 수 있으며, 희토류 정광의 분해율을 현저히 개선할 수 있으며, 예를 들어 REO 분해율은 96%에 도달할 수 있다.
또한, 본 개시 내용의 상술한 실시예들에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법은 다음에 따르는 추가적인 기술적 특징을 더 가질 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하기 전에, 방법은, (5) 희토류 정광을 볼-밀링 처리하여 희토류 정광 입자들을 취득하는 단계; 및 (6) 희토류 정광 입자들을 시빙(sieve)하여 오버사이즈 재료와 언더사이즈 재료를 취득하고, 오버사이즈 재료를 볼-밀링으로 재순환시키고 언더사이즈 재료와 농축 황산을 혼합하는 단계를 더 포함한다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 희토류 정광을 처리하는 방법과 시스템은, (7) 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스를 분사 액체로 분사하여 불소 함유 슬러리를 취득하는 단계를 더 포함한다. 따라서, 불소 함유 가스를 회수할 수 있고, 배기 가스에 의해 유발되는 환경 오염을 피한다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (1)에서, 희토류 정광은 80메시 내지 320메시의 입자 직경을 갖는다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (1)에서, 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는 1 : (1.2 내지 1.5) 범위에 있다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (1)에서, 혼합은 5분 내지 15분 범위의 기간 동안 30℃ 이하의 온도에서 수행된다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (1)에서, 농축 황산은 93wt% 이상의 질량 농도를 갖는다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (2)에서, 산 분해는 1시간 내지 4시간 범위의 기간 동안 150℃ 내지 300℃ 범위의 온도에서 수행된다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (2)에서, 액체 개시제는 산업용수와 후속 공정으로부터의 여과액 중에서 선택되는 하나 이상이다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (3)에서, 침출 기간은 0.5h 내지 1h 범위에 있다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (3)에서, 물 대 클링커의 질량비는 (8 내지 12) : 1 범위에 있다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 단계 (7)에서, 분사 액체는 물과 알칼리성 액체 중에서 선택되는 하나 이상이다. 따라서, 불소 함유 가스의 회수율을 개선하는 것이 유리하다.
다른 일 양태에서, 본 개시 내용은, 실시예들에서 전술한 바와 같이 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 제공하며, 이 시스템은,
희토류 정광 유입구, 농축 황산 유입구, 혼합된 슬러리 유출구, 및 제1 불소 함유 가스 유출구를 갖는 혼합 장치로서, 혼합 장치 내에 교반기가 배치되고, 혼합 장치의 외벽 상에 수냉식 자켓이 배치된, 혼합 장치;
혼합된 슬러리 유입구, 액체 개시제 유입구, 클링커 유출구, 및 제2 불소 함유 가스 유출구를 갖는 산 분해 장치로서, 혼합된 슬러리 유입구는 혼합된 슬러리 유출구에 연결되고, 산 분해 장치 내에 교반 프로펠러가 배치되고, 산 분해 장치의 외벽 상에 가열 장치가 배치된, 산 분해 장치;
클링커 유입구, 물 유입구, 및 침출된 슬러리 유출구를 갖는 침출 장치로서, 클링커 유입구가 클링커 유출구에 연결된, 침출 장치; 및
침출된 슬러리 유입구, 여과액 유출구, 및 침출된 슬래그 유출구를 갖는 고체-액체 분리기를 포함하고, 침출된 슬러리 유입구가 침출된 슬러리 유출구에 연결되고, 침출된 슬래그 유출구가 산 분해 장치에 연결된다.
본 개시 내용의 실시예들에 따라 희토류 정광을 처리하기 위한 시스템에 의하면, 혼합 장치 내에 교반기를 배치함으로써, 희토류 농축물이 농축 황산에 의해 충분히 침투되도록 희토류 정광 및 농축 황산을 신속하고 강제적으로 혼합할 수 있어서, 후속 산 분해 공정에서 응집이 발생하는 것을 방지하고 산 분해 공정의 물질 전달에 유리한 조건을 제공할 수 있다. 또한, 혼합 장치 내부의 온도가 일정한 범위로 유지되도록 수냉식 자켓이 혼합 장치의 외벽을 둘러싸서 혼합 장치를 순환수로 냉각시키며, 이 경우, 희토류 정광이 고온에서 분해되는 것을 피할 수 있으므로, 토륨 회수를 실현할 수 있다. 본 개시 내용에서, 에이징과 하소인 두 개의 공정이 산 분해 장치에서 동시에 실현될 수 있어서, 희토류 정광의 산 분해 반응 기간을 상당히 단축시킬 수 있다. 또한, 산 분해 공정에서, 내부 재료의 점도가 크게 변하고, 즉, 내부 재료가, 유체 상태로부터 반건조 상태로 점진적으로 변화하여, 최종적으로 건조되어, 클링커를 취득하게 된다. 산 분해 장치는 상술한 재료들의 특성 변화에 효과적으로 대처할 수 있다. 또한, 교반 프로펠러가 산 분해 장치 내에 배치되어 산 분해 반응의 진행을 촉진시키고, 가열 장치가 산 분해 장치의 외벽 상에 배치되어 산 분해 반응에 적합한 온도를 제공한다. 산 분해 공정 전체의 온도가 낮게 유지되므로, 토륨이 슬래그 내에 존재함으로 인한 방사능 오염과 토륨 폐기물의 발생을 방지할 수 있으며, 또한, 농축 황산의 분해에서 황 함유 가스가 생성되는 것을 방지하므로, 제2 불소 함유 가스를 재순환시킬 수 있다. 산 분해 공정에서, 희토류 농축물 내의 토륨은, 침출 동안 침출된 슬러리에 진입하는 토륨산염으로 된다. 따라서 환경에 대한 방사능 위험을 피하도록 토륨을 재순환시킬 수 있다. 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 추가로 수행하고, 취득된 침출된 슬래그를 다시 산 분해 공정으로 재순환시킬 수 있으며, 이에 따라 토륨 회수율 및 REO 분해율을 더 개선할 수 있다. 따라서, 본 시스템은 원료의 폭넓은 적응성, 낮은 에너지 소비, 및 지속적인 생산의 이점을 갖는다. 동시에, 토륨을 효과적으로 회수할 수 있으며, 희토류 정광의 분해율을 현저히 개선할 수 있으며, 예를 들어 REO 분해율은 96%에 도달할 수 있다.
또한, 본 개시 내용의 상술한 실시예들에 따라 희토류 정광을 처리하기 위한 시스템은 다음에 따르는 추가적인 기술적 특징을 더 가질 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 시스템은, 희토류 정광 유입구와 희토류 정광 입자 유출구를 갖는 볼-밀링 장치; 및 희토류 정광 입자 유입구, 오버사이즈 재료 유출구, 및 언더사이즈 재료 유출구를 갖는 시빙 장치를 더 포함하고, 희토류 정광 입자 유입구는 희토류 정광 입자 유출구에 연결되고, 오버사이즈 재료 유출구는 볼 밀 장치에 연결되고, 언더사이즈 재료 유출구는 희토류 정광 유입구에 연결된다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 시스템은, 불소 함유 가스 유입구, 분사 액체 유입구, 및 불소 함유 슬러리 유출구를 갖는 가스 처리 장치를 더 포함하고, 불소 함유 가스 유입구는 제1 불소 함유 가스 유출구와 제2 불소 함유 가스 유출구 모두에 연결된다. 따라서, 불소 함유 가스를 회수할 수 있고, 배기 가스에 의한 환경 오염을 피한다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 혼합 장치에서, 희토류 정광 유입구, 농축 황산 유입구, 및 제1 불소 함유 가스 유출구는 교반기 위에 독립적으로 위치하고, 혼합된 슬러리 유출구는 교반기 아래에 위치한다. 따라서, 혼합된 슬러리는 개선된 품질을 가질 수 있고, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 일부 실시예에서, 산 분해 장치에서, 혼합된 슬러리 유입구와 제2 불소 함유 가스 유출구는 산 분해 장치의 상측 부분에 독립적으로 위치하고, 클링커 유출구는 산 분해 장치의 하측 부분에 위치한다. 따라서, 이것은 산 분해 반응에 유리하고, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 실시예들의 추가 양태 및 이점은, 다음에 따르는 설명에서 부분적으로 주어지거나 다음에 따르는 설명으로부터 부분적으로 명백해지거나, 또는 본 개시 내용의 실시예들의 실시로부터 학습될 것이다.
본 개시 내용의 실시예들의 이들 양태와 이점 및 다른 양태와 이점은, 도면을 참조하여 이루어진 다음에 따르는 설명으로부터 명백할 것이며 더욱 쉽게 이해될 것이다.
도 1은 본 개시 내용의 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 도시하는 흐름도이다.
도 2는 본 개시 내용의 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 도시하는 흐름도이다.
도 3은 본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 도시하는 흐름도이다.
도 4는 본 개시 내용의 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 도시하는 개략도이다.
도 5는 본 개시 내용의 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 도시하는 개략도이다.
도 6은 본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 도시하는 개략도이다.
도 1은 본 개시 내용의 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 도시하는 흐름도이다.
도 2는 본 개시 내용의 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 도시하는 흐름도이다.
도 3은 본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 도시하는 흐름도이다.
도 4는 본 개시 내용의 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 도시하는 개략도이다.
도 5는 본 개시 내용의 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 도시하는 개략도이다.
도 6은 본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템을 도시하는 개략도이다.
본 개시 내용의 실시예들을 상세히 설명할 것이다. 동일하거나 유사한 요소 및 동일하거나 유사한 기능을 갖는 요소는 명세서 전체에 걸쳐 동일한 참조 번호로 표시한다. 도면을 참조하여 본원에서 설명하는 실시예들은, 설명하기 위한 것이고, 예시적이며, 본 개시 내용을 일반적으로 이해하는 데 사용된다. 실시예들은 본 개시 내용을 제한하는 것으로 해석해서는 안 된다.
상세한 설명에서, "중앙", "길이 방향", "측방향", "길이", "폭", "두께", "상측", "하측", "전방", "후방", "좌측", "우측", "수직", "수평", "최상부", "최하부", "내부", "외부", "시계방향", "반시계방향", "축방향", "반경 방향", 및 "원주 방향" 등의 용어들은, 설명하는 바와 같거나 설명에 해당하는 도면에 도시된 바와 같은 배향을 가리키는 것으로 해석되어야 함을 이해해야 한다. 이러한 상대적인 용어들은, 설명의 편의를 위한 것이며, 본 개시 내용이 특정한 배향으로 구성 또는 동작될 것을 요구하지 않으며, 따라서 본 개시 내용을 제한하는 것으로 해석되지 않아야 한다.
또한, "제1" 및 "제2"와 같은 용어들은, 본원에서 설명의 목적으로 사용되며, 상대적 중요성이나 의의를 나타내거나 암시하려는 것이 아니며, 또는 언급되는 기술적 특징의 양을 암시적으로 나타내려는 것이 아니다. 따라서, 제1" 및 "제2"로 정의되는 특징은 이러한 특징을 하나 이상 포함할 수 있다. 본 개시 내용의 설명에서, "복수의"라는 것은. 달리 명시되지 않는 한 이러한 특징의 두 개 이상을 의미한다.
본 개시 내용에서, 달리 특정 또는 제한하지 않는 한, "장착된", "연결된", "결합된", "고정된" 등의 용어들은, 널리 사용되며, 예를 들어, 고정된 연결, 분리가능한 연결, 또는 일체형 연결일 수 있으며, 또한, 기계적 또는 전기적 연결일 수 있으며, 또한, 직접적 연결 또는 간섭 구조를 통한 간접적 연결일 수 있고, 또한, 두 개의 요소의 내부 통신일 수 있으며, 이것은 통상의 기술자가 특정 상황에 따라 이해할 수 있다.
본 개시 내용에서, 달리 특정 또는 제한하지 않는 한, 제1 특징부가 제2 특징부 "상에" 또는 "밑에" 있는 구조는, 제1 특징부가 제2 특징부와 직접 접촉하는 일 실시예를 포함할 수 있고, 또한, 제1 특징부와 제2 특징부가 서로 직접 접촉하지는 않지만 이들 사이에 형성된 추가 특징부를 통해 접촉하는 일 실시예를 포함할 수 있다. 또한, 제2 특징부 "상에", "위에", 또는 "상부에"(on top of) 있는 제1 특징부는, 제1 특징부가 제2 특징부 "상에", "위에", 또는 "상부에" 바로 있거나 비스듬하게 있는 일 실시예를 포함할 수 있고, 또는 단순히 제1 특징부가 제2 특징부의 높이보다 높은 높이에 있음을 의미할 수 있는 한편, 제2 특징부 "밑에", "아래에", 또는 "하부에"(on bottom of) 있는 제1 특징부는, 제1 특징부가 제2 특징부 "밑에", "아래에", 또는 "하부에" 바로 있거나 비스듬하게 있는 일 실시예를 포함할 수 있고, 또는 단순히 제1 특징부가 제2 특징부의 높이보다 낮은 높이에 있음을 의미할 수 있다.
일 양태에서, 본 개시 내용은 실시예들에서 희토류 정광을 처리하는 방법을 제공한다. 도 1을 참조해 보면, 이러한 방법이 다음에 따르는 단계들을 포함하고 있다.
단계(S100)에서는, 희토류 정광과 농축 황산을 혼합한다.
이 단계에서는, 희토류 정광을 농축 황산과 혼합하여 혼합 슬러리 및 제1 불소 함유 가스를 취득한다. 구체적으로, 희토류 정광과 농축 황산을 혼합 장치에서 혼합하고, 농축 황산을 혼합 및 교반하는 동안 소량의 CO2, HF, 및 SiF4를 함유하는 가스가 생성된다. CO2와 HF는 희토류 정광의 탄산염과 농축 황산 간의 반응으로부터 발생하는 것이다. 또한, 일부 고체 먼지가 제1 불소 함유 가스 내에 동반된다. 구체적으로, 적절한 입자 직경을 갖는 희토류 정광을, 정량 공급기를 통해 혼합 장치에 첨가하고 계량된 농축 황산과 소정의 비율로 혼합한다. 소정의 기간 동안 교반한 후, 혼합 슬러리가 형성되고, 이 기간 동안 냉각을 위해 순환수를 사용하여 혼합 장치 내의 온도를 적절한 범위 내로 제어한다. 혼합 장치에 교반기를 배치함으로써, 희토류 정광과 농축 황산을 신속하고 강제적으로 혼합할 수 있고, 이때 희토류 농축물이 농축 황산에 의해 충분히 침투되어, 후속 산 분해 공정에서 응집이 발생하는 것을 방지하고 산 분해 공정의 물질 전달에 유리한 조건을 제공한다는 점이 밝혀졌다. 또한, 수냉식 자켓은, 혼합 장치 상에 배치되고, 혼합 장치 내부의 온도가 일정한 범위로 유지되도록 순환수로 냉각 장치를 냉각한다. 상술한 희토류 정광은 바스트네사이트 광석(또는 탄화불소 세륨 희토류 광석) 또는 바오토우 혼합 광석(바스트네사이트 및 모나자이트)일 수 있다는 점에 주목해야 한다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 희토류 정광의 입자 직경은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시 양태에서, 희토류 정광은 80메시 내지 320메시 범위의 입자 직경을 가질 수 있다. 희토류 정광의 입자 직경이 매우 크면, 희토류 정광과 농축 황산 간의 반응이 발생하기 쉽지 않다고 밝혀졌다. 작은 입자 직경은 희토류 정광과 농축 황산 간의 접촉 면적을 증가시킬 수 있지만, 입자 직경이 매우 작으면, 반응이 매우 강하여 제어가 불가능해져, 밀링에 과도한 에너지를 소비할 수 있고 희토류 정광의 분해율도 감소될 수 있다. 따라서, 본 개시 내용의 일 실시예에 따른 희토류 정광의 입자 직경은 희토류 정광의 분해율을 상당히 증가시킬 수 있고 동시에 에너지를 절약할 수 있다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시 양태에서, 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는 1 : (1.2 내지 1.5)의 범위에 있다. 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비가 매우 크면, 희토류 정광과 농축 황산 간의 반응이 불충분하여, 희토류 정광의 분해율이 낮아지고 희토류 정광으로부터 토륨을 분리하는 데 어려움이 있으며, 이 경우, 토륨은 침출된 슬래그 내에 풍부하여 방사능 슬래그를 형성하는 것으로 밝혀졌다. 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비가 매우 작으면, 농축 황산이 과도하게 소비되고, 혼합 시간이 길어지고, 후속 공정에서의 잔류 산이 많다. 따라서, 본 개시 내용에 의해 제공되는 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는, 희토류 정광의 분해율을 추가로 증가시킬 수 있으며, 동시에 혼합율을 증가시키고 에너지를 절약할 수 있다.
본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에서, 혼합 조건은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 혼합은 5분 내지 15분 범위의 기간 동안 30℃ 이하의 온도에서 수행된다. 혼합 온도가 매우 높으면, 희토류 정광이 농축 황산과 국부적으로 미리 반응하여, 혼합 효과가 불량하다고 밝혀졌다. 희토류 정광이 농축 황산과 완전히 접촉하는 조건에 도달하기에 혼합 시간이 매우 짧으면, 물질 전달에 부정적인 영향을 미친다. 따라서, 혼합 온도가 매우 높고 혼합 시간이 매우 길거나 매우 짧으면, 희토류 원소의 산화물의 분해율이 감소된다.
본 개시 내용의 추가 실시예에서, 농축 황산의 질량 농도는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 농축 황산의 질량 농도는 93중량% 이상이다. 농축 황산의 질량 농도는, 희토류 정광의 침투 효율을 현저히 개선할 수 있고, 동시에 혼합 슬러리의 품질을 개선할 수 있어서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 증가시킬 수 있는 것으로 밝혀졌다.
단계(S200)에서는, 산 분해를 위해 혼합 슬러리와 액체 개시제를 혼합한다.
이 단계에서는, 산에 의한 분해를 위해 혼합 슬러리와 액체 개시제를 혼합하여 클링커 및 제2 불소 함유 가스를 취득한다. 구체적으로, 혼합 슬러리를 혼합 장치의 혼합 슬러리 유출구를 통해 산 분해 장치에 첨가하고, 액체 개시제 유입구의 밸브를 개방한다. 혼합 슬러리 내의 농축 황산을 희석하여 열을 방출하고, 산 분해 장치 내부의 온도를 보조 가열 장치에 의해 조절하여, 산 분해 장치에서 완전히 산 분해 반응을 수행하여 벌크 클링커를 형성한다. 에이징과 하소인 두 개의 공정을 산 분해 장치에서 동시에 실현할 수 있으므로, 희토류 정광의 산 분해 반응 기간을 상당히 단축할 수 있는 것으로 밝혀졌다. 또한, 산 분해 공정에서는, 내부 재료의 점도가 크게 변하고, 즉, 내부 재료가 유체 상태로부터 반건조 상태로 점진적으로 변화하여, 최종적으로 건조되어, 클링커를 취득하게 된다. 산 분해 장치는 상술한 재료의 특성 변화에 효과적으로 대처할 수 있다. 또한, 산 분해 장치에 교반 프로펠러가 배치되어 산 분해 반응의 진행을 촉진시키고, 산 분해 장치의 외벽 상에 가열 장치가 배치되어 산 분해 반응에 적절한 온도를 제공한다. 산 분해 공정 전체의 온도가 낮게 유지되므로, 농축 황산의 분해로 인한 황 함유 가스의 발생을 방지할 수 있고, 이에 따라 제2 불소 함유 가스를 재순환시킬 수 있다. 동시에, 토륨이 슬래그 내에 존재함으로 인해 방사능 오염과 토륨 폐기물을 야기할 수 있는 것을 방지한다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 산 분해 조건은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 산 분해는 150℃ 내지 300℃ 범위의 온도에서 1시간 내지 4시간의 기간 동안 수행된다. 산 분해 온도가 매우 높으면, 농축 황산이 분해되어 황산 함유 가스를 생성하게 되고, 동시에 토륨을 클링커로부터 용액 내로 침출하기 어려울 수 있고, 토륨이 침출된 슬래그 내에 남아서 방사능 고체 폐기물을 형성할 수 있는 것으로 밝혀졌다. 산 분해 온도가 매우 낮거나 산 분해 기간이 매우 짧으면, 희토류 원소의 산화물의 분해율이 낮다. 산 분해 기간이 매우 길면, 희토류 정광의 분해율은 소정의 정도에 도달한 후에는 더 이상 증가하지 않지만, 에너지 소비는 증가하고 공정 전체의 기간이 길어진다. 따라서, 본 개시 내용에 의해 제공되는 산 분해의 온도 및 기간은, 희토류 정광의 분해율을 현저하게 증가시킬 수 있고, 동시에 토륨의 침출율을 증가시키고 에너지를 절약할 수 있다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 액체 개시제의 유형은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 액체 개시제는 후속 공정으로부터의 여과액과 산업용수 중에서 선택되는 하나 이상이다. 산 분해 반응을 수행하기 위해 소정의 온도에 도달해야 한다는 것이 밝혀졌다. 액체 개시제는, 희석 열이 외부 열원의 공급을 감소시키는 데 이용될 수 있도록, 농축 황산을 희석하여 열을 방출하여 혼합 슬러리의 온도를 증가시키고 산 분해 반응을 활성화하는 데 사용된다.
이 공정에서는, 희토류 정광과 농축 황산을 소정의 온도로 혼합 및 가열하고, 정광에 함유된 성분 REO, ThO2 등을 황산과 반응시켜 수용성 황산염을 형성한다. CaF2, Fe2O3 등도 황산염에 상이한 정도로 반응한다. 희토류 황산염, 토륨 황산염, 철 황산염 등이 수용액에 용해될 수 있다. 불소는, 하소된 배기 가스에서 HF 또는 SiF4의 형태로 존재하며, 증기가 존재하는 가운데 암모니아와 반응하여 고체 암모늄 바이플루오라이드(NH4HF2)를 형성할 수 있으며, 이러한 바이플루오라이드는 제품으로서 판매된다. (150℃ 내지 300℃에서) 이러한 공정 동안, 황산은 분해되지 않고 소량의 황산만이 증발된다. 연도 가스에는 HF, SiF4, 및 소량의 황산 미스트만이 존재하므로, 불소를 연도 가스로부터의 부산물로서 재순환시키기 위한 조건을 개선한다. 구체적으로, 예를 들어, 희토류 정광은 바스트네사이트와 모나자이트의 혼합 광석이며, 이 공정의 화학 반응은 다음과 같다.
(1) 바스트네사이트 광석의 산 분해의 주요 반응은 다음과 같다.
(2) 모나자이트는 다음과 같이 분해된다.
부반응은 다음과 같다.
단계(S300)에서는, 클링커를 물로 침출한다.
이 단계에서는, 침출을 위해 클링커를 물과 혼합하여, 침출된 슬러리를 취득한다. 구체적으로, 산 분해 장치 내의 벌크 클링커를 정량 스크류 컨베이어를 통해 클링커 유출구를 통해 침출 장치로 전달하고, 이어서 소정 비율의 물을 첨가하여 침출을 수행한다. 일정 기간 후, 침출된 슬러리가 형성된다. 산 분해 공정에서 토륨이 토륨산염으로 변환된 후, 토륨산염이 침출된 슬러리 내로 침출되는 것으로 밝혀졌다. 이를 바탕으로, 환경에 대한 방사능 위험을 피하도록 토륨을 재순환시킬 수 있다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 침출 조건은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 침출 온도는 환경 온도이고, 침출 기간은 0.5h 내지 1h의 범위에 있다. 침출 온도는 환경 온도이며, 클링커의 황산염이 가열 없이 물에 용해될 수 있으므로, 외부 열원을 피할 수 있는 것으로 밝혀졌다. 동시에, 적절한 침출 기간은 황산염의 완전한 용해를 보장할 수 있다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 물 대 클링커의 질량비는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 물 대 클링커의 질량비는 (8 내지 12) : 1 범위에 있다. 물 대 클링커의 질량비가 매우 작으면, 황산염이 과포화되어 결정화될 수 있고, 물 대 클링커의 질량비가 매우 크지 않아야 하며, 그렇지 않으면 시스템의 재료 유량이 매우 클 수 있어서, 후속 폐액 처리가 어려워질 수 있는 것으로 밝혀졌다.
단계(S400)에서는, 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 수행하고, 침출된 슬래그를 산 분해를 위해 단계 (2)로 다시 재순환시킨다.
이 단계에서는, 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 수행하여, 여과액과 침출된 슬래그를 취득하며, 침출된 슬래그를 산 분해를 위해 단계 (2)로 재순환시킨다. 구체적으로, 침출 장치로부터 취득된 침출된 슬러리를 고체-액체 분리를 위해 펌프에 의해 고체-액체 분리기로 전달하여, 여과액과 침출된 슬래그를 취득한다. 침출된 슬래그를 산 분해 장치에 정량적으로 일괄 복귀시키고, 여과액을 다음 추출 공정에 전달한다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 현저하게 개선할 수 있고, 동시에 토륨 회수율도 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 실시예들에 따라 희토류 정광을 처리하는 방법과 시스템에 의하면, 혼합 장치에 교반기를 배치함으로써, 농축 황산에 의해 희토류 정광이 충분히 침투되도록 희토류 정광과 농축 황산을 신속하고 강력하게 혼합할 수 있으므로, 후속 산 분해 공정에서 응집 발생을 방지할 수 있고 산 분해 공정의 물질 전달에 유리한 조건을 제공할 수 있다. 또한, 수냉식 자켓은 혼합 장치의 내부 온도가 일정한 범위로 유지되게끔 순환수로 혼합 장치를 냉각하도록 혼합 장치의 외벽을 둘러싸고 있고, 이 경우, 고온에서 희토류 광석의 분해를 피할 수 있어서 토륨 회수를 실현할 수 있다. 본 개시 내용에서는, 산 분해 장치에서 에이징과 하소인 두 개 공정을 동시에 실현할 수 있어서, 희토류 정광의 산 분해 반응 기간을 현저히 단축할 수 있다. 또한 산 분해 공정에서, 내부 재료의 점도가 크게 변화하는데, 즉, 내부 재료는 유체 상태로부터 반건조 상태로 점진적으로 변화하여 마침내 건조되어 클링커를 취득하게 된다. 산 분해 장치는 상술한 재료들의 특성 변화에 효과적으로 대처할 수 있다. 또한, 산 분해 반응의 진행을 촉진하도록 산 분해 장치에 교반 프로펠러를 배치하고, 산 분해 반응에 적절한 온도를 제공하기 위해 산 분해 장치의 외벽에 가열 장치를 배치한다. 산 분해 공정 전체의 온도가 낮게 유지되므로, 토륨이 슬래그 내에 존재함으로 인한 방사능 오염과 토륨 폐기의 발생을 방지할 수 있으며, 또한, 농축 황산의 분해로 인해 황 함유 가스가 생성되는 것을 방지할 수 있고, 이에 따라 제2 불소 함유 가스를 재순환시킬 수 있다. 산 분해 공정에서, 희토류 농축물의 토륨은 침출 중에 침출된 슬러리로 진입하는 토륨산염으로 된다. 따라서, 토륨은 환경에 대한 방사능 위험을 피하도록 재순환될 수 있다. 고체-액체 분리는 침출된 슬러리에 대하여 추가로 수행되며, 취득된 침출된 슬래그를 다시 산 분해 공정으로 재순환시킬 수 있으므로, 토륨 회수율과 REO 분해율을 더욱 개선할 수 있다. 따라서, 본 방법은 원료의 폭넓은 적응성, 낮은 에너지 소비, 및 지속적인 생산의 장점을 가지고 있다. 동시에, 토륨을 효과적으로 회수할 수 있으며, 희토류 정광의 분해율을 크게 개선할 수 있는데, 예를 들어 REO 분해율이 96%에 도달할 수 있다.
또한, 본 개시 내용의 일 실시예에서, 도 2에 도시된 바와 같이, 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하기 전에, 방법은 다음에 따르는 단계들을 추가로 포함한다.
단계(S500)에서는, 희토류 정광을 볼-밀링 처리한다.
이 단계에서는, 희토류 정광을 볼-밀링 처리하여 희토류 정광 입자들을 취득한다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 증가시키는 것이 유리하다.
단계(S600)에서는, 희토류 정광 입자들을 시빙하고, 오버사이즈 재료를 볼-밀링 처리하고, 언더사이즈 재료를 농축 황산과 혼합한다.
이 단계에서는, 전술한 바와 같이 취득된 희토류 정광 입자들을 시빙하여, 오버사이즈 재료와 언더사이즈 재료를 취득한다. 오버사이즈 재료는 볼-밀링으로 재순환되고, 언더사이즈 재료는 농축 황산과 혼합된다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 더 증가시킬 수 있다. 적절하지 않은 입자 크기를 갖는 시빙된 오버사이즈 재료는 볼-밀링 처리를 위한 볼-밀링 장치로 복귀되고, 이 공정의 원료 비용과 시간 비용은 현저히 감소될 수 있으며, 시빙된 언더사이즈 재료는 혼합 장치로 전달되고 농축 황산과 혼합되어, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 추가로 증가시킨다고 밝혀졌다. 구체적으로, 언더사이즈 재료는 80메시 내지 320메시 범위의 입자 직경을 갖는다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 도 3에 도시된 바와 같이, 전술한 바와 같은 방법과 시스템은 다음에 따르는 단계를 더 포함한다.
단계(S700)에서는, 제1 불소 함유 가스 및 제2 불소 함유 가스를 분사액으로 분사한다.
이 단계에서는, 제1 불소 함유 가스 및 제2 불소 함유 가스를 분사액으로 분사하여 불소 함유 슬러리를 취득한다. 이를 기초로, 불소 함유 가스는 환경으로의 배기 가스의 오염을 피하도록 재순환될 수 있다. 혼합 장치와 산 분해 장치 모두는 온도 제어 장치를 가지므로, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스의 불순물이 현저히 감소되고, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스의 먼지 함량이 적다고 밝혀졌다. 따라서, 분사액은 불소 함유 가스에 직접 분사될 수 있고, 분사 처리 전에 먼지 제거 장치를 제공할 필요가 없다. 불소 함유 가스 및 그 내부의 먼지는 분사액에 용해될 수 있다. 여과 공정 후, 여과된 슬래그는 산 분해 장치로 복귀될 수 있고, 여과액은 플루오라이드를 제조하는 데 사용될 수 있다. 불소 함유 가스의 회수 및 이용을 실현하고 배기 가스가 환경으로 오염되는 것을 피하는 것이 유리하다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 분사액의 특정 유형은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 분사액은 물과 알칼리성 액체 중에서 선택되는 하나 이상이다. 구체적으로, 알칼리성 액체는 수산화암모늄일 수 있다. 따라서, 불소 함유 가스의 회수 및 이용을 실현하고 배기 가스가 환경으로 오염되는 것을 피하는 것이 유리하다.
다른 일 양태에서, 본 개시 내용은 실시예들에서 상술한 바와 같이 희토류 정광의 처리 방법을 수행하기 위한 시스템을 제공한다. 본 개시 내용의 일 실시예에서, 도 4에 도시된 바와 같이, 시스템은, 혼합 장치(100), 산 분해 장치(200), 침출 장치(300), 및 고체-액체 분리기(400)를 포함한다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 혼합 장치(100)는, 희토류 정광 유입구(101), 농축 황산 유입구(102), 혼합된 슬러리 유출구(103), 및 제1 불소 함유 가스 유출구(104)를 갖는다. 또한, 교반기(11)는 혼합 장치 내에 배치되고, 수냉식 자켓(12)은 혼합 장치의 외벽 상에 배치된다. 혼합 장치(100)는, 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하여 혼합된 슬러리 및 제1 불소 함유 가스를 취득하는 데 적합하다. 구체적으로, 희토류 정광과 농축 황산은 혼합 장치에서 혼합된다. 산과의 혼합 동안, CO2, HF, 및 SiF4를 함유하는 소량의 가스가 생성된다. CO2와 HF는 희토류 정광의 탄산염과 농축 황산 간의 반응에서 비롯된다. 또한, 일부 고체 먼지는 제1 불소 함유 가스 내에 동반된다. 구체적으로, 적절한 입자 직경을 갖는 희토류 정광은 정량 공급기를 통해 혼합 장치에 첨가되고 계량된 농축 황산과 소정의 비율로 혼합된다. 소정의 기간 동안 교반된 후, 혼합된 슬러리가 형성되고, 이 기간 동안 냉각을 위해 순환수를 사용하여 혼합 장치 내의 온도를 적절한 범위 내로 제어한다. 혼합 장치 내에 교반기를 배치함으로써, 희토류 정광이 농축 황산에 의해 충분히 침투되도록 희토류 정광과 농축 황산을 신속하고 강제적으로 혼합할 수 있어서, 후속 산 분해 공정에서 응집 발생을 방지할 수 있고 산 분해 공정의 물질 전달을 위한 유리한 조건을 제공할 수 있는 것으로 밝혀졌다. 또한, 수냉식 자켓은, 혼합 장치 내부의 온도가 일정한 범위로 유지되도록 혼합 장치 상에 배치되어 순환수로 혼합 장치를 냉각시킨다. 상술한 희토류 정광은 바스트네사이트 광석(탄화불소 세륨 희토류 광석) 또는 바오토우 혼합 광석(바스트네사이트 및 모나자이트)일 수 있다는 점에 주목해야 한다. 전술한 바와 같은 농축 황산은 계량된 양으로 혼합 장치 내로 펌핑될 수 있다. 혼합 장치 내의 교반기는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 예를 들어, 교반기는 이중층 교반 프로펠러일 수 있으며, 즉, 프로펠러의 상부층과 프로펠러의 하부층이 교반 샤프트 상에 배치되며, 희토류 정광과 농축 황산을 강하게 혼합하는 데 사용될 수 있다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 혼합 장치(100)에서, 희토류 정광 유입구(101), 농축 황산 유입구(102), 및 제1 불소 함유 가스 유출구(104)는 교반기(11) 위에 독립적으로 위치하고, 혼합된 슬러리 유출구(103)는 교반기(11) 아래에 위치한다. 따라서, 이것은 희토류 정광과 농축 황산 간의 반응의 흐름 이동에 유리하고, 전체 공정의 효율이 개선된다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 희토류 정광의 입자 직경은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 희토류 정광은 80메시 내지 320메시 범위의 입자 직경을 가질 수 있다. 희토류 정광의 입자 직경이 매우 크면, 희토류 정광과 농축 황산 간의 반응에 도움이 되지 않는 것으로 밝혀졌다. 작은 입자 직경은 희토류 정광과 농축 황산 간의 접촉 면적을 증가시킬 수 있지만, 입자 직경이 매우 작으면, 반응이 매우 강하여 제어가 불가능하여, 밀링에 과도한 에너지를 소비할 수 있고 희토류 정광의 분해율도 감소시킬 수 있다. 따라서, 본 개시 내용의 일 실시예에 따른 희토류 정광의 입자 직경은, 희토류 정광의 분해율을 상당히 증가시킬 수 있고 동시에 에너지를 절약할 수 있다.
본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에서, 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는 1 : (0.2 내지 1.5)의 범위에 있다. 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비가 매우 크면, 희토류 정광과 농축 황산 간의 반응이 불충분하여, 희토류 정광의 분해율이 감소되고, 희토류 정광으로부터 토륨을 분리하는 데 어려움이 있으며, 이 경우 토륨이 침출된 슬래그 내에 풍부하여 방사능 슬래그를 형성하는 것으로 밝혀졌다. 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비가 매우 작으면, 농축 황산이 과도하게 소비되고, 혼합 시간이 연장되며, 후속 공정에서의 잔류 산이 많다. 따라서, 본 개시 내용에 의해 제공되는 희토류 정광 대 농축 황산의 질량비는, 희토류 정광의 분해율을 추가로 증가시킬 수 있으며, 동시에 혼합율을 증가시키고 에너지를 절약할 수 있다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 흔한 조건은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 혼합은 5분 내지 15분 범위의 기간 동안 30℃ 이하의 온도에서 수행된다. 혼합 온도가 매우 높으면, 희토류 정광이 농축 황산과 미리 국부적으로 반응하여, 혼합 효과가 불량한 것으로 밝혀졌다. 희토류 정광이 농축 황산과 완전히 접촉하는 조건에 도달하기에 혼합 시간이 매우 짧으면, 물질 전달에 부정적인 영향을 미친다. 따라서, 혼합 온도가 매우 높고 혼합 시간이 매우 길거나 매우 짧으면, 희토류 원소의 산화물의 분해율이 감소된다.
본 개시 내용의 추가 실시예에서, 농축 황산의 질량 농도는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 농축 황산의 질량 농도는 93중량% 이상이다. 농축 황산의 질량 농도는, 희토류 정광의 침투 효율을 현저히 개선할 수 있고, 동시에 혼합된 슬러리의 품질을 개선하여 희토류 원소의 산화물의 분해율을 증가시키는 것으로 밝혀졌다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 산 분해 장치(200)는, 혼합된 슬러리 유입구(201), 액체 개시제 유입구(202), 클링커 유출구(203), 및 제2 불소 함유 가스 유출구(204)를 갖는다. 혼합된 슬러리 유입구(201)는 혼합된 슬러리 유출구(103)에 연결된다. 교반 프로펠러(21)는 산 분해 장치(200) 내에 배치되고, 가열 장치(22)는 산 분해 장치의 외벽 상에 배치된다. 산 분해 장치(200)는, 클링커 및 제2 불소 함유 가스를 취득하도록 산 분해를 위해 혼합된 슬러리와 액체 개시제를 혼합하는 데 적합하다. 구체적으로, 혼합된 슬러리는 혼합 장치의 혼합된 슬러리 유출구를 통해 산 분해 장치에 첨가되고, 액체 개시제 유입구의 밸브가 동시에 개방된다. 혼합된 슬러리 중의 농축 황산을 희석하여 열을 방출하고, 산 분해 장치 내부의 온도를 보조 가열 장치에 의해 조절하여, 산 분해 장치에서 산 분해 반응을 완전히 수행하여 벌크 클링커를 형성한다. 에이징과 하소인 두 개의 공정은 산 분해 장치에서 동시에 실현될 수 있으며, 따라서 희토류 정광의 산 분해 반응 기간을 상당히 단축시킬 수 있는 것으로 밝혀졌다. 또한, 산 분해 공정에서는, 내부 재료의 점도가 크게 변하고, 즉, 내부 재료가 유체 상태로부터 반건조 상태로 점진적으로 변화하여 최종적으로 건조되어, 클링커를 취득하게 된다. 산 분해 장치는 상술한 재료의 특성 변화에 효과적으로 대처할 수 있다. 또한, 교반 프로펠러는 산 분해 반응의 진행을 촉진하도록 산 분해 장치 내에 배치되고, 가열 장치는 산 분해 장치의 외벽 상에 배치되어 산 분해 반응에 적합한 온도를 제공한다. 산 분해 공정 전체의 온도가 낮게 유지되므로, 농축 황산의 분해로 인한 황 함유 가스의 발생을 방지할 수 있으며, 이에 따라 제2 불소 함유 가스를 재순환시킬 수 있다. 동시에, 슬래그 내에 토륨이 존재함으로 인해 방사능 오염과 토륨 폐기물을 유발하는 것을 방지할 수 있다. 전술한 바와 같은 산 분해 장치는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있으며, 예를 들어, 수평 반응기일 수 있다는 점에 주목해야 한다. 교반 프로펠러는 상이한 회전 속도를 갖는 두 개의 교반 패들을 갖는 나선형 이축 프로펠러일 수 있고, 하나의 패들이 평행하게 배치된 두 개의 샤프트 중 하나 상에 배치된다. 가열 장치는 전기 가열 또는 증기 가열의 가열 방식을 가질 수 있다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 산 분해 장치(200)에서, 혼합된 슬러리 유입구(201)와 제2 불소 함유 가스 유출구(204)는 산 분해 장치(200)의 상측 부분에 독립적으로 위치하고, 클링커 유출구(203)는 산 분해 장치(200)의 하측 부분에 위치한다. 따라서, 이것은 산 분해 장치에서 산 분해 반응의 흐름 이동에 유리하고, 전체 공정의 효율이 개선된다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 산 분해 조건은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 산 분해는 150℃ 내지 300℃ 범위의 온도에서 1시간 내지 4시간의 기간 동안 수행된다. 산 분해 온도가 매우 높으면, 농축 황산이 분해되어 황산 함유 가스를 생성하고, 동시에, 토륨을 클링커로부터 용액으로 침출하기 어려울 수 있고, 침출된 슬래그 내에 토륨이 남아서 방사능 고체 폐기물을 형성할 수 있는 것으로 밝혀졌다. 산 분해 온도가 매우 낮거나 산 분해 기간이 매우 짧은 경우, 희토류 원소의 산화물의 분해율이 느리다. 산 분해 기간이 매우 길면, 희토류 정광의 분해율은 소정의 정도에 도달한 후에 더 이상 증가하지 않지만, 에너지 소비가 증가하고 전체 공정의 기간이 연장된다. 따라서, 본 개시 내용에 의해 제공되는 산 분해의 온도와 기간은, 희토류 정광의 분해율을 현저하게 증가시킬 수 있고, 동시에 토륨의 침출율을 증가시킬 수 있고 에너지를 절약할 수 있다.
본 개시 내용의 또 다른 일 실시예에서, 액체 개시제의 유형은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 액체 개시제는 후속 공정으로부터의 산업용수와 산 폐기물 중에서 선택되는 하나 이상이다. 산 분해 반응을 수행하기 위해 소정의 온도에 도달해야 한다는 것이 밝혀졌다. 액체 개시제는, 희석 열이 외부 열원의 공급을 감소시키는 데 이용될 수 있도록 농축 황산을 희석하여 열을 방출하여 혼합된 슬러리의 온도를 증가시키고 산 분해 반응을 활성화하는 데 사용된다.
이 공정에서는, 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하고 소정의 온도로 가열하고, 정광에 함유된 성분 REO, ThO2 등을 황산과 반응시켜 수용성 황산염을 형성한다. CaF2, Fe2O3 등도 황산염에 상이한 정도로 반응한다. 희토류 황산염, 토륨 황산염, 철 황산염 등이 수용액에 용해될 수 있다. 불소는, 하소된 배기 가스에서 HF 또는 SiF4의 형태로 존재하며, 증기가 존재하는 가운데 암모니아와 반응하여 고체 암모늄 바이플루오라이드(NH4HF2)를 형성할 수 있으며, 이러한 바이플루오라이드는 제품으로서 판매된다. (150℃ 내지 300℃에서) 이러한 공정 동안, 황산은 분해되지 않고 소량의 황산만이 증발된다. 연도 가스에는 HF, SiF4, 및 소량의 황산 미스트만이 존재하므로, 불소를 연도 가스로부터의 부산물로서 재순환시키기 위한 조건을 개선한다.
(1) 바스트네사이트 정광의 산 분해의 주요 반응은 다음과 같다.
(2) 모나자이트는 다음과 같이 분해된다.
부반응은 다음과 같다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 침출 장치(300)는, 클링커 유입구(301), 물 유입구(302), 및 침출된 슬러리 유출구(303)를 갖는다. 클링커 유입구(301)는 클링커 유출구(203)에 연결된다. 침출 장치(300)는 침출된 슬러리를 취득하도록 클링커를 침출용 물과 혼합하는 데 적합하다. 구체적으로, 산 분해 장치 내의 벌크 클링커는, 정량 스크류 컨베이어를 거쳐 클링커 유출구를 통하여 침출 장치로 전달되고, 이어서 침출을 수행하도록 소정 비율의 물이 첨가된다. 일정 기간 후, 침출된 슬러리가 형성된다. 산 분해 공정에서 토륨이 토륨산염으로 변환된 후, 토륨산염이 침출된 슬러리로 침출되는 것으로 밝혀졌다. 이를 바탕으로, 환경에 대한 방사능 위험을 피하도록 토륨을 재순환시킬 수 있다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 침출 조건은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 침출 온도는 환경 온도이고, 침출 기간은 0.5h 내지 1h의 범위에 있다. 침출 온도는 환경 온도이며, 클링커 내의 황산염이 가열 없이 물에 용해될 수 있으므로, 외부 열원을 피할 수 있는 것으로 밝혀졌다. 동시에, 적절한 침출 기간은 황산염의 완전한 용해를 보장할 수 있다.
본 개시 내용의 다른 일 실시예에서, 물 대 클링커의 질량비는, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 물 대 클링커의 질량비는 (8 내지 12) : 1 범위에 있다. 물 대 클링커의 질량비가 매우 작으면, 황산염이 과포화되어 결정화될 수 있고, 물 대 클링커의 질량비가 매우 크지 않아야 하며, 그렇지 않으면 시스템의 재료 유량이 너무 많을 수 있어서, 후속 폐액의 처리가 어려워질 수 있는 것으로 밝혀졌다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 고체-액체 분리기(400)는, 침출된 슬러리 유입구(401), 여과액 유출구(402), 및 침출된 슬래그 유출구(403)를 갖는다. 침출된 슬러리 유입구(401)는 침출된 슬러리 유출구(303)에 연결되고, 침출된 슬래그 유출구(403)는 산 분해 장치(200)에 연결된다. 고체-액체 분리기(400)는, 여과액과 침출된 슬래그를 취득하고 산 분해를 위해 침출된 슬래그를 산 분해 장치로 재순환시키도록 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 수행하는 데 적합하다. 구체적으로, 침출 장치로부터 취득된 침출된 슬러리는, 고체-액체 분리를 위해 펌프에 의해 고체-액체 분리기로 전달되어, 여과액과 침출된 슬래그를 취득하게 된다. 침출된 슬래그는 산 분해 장치로 정량적으로 일괄 복귀되고, 여과액은 다음 추출 공정으로 전달된다. 따라서, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 현저하게 개선할 수 있고, 동시에 토륨 회수율을 개선할 수 있다.
본 개시 내용의 실시예들에 따라 희토류 정광을 처리하는 시스템에 의하면, 교반기를 혼합 장치 내에 배치함으로써, 희토류 정광이 농축 황산에 의해 충분히 침투되도록 희토류 정광과 농축 황산을 신속하고 강력하게 혼합할 수 있어서, 후속 산 분해 공정에서 응집이 발생하는 것을 방지할 수 있고 산 분해 공정의 물질 전달에 유리한 조건을 제공할 수 있다. 또한, 수냉식 자켓은, 혼합 장치의 외벽 상에 배치되어 혼합 장치 내부의 온도가 일정한 범위에서 유지되도록 순환수로 혼합 장치를 냉각하고, 이 경우, 고온에서 희토류 정광의 분해를 피할 수 있어서, 토륨 회수를 실현할 수 있다. 본 개시 내용에서는, 에이징과 하소인 두 개의 공정을 산 분해 장치에서 동시에 실현할 수 있어서, 희토류 정광의 산 분해 반응 기간을 현저히 단축할 수 있다. 또한 산 분해 공정에서, 내부 재료의 점도가 크게 변화하는데, 즉, 내부 재료가 유체 상태로부터 반건조 상태로 점차 변화하여 마침내 건조되어, 클링커를 취득하게 된다. 산 분해 장치는 상술한 재료의 특성 변화에 효과적으로 대처할 수 있다. 또한, 산 분해 장치에 교반 프로펠러가 배치되어 산 분해 반응의 진행을 촉진시키고, 산 분해 장치의 외벽 상에 가열 장치가 배치되어 산 분해 반응에 적절한 온도를 제공한다. 산 분해 공정 전체의 온도가 낮게 유지되므로, 토륨이 슬래그 내에 존재함으로 인한 방사능 오염과 토륨 폐기물의 발생을 방지할 수 있고, 또한, 농축 황산의 분해로 인해 황 함유 가스가 생성되는 것을 방지할 수 있고, 이에 따라 제2 불소 함유 가스를 재순환시킬 수 있다. 산 분해 공정에서, 희토류 농축물 내의 토륨은, 침출 중에 침출된 슬러리로 진입하는 토륨산염이 된다. 따라서 토륨은 환경에 대한 방사능 위험을 피하도록 재순환될 수 있다. 고체-액체 분리는 침출 슬러리에 대하여 추가로 수행되며, 취득된 침출된 슬래그는 다시 산 분해 공정으로 재순환될 수 있으므로, 토륨 회수율과 REO 분해율을 더욱 개선할 수 있다. 따라서, 본 시스템은, 원료의 폭넓은 적응성, 낮은 에너지 소비, 및 지속적인 생산의 장점을 가지고 있다. 동시에, 토륨을 효과적으로 회수할 수 있으며, 희토류 정광의 분해율을 크게 개선할 수 있는데, 예를 들어, REO 분해율은 96%에 도달할 수 있다.
또한, 본 개시 내용의 일 실시예에서, 도 5에 도시된 바와 같이, 희토류 정광을 처리하는 시스템은 볼-밀링 장치(500) 및 시빙 장치(600)를 더 포함한다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 볼-밀링 장치(500)는, 희토류 정광 유입구(501) 및 희토류 정광 입자 유출구(502)를 갖고, 희토류 정광 입자들을 취득하도록 희토류 정광과 농축 황산이 혼합되기 전에 희토류 정광을 볼-밀링 처리하는 데 적합하며, 이에 따라 희토류 원소의 산화물의 분해율을 증가시킨다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 시빙 장치(600)는, 희토류 정광 입자 유입구(601), 오버사이즈 재료 유출구(602), 및 언더사이즈 재료 유출구(603)를 갖는다. 희토류 정광 입자 유입구(601)는 희토류 정광 입자 유출구(502)에 연결되고, 오버사이즈 재료 유출구(602)는 볼-밀링 장치(500)에 연결되며, 언더사이즈 재료 유출구(603)는 희토류 정광 유입구(101)에 연결된다. 시빙 장치(600)는, 오버사이즈 재료와 언더사이즈 재료를 취득하도록 전술한 바와 같이 취득된 희토류 정광 입자들을 시빙하는 데 적합하다. 오버사이즈 재료는 볼-밀링으로 재순환되고, 언더사이즈 재료는 농축 황산과 혼합된다. 적절하지 않은 입자 크기를 갖는 시빙된 오버사이즈 재료는 볼-밀링 처리를 위한 볼-밀링 장치로 복귀되고, 이 공정의 원료 비용과 시간 비용은 현저히 감소될 수 있으며, 시빙된 언더사이즈 재료는 혼합 장치로 전달되고 농축 황산과 혼합되어, 희토류 원소의 산화물의 분해율을 추가로 증가시킨다고 밝혀졌다. 시빙 장치의 언더사이즈 재료 유출구는 계량 장치에 의해 혼합 장치의 희토류 정광 유입구에 연결될 수 있다는 점을 이해해야 한다. 특히, 언더사이즈 재료는 80메시 내지 320메시 범위의 입자 직경을 갖는다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 도 6에 도시된 바와 같이, 희토류 정광을 처리하는 시스템은 가스 처리 장치(700)를 더 포함한다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 가스 처리 장치(700)는, 불소 함유 가스 유입구(701), 액체 분사 유입구(702), 및 불소 함유 슬러리 유출구(703)를 갖는다. 불소 함유 가스 유입구(701)는, 제1 불소 함유 가스 유출구(104)와 제2 불소 함유 가스 유출구(204) 모두에 연결되어 있다. 가스 처리 장치(700)는, 불소 함유 슬러리를 취득하도록 제1 불소 함유 가스 및 제2 불소 함유 가스에 분사 액체를 분사하는 데 적합하다. 혼합 장치와 산 분해 장치 모두는 온도 제어 장치를 갖고, 이에 따라 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스 내의 불순물이 현저히 감소되고, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스의 먼지 함량이 적은 것으로 밝혀졌다. 따라서, 분사 액체를 불소 함유 가스에 직접 분사할 수 있으며, 분사 처리 전에 먼지 제거 장치를 제공할 필요가 없다. 불소 함유 가스와 그 안에 있는 먼지는 분사 액체에 용해될 수 있다. 여과 공정을 거친 후, 여과된 슬래그는 산 분해 장치로 복귀될 수 있으며, 여과액은 플루오라이드를 제조하는 데 사용될 수 있다. 불소 함유 가스의 회수와 이용을 실현하고 환경으로의 배기 가스 오염을 피하는 것이 유익하다.
본 개시 내용의 일 실시예에서, 분사 액체의 특정 유형은, 특별히 제한되지 않으며, 실제 요구에 따라 통상의 기술자에 의해 선택될 수 있다. 본 개시 내용의 특정 실시예에서, 분사 액체는 최소한 물과 알칼리성 액체 중에서 선택되는 하나 이상이다. 구체적으로, 알칼리성 액체는 수산화암모늄일 수 있다. 따라서, 불소 함유 가스의 회수와 이용을 실현하고 환경으로의 배기 가스의 오염을 피하는 것이 유리하다.
본 개시 내용은, 예시적일 뿐 본 개시 내용을 제한하려는 의도가 아닌 특정 예들을 참조하여 설명되었다.
예 1
바스트네사이트 광석을 볼-밀링 장치에 의해 볼-밀링 처리하고 시빙 장치에 의해 시빙하여, 입자 직경이 80메시 내지 320메시인 바스트네사이트 입자들을 취득하였다. 바스트네사이트 입자들을 계량하고 미리 계량된 98wt% 농축 황산을 함유하는 혼합 장치에 첨가하였다. 농축 황산 대 바스트네사이트 입자들의 질량비는 1.4 : 1이었다. 혼합 장치를 냉각하기 위한 물을 순환시켜 혼합 장치 내의 온도를 30℃ 미만으로 유지하였다. 10분 동안 완전히 교반한 후, 혼합된 슬러리가 형성되었고 산이 균일하였으며, 동시에 제1 불소 함유 가스가 생성되었다. 이어서, 혼합된 슬러리를 혼합 장치의 혼합된 슬러리 유출구를 통해 배출하여 산 분해 장치에 첨가하였다. 액체 개시제(산업용수) 유입구의 밸브를 개방하고, 혼합된 슬러리 내의 농축 황산을 희석하여 열을 방출하였다. 산 분해 장치 내부의 온도를 보조 가열 장치에 의해 조절하였다. 혼합된 슬러리를, 120℃에서 30분간 교반한 후, 250℃에서 1시간 동안 산 분해 반응을 즉시 받게 하고, 이에 따라 벌크 클링커를 취득하고 동시에 제2 불소 함유 가스를 생성하였다. 벌크 클링커를 산 분해 장치의 클링커 유출구로부터 침출 장치로 정량적으로 공급하였다. 침출 장치에서는, 물 대 클링커의 8 : 1의 질량비로 물을 계량하고, 1시간 동안 기계적 교반을 이용하여 침출 탱크에 첨가하여, 침출된 슬러리를 형성하였다. 침출된 슬러리를 압입 및 필터링을 위해 플레이트 및 프레임 필터 프레스로 펌핑하였으며, 이에 따라 8wt%의 슬래그율을 갖는 침출된 슬래그와 여과액을 취득하였다. 침출된 슬래그의 화학적 조성을 분석하였고, 침출된 슬래그를 산 분해 장치에 정량적으로 일괄 복귀시켰으며, 침출액도 후속 추출 공정에 공급하였다.
이 예에서, RED(희토류 원소의 산화물)의 분해율은 95.18%이고, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스는 테일 가스 흡수 타워에 의해 회수되며, 이에 따라 불소를 재순환시켜 이용한다.
예 2
바스트네사이트 광석을 볼-밀링 장치에 의해 볼-밀링 처리하고 시빙 장치에 의해 시빙하여, 입자 직경이 80메시 내지 320메시인 바스트네사이트 입자들을 취득하였다. 바스트네사이트 입자들을 계량하고 미리 계량된 98wt% 농축 황산을 함유하는 혼합 장치에 첨가하였다. 농축 황산 대 바스트네사이트 입자들의 질량비는 1.5 : 1이었다. 혼합 장치를 냉각하기 위한 물을 순환시켜 혼합 장치 내의 온도를 30℃ 미만으로 유지하였다. 8분 동안 완전히 교반한 후, 혼합된 슬러리가 형성되었고 산이 균일하였으며, 동시에 제1 불소 함유 가스가 생성되었다. 이어서, 혼합된 슬러리를 혼합 장치의 혼합된 슬러리 유출구를 통해 배출하여 산 분해 장치에 첨가하였다. 액체 개시제(산 폐기물) 유입구의 밸브를 개방하고, 혼합된 슬러리 내의 농축 황산을 희석하여 열을 방출하였다. 산 분해 장치 내부의 온도를 보조 가열 장치에 의해 조절하였다. 혼합된 슬러리를, 130℃에서 30분간 교반한 후, 280℃에서 1시간 동안 산 분해 반응을 즉시 받게 하고, 이에 따라 벌크 클링커를 취득하고 동시에 제2 불소 함유 가스를 생성하였다. 벌크 클링커를 산 분해 장치의 클링커 유출구로부터 침출 장치로 정량적으로 공급하였다. 침출 장치에서는, 물 대 클링커의 10 : 1의 질량비로 물을 계량하고, 0.5시간 동안 기계적 교반을 이용하여 침출 탱크에 첨가하여, 침출된 슬러리를 형성하였다. 침출된 슬러리를 압입 및 필터링을 위해 플레이트 및 프레임 필터 프레스로 펌핑하였으며, 이에 따라 6.3wt%의 슬래그율을 갖는 침출된 슬래그와 여과액을 취득하였다. 침출된 슬래그의 화학적 조성을 분석하였고, 침출된 슬래그를 산 분해 장치에 정량적으로 일괄 복귀시켰으며, 침출액을 후속 추출 공정에 공급하였다.
이 예에서, RED(희토류 원소의 산화물)의 분해율은 96%이고, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스는 테일 가스 흡수 타워에 의해 회수되며, 이에 따라 불소를 재순환시켜 이용한다.
예 3
바스트네사이트와 모나자이트를 포함하고 80메시 내지 320메시의 입자 직경을 갖는 혼합된 광석을, 계량하고, 미리 계량된 98wt% 농축 황산을 함유하는 혼합 장치에 첨가하였다. 농축 황산 대 혼합된 광석의 질량비는 1.5 : 1이었다. 혼합 장치를 냉각하기 위한 물을 순환시켜 혼합 장치 내의 온도를 30℃ 미만으로 유지하였다. 10분 동안 완전히 교반한 후, 혼합된 슬러리가 형성되었고 산이 균일하였으며, 동시에 제1 불소 함유 가스가 생성되었다. 이어서, 혼합된 슬러리를 혼합 장치의 혼합된 슬러리 유출구를 통해 배출하여 산 분해 장치에 첨가하였다. 액체 개시제(산 폐기물과 산업용수를 포함하는 혼합된 액체) 유입구의 밸브를 개방하고, 혼합된 슬러리 내의 농축 황산을 희석하여 열을 방출하였다. 산 분해 장치 내부의 온도를 보조 가열 장치에 의해 조절하였다. 혼합된 슬러리를, 85℃에서 30분간 교반한 후, 280℃에서 2시간 동안 산 분해 반응을 즉시 받게 하고, 이에 따라 벌크 클링커를 취득하고 동시에 제2 불소 함유 가스를 생성하였다. 벌크 클링커를 산 분해 장치의 클링커 유출구로부터 침출 장치로 정량적으로 공급하였다. 침출 장치에서는, 물 대 클링커의 12 : 1의 질량비로 물을 계량하고, 1시간 동안 기계적 교반을 이용하여 침출 탱크에 첨가하여, 침출된 슬러리를 형성하였다. 침출된 슬러리를 압입 및 필터링을 위해 플레이트 및 프레임 필터 프레스로 펌핑하였으며, 이에 따라 6.8wt%의 슬래그율을 갖는 침출된 슬래그와 여과액을 취득하였다. 침출된 슬래그의 화학적 조성을 분석하였고, 침출된 슬래그를 산 분해 장치에 정량적으로 일괄 복귀시켰으며, 침출액을 후속 추출 공정에 공급하였다.
이 예에서, RED(희토류 원소의 산화물)의 분해율은 96%이고, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스는 테일 가스 흡수 타워에 의해 회수되며, 이에 따라 불소를 재순환시켜 이용한다.
예 4
바스트네사이트와 모나자이트를 포함하고 80메시 내지 320메시의 입자 직경을 갖는 혼합된 광석을, 계량하고, 미리 계량된 98wt% 농축 황산을 함유하는 혼합 장치에 첨가하였다. 농축 황산 대 혼합된 광석의 질량비는 1.4 : 1이었다. 혼합 장치를 냉각하기 위한 물을 순환시켜 혼합 장치 내의 온도를 30℃ 미만으로 유지하였다. 15분 동안 완전히 교반한 후, 혼합된 슬러리가 형성되었고 산이 균일하였으며, 동시에 제1 불소 함유 가스가 생성되었다. 이어서, 혼합된 슬러리를 혼합 장치의 혼합된 슬러리 유출구를 통해 배출하여 산 분해 장치에 첨가하였다. 액체 개시제(산업용수) 유입구의 밸브를 개방하고, 혼합된 슬러리 내의 농축 황산을 희석하여 열을 방출하였다. 산 분해 장치 내부의 온도를 보조 가열 장치에 의해 조절하였다. 혼합된 슬러리를, 100℃에서 30분간 교반한 후, 280℃에서 2시간 동안 산 분해 반응을 즉시 받게 하고, 이에 따라 벌크 클링커를 취득하고 동시에 제2 불소 함유 가스를 생성하였다. 벌크 클링커를 산 분해 장치의 클링커 유출구로부터 침출 장치로 정량적으로 공급하였다. 침출 장치에서는, 물 대 클링커의 10 : 1의 질량비로 물을 계량하고, 1시간 동안 기계적 교반을 이용하여 침출 탱크에 첨가하여, 침출된 슬러리를 형성하였다. 침출된 슬러리를 압입 및 필터링을 위해 플레이트 및 프레임 필터 프레스로 펌핑하였으며, 이에 따라 7.2wt%의 슬래그율을 갖는 침출된 슬래그와 여과액을 취득하였다. 침출된 슬래그의 화학적 조성을 분석하였고, 침출된 슬래그를 산 분해 장치에 정량적으로 일괄 복귀시켰으며, 침출액을 후속 추출 공정에 공급하였다.
이 예에서, RED(희토류 원소의 산화물)의 분해율은 96%이고, 제1 불소 함유 가스와 제2 불소 함유 가스는 테일 가스 흡수 타워에 의해 회수되며, 이에 따라 불소를 재순환시켜 이용한다.
본 개시 내용의 특정 실시예들을 상세하게 설명했지만, 본 개시 내용은 상술한 실시예들의 구체적인 상세로 제한되지 않는다. 본 개시 내용의 기술적 개념의 범위 내에서 본 개시 내용의 기술적 해결책에 대한 다양하고 간단한 변형이 이루어질 수 있으므로, 모든 다양한 변형은 본 개시 내용의 청구범위 내에 속한다.
또한, 상술한 특정 실시예들에서 설명한 특정한 기술적 특징들은 서로 모순되지 않는 한 임의의 적절한 방식으로 조합될 수 있음에 주목해야 한다. 불필요한 반복을 피하기 위해, 가능한 조합은 본 명세서에서 상세하게 설명하지 않는다.
또한, 본 개시 내용의 상이한 실시예들도, 본 개시 내용의 개념을 벗어나지 않는 한, 조합될 수 있고, 또한 본 개시 내용의 개시로서 간주되어야 한다.
본 명세서 전반에 걸쳐 "일 실시예", "일부 실시예", "한 실시예", "다른 일 실시예", "일례", "특정 예", 또는 "일부 예"라고 언급하는 것은, 해당 실시예 또는 예와 관련하여 설명된 구체적인 특징, 구조, 재료, 또는 특성이 본 개시 내용의 적어도 하나의 실시예 또는 예에 포함됨을 의미한다. 따라서, 본 명세서의 다양한 곳에서 "일부 실시예에서", "일 실시예에서", "한 실시예에서", "다른 일례에서", "일례에서", "특정 예에서", 또는 "일부 예에서"와 같은 문구의 출현이, 반드시 본 개시 내용의 동일한 실시예 또는 예를 가리키는 것은 아니다. 또한, 구체적인 특징, 구조, 재료, 또는 특성은 하나 이상의 실시예 또는 예에서 임의의 적절한 방식으로 조합될 수 있다.
설명하기 위한 실시예들을 도시하고 기술하였지만, 통상의 기술자는, 상기 실시예들이 본 개시 내용을 제한하는 것으로 해석될 수 없으며, 본 개시 내용의 사상, 원칙, 및 범위를 벗어나지 않고 실시예들에 대하여 변경, 대안, 및 수정이 이루어질 수 있음을 이해할 것이다.
Claims (17)
- 희토류 정광(rare earth concentrate ore)을 처리하는 방법으로서,
(1) 상기 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하여 혼합된 슬러리 및 제1 불소 함유 가스를 취득하는 단계, 상기 단계 (1)에서, 상기 혼합은 5분 내지 15분 범위의 기간 동안 30℃ 이하의 온도에서 수행되고;
(2) 산 분해를 위해 액체 개시제와 상기 혼합된 슬러리를 혼합하여 클링커 및 제2 불소 함유 가스를 취득하는 단계, 상기 단계 (2)에서, 상기 혼합은 1시간 내지 4시간 범위의 기간 동안 150℃ 내지 300℃의 온도에서 수행되며;
(3) 상기 클링커를 물로 침출하여 침출된 슬러리를 취득하는 단계;
(4) 상기 침출된 슬러리에 대하여 고체-액체 분리를 수행하여, 여과액 및 침출된 슬래그를 취득하고, 산 분해를 위해 상기 침출된 슬래그를 상기 단계 (2)로 재순환시키는 단계를 포함하는, 방법. - 제1항에 있어서, 상기 희토류 정광과 농축 황산을 혼합하기 전에, 상기 방법은,
(5) 상기 희토류 정광을 볼-밀링 처리하여 희토류 정광 입자들을 취득하는 단계; 및
(6) 상기 희토류 정광 입자들을 시빙(sieve)하여 오버사이즈 재료와 언더사이즈 재료를 취득하고, 상기 오버사이즈 재료를 볼-밀링으로 재순환시키고 상기 언더사이즈 재료와 농축 황산을 혼합하는 단계를 더 포함하는, 방법. - 제1항 또는 제2항에 있어서, (7) 상기 제1 불소 함유 가스와 상기 제2 불소 함유 가스를 분사 액체로 분사하여 불소 함유 슬러리를 취득하는 단계를 더 포함하는, 방법.
- 제1항 또는 제2항에 있어서, 상기 단계 (1)에서, 상기 희토류 정광은 80메시 내지 320메시 범위의 입경을 갖는, 방법.
- 제1항 또는 제2항에 있어서, 상기 단계 (1)에서, 상기 희토류 정광 대 상기 농축 황산의 질량 비는 1: (1.2 내지 1.5) 범위에 있는, 방법.
- 제1항 또는 제2항에 있어서, 상기 단계 (1)에서, 상기 농축 황산은 93wt% 이상의 질량 농도를 갖는, 방법.
- 제1항 또는 제2항에 있어서, 상기 단계 (2)에서, 상기 액체 개시제는 후속 공정으로부터의 여과액과 공업용수 중에서 선택되는 적어도 하나인, 방법.
- 제1항 또는 제2항에 있어서, 상기 단계 (3)에서, 침출 기간은 0.5시간 내지 1시간 범위에 있는, 방법.
- 제1항 또는 제2항에 있어서, 상기 단계 (3)에서, 물 대 상기 클링커의 질량 비는 (8 내지 12) : 1 범위에 있는, 방법.
- 제3항에 있어서, 상기 단계 (7)에서, 상기 분사 액체는 물과 알칼리성 액체 중에서 선택되는 적어도 하나인, 방법.
- 제1항에 따른 희토류 정광을 처리하는 방법을 수행하기 위한 시스템으로서,
희토류 정광 유입구, 농축 황산 유입구, 혼합된 슬러리 유출구, 및 제1 불소 함유 가스 유출구를 갖는 혼합 장치로서, 상기 혼합 장치 내에 교반기가 배치되고, 상기 혼합 장치의 외벽 상에 수냉식 자켓이 배치된, 혼합 장치;
혼합된 슬러리 유입구, 액체 개시제 유입구, 클링커 유출구, 및 제2 불소 함유 가스 유출구를 갖는 산 분해 장치로서, 상기 혼합된 슬러리 유입구는 상기 혼합된 슬러리 유출구에 연결되고, 상기 산 분해 장치 내에 교반 프로펠러가 배치되고, 상기 산 분해 장치의 외벽 상에 가열 장치가 배치된, 산 분해 장치;
클링커 유입구, 물 유입구, 및 침출된 슬러리 유출구를 갖는 침출 장치로서, 상기 클링커 유입구가 상기 클링커 유출구에 연결된, 침출 장치; 및
침출된 슬러리 유입구, 여과액 유출구, 및 침출된 슬래그 유출구를 갖는 고체-액체 분리기를 포함하고,
상기 침출된 슬러리 유입구가 상기 침출된 슬러리 유출구에 연결되고, 상기 침출된 슬래그 유출구가 상기 산 분해 장치에 연결된, 시스템. - 제11항에 있어서, 희토류 정광 유입구와 희토류 정광 입자 유출구를 갖는 볼-밀링 장치; 및
희토류 정광 입자 유입구, 오버사이즈 재료 유출구, 및 언더사이즈 재료 유출구를 갖는 시빙 장치를 더 포함하고,
상기 희토류 정광 입자 유입구는 상기 희토류 정광 입자 유출구에 연결되고, 상기 오버사이즈 재료 유출구는 상기 볼 밀 장치에 연결되고, 상기 언더사이즈 재료 유출구는 상기 희토류 정광 유입구에 연결된, 시스템. - 제11항 또는 제12항에 있어서, 불소 함유 가스 유입구, 분사 액체 유입구, 및 불소 함유 슬러리 유출구를 갖는 가스 처리 장치를 더 포함하고,
상기 불소 함유 가스 유입구는 상기 제1 불소 함유 가스 유출구와 상기 제2 불소 함유 가스 유출구 모두에 연결된, 시스템. - 제11항 또는 제12항에 있어서, 상기 혼합 장치에서, 상기 희토류 정광 유입구, 상기 농축 황산 유입구, 및 상기 제1 불소 함유 가스 유출구는 상기 교반기 위에 독립적으로 위치하고, 상기 혼합된 슬러리 유출구는 상기 교반기 아래에 위치하는, 시스템.
- 제11항 또는 제12항에 있어서, 상기 산 분해 장치에서, 상기 혼합된 슬러리 유입구와 상기 제2 불소 함유 가스 유출구는 상기 산 분해 장치의 상측 부분에 독립적으로 위치하고, 상기 클링커 유출구는 상기 산 분해 장치의 하측 부분에 위치하는, 시스템.
- 삭제
- 삭제
Applications Claiming Priority (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201710582942.9A CN107475542B (zh) | 2017-07-17 | 2017-07-17 | 处理稀土精矿的方法 |
| CN201710582942.9 | 2017-07-17 | ||
| PCT/CN2018/095309 WO2019015519A1 (zh) | 2017-07-17 | 2018-07-11 | 处理稀土精矿的方法和系统 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| KR20190139954A KR20190139954A (ko) | 2019-12-18 |
| KR102364012B1 true KR102364012B1 (ko) | 2022-02-16 |
Family
ID=60596454
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| KR1020197033564A Active KR102364012B1 (ko) | 2017-07-17 | 2018-07-11 | 희토류 농축물을 처리하는 방법 및 시스템 |
Country Status (9)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US11773467B2 (ko) |
| JP (1) | JP6941229B2 (ko) |
| KR (1) | KR102364012B1 (ko) |
| CN (1) | CN107475542B (ko) |
| AU (1) | AU2018303510B2 (ko) |
| BR (1) | BR112019025160B1 (ko) |
| RU (1) | RU2746867C1 (ko) |
| WO (1) | WO2019015519A1 (ko) |
| ZA (1) | ZA201907015B (ko) |
Families Citing this family (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107475542B (zh) * | 2017-07-17 | 2021-03-16 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理稀土精矿的方法 |
| CN109022838B (zh) * | 2018-09-14 | 2020-03-06 | 包头稀土研究院 | 含氟的稀土矿物颗粒的处理方法 |
| CN109439931A (zh) * | 2018-12-03 | 2019-03-08 | 包头稀土研究院 | 一种芒廷帕斯稀土矿资源综合利用的方法 |
| CN109371239B (zh) * | 2018-12-03 | 2021-03-19 | 包头稀土研究院 | 一种处理含稀土的低品位萤石矿的方法 |
| CN110252095A (zh) * | 2019-07-26 | 2019-09-20 | 李明东 | 一种浓硫酸分解稀土精矿产生的酸性废气的处理方法 |
| CN111270092B (zh) * | 2020-02-07 | 2022-08-05 | 包头稀土研究院 | 分解混合稀土矿的方法 |
| CN111285332B (zh) * | 2020-02-19 | 2023-03-28 | 包头稀土研究院 | 分解含氟稀土矿物和回收氢氟酸的一体化方法 |
| CN113373326B (zh) * | 2020-03-09 | 2022-10-04 | 有研稀土新材料股份有限公司 | 一种制备纯净硫酸稀土溶液的方法 |
| CN111334662B (zh) * | 2020-04-10 | 2021-12-14 | 包头稀土研究院 | 稀土精矿的分解方法 |
| CN114107668B (zh) * | 2021-11-10 | 2023-11-17 | 北京工业大学 | 一种机械活化强化浸出废弃抛光液中稀土的方法 |
| CN115232960B (zh) * | 2022-07-22 | 2023-12-12 | 包头稀土研究院 | 混合稀土精矿的处理方法及石英的用途 |
| CN115961155B (zh) * | 2022-12-09 | 2025-07-08 | 包头稀土研究院 | 混合稀土精矿的处理方法 |
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2000507308A (ja) * | 1996-03-26 | 2000-06-13 | キャボット コーポレイション | 金属価の回収 |
Family Cites Families (25)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FR2705102B1 (fr) * | 1993-05-12 | 1995-08-11 | Rhone Poulenc Chimie | Procede de traitement de compositions contenant des metaux precieux et autres elements de valeur en vue de leur recuperation. |
| US5787332A (en) * | 1996-09-26 | 1998-07-28 | Fansteel Inc. | Process for recovering tantalum and/or niobium compounds from composites containing a variety of metal compounds |
| RU2242528C2 (ru) * | 2001-07-30 | 2004-12-20 | Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" | Способ вскрытия монацитового концентрата |
| CN1173050C (zh) * | 2002-09-25 | 2004-10-27 | 包头稀土研究院 | 稀土精矿浓硫酸低温焙烧分解工艺 |
| CN1286995C (zh) * | 2004-03-08 | 2006-11-29 | 中国有色工程设计研究总院 | 一种混合型稀土精矿分解方法 |
| WO2009021389A1 (fr) * | 2007-08-10 | 2009-02-19 | Grirem Advanced Materials Co., Ltd. | Procédé de fusion d'un minerai des terres rares de type monazite riche en fe |
| CN101363079A (zh) * | 2007-08-10 | 2009-02-11 | 有研稀土新材料股份有限公司 | 一种富铁独居石稀土矿的冶炼方法 |
| CN101633981B (zh) * | 2009-08-28 | 2011-09-14 | 攀钢集团钢铁钒钛股份有限公司 | 含钛物料的酸解方法及钛白粉的制备方法 |
| FR2970265B1 (fr) * | 2011-01-06 | 2013-02-08 | Areva Nc | Mise en solution et recuperation d'au moins un element nb, ta et d'au moins un autre element u, terres rares a partir de minerais et concentres |
| CN102031363B (zh) * | 2011-01-06 | 2013-10-23 | 中冶东方工程技术有限公司 | 一种稀土精矿多级焙烧方法及其设备 |
| AU2013255066B2 (en) * | 2012-05-04 | 2015-11-05 | Vale S.A. | System and method for rare earths extraction |
| CN103074504A (zh) * | 2012-09-29 | 2013-05-01 | 内蒙古机电职业技术学院 | 一种电加热内热法分解混合型稀土精矿的方法及其电热分解槽 |
| CN103014359B (zh) * | 2012-11-27 | 2014-03-19 | 益阳鸿源稀土有限责任公司 | 独居石渣的分离回收方法 |
| CN102978392A (zh) * | 2012-12-06 | 2013-03-20 | 内蒙古科技大学 | 一种微波辅助稀土精矿低温酸浸方法 |
| RU2549412C1 (ru) * | 2013-10-14 | 2015-04-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский Томский политехнический университет" | Способ переработки монацитового концентрата |
| US10597754B2 (en) * | 2014-05-15 | 2020-03-24 | Vale S.A. | System and process for selective rare earth extraction with sulphur recovery |
| JP2017014605A (ja) * | 2015-07-06 | 2017-01-19 | 三菱マテリアル株式会社 | 希土類元素の回収方法 |
| CN104962762A (zh) * | 2015-07-22 | 2015-10-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 氟碳铈精矿的处理方法 |
| CN104946887A (zh) * | 2015-07-22 | 2015-09-30 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 氟碳铈精矿的处理方法 |
| CN105568006A (zh) * | 2015-12-31 | 2016-05-11 | 包头稀土研究院 | 一种浓硫酸清洁冶炼混合稀土精矿的方法 |
| CN105970006A (zh) * | 2016-07-07 | 2016-09-28 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 高氧化铁钛精矿制备钛白粉的方法 |
| CN106636626A (zh) * | 2016-12-13 | 2017-05-10 | 江苏省冶金设计院有限公司 | 一种处理稀土精矿的系统和方法 |
| CN107475542B (zh) * | 2017-07-17 | 2021-03-16 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理稀土精矿的方法 |
| CN107267784B (zh) * | 2017-07-17 | 2022-09-20 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理稀土精矿的系统 |
| CN206902214U (zh) * | 2017-07-17 | 2018-01-19 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理稀土精矿的系统 |
-
2017
- 2017-07-17 CN CN201710582942.9A patent/CN107475542B/zh active Active
-
2018
- 2018-07-11 WO PCT/CN2018/095309 patent/WO2019015519A1/zh active Application Filing
- 2018-07-11 KR KR1020197033564A patent/KR102364012B1/ko active Active
- 2018-07-11 RU RU2019136415A patent/RU2746867C1/ru active
- 2018-07-11 BR BR112019025160-0A patent/BR112019025160B1/pt active IP Right Grant
- 2018-07-11 AU AU2018303510A patent/AU2018303510B2/en active Active
- 2018-07-11 JP JP2020517260A patent/JP6941229B2/ja active Active
-
2019
- 2019-10-24 ZA ZA2019/07015A patent/ZA201907015B/en unknown
- 2019-10-25 US US16/663,964 patent/US11773467B2/en active Active
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2000507308A (ja) * | 1996-03-26 | 2000-06-13 | キャボット コーポレイション | 金属価の回収 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2746867C1 (ru) | 2021-04-21 |
| JP2020521886A (ja) | 2020-07-27 |
| CN107475542A (zh) | 2017-12-15 |
| US20200056265A1 (en) | 2020-02-20 |
| AU2018303510B2 (en) | 2021-07-01 |
| BR112019025160B1 (pt) | 2023-04-11 |
| KR20190139954A (ko) | 2019-12-18 |
| ZA201907015B (en) | 2020-09-30 |
| BR112019025160A2 (pt) | 2020-06-16 |
| US11773467B2 (en) | 2023-10-03 |
| JP6941229B2 (ja) | 2021-09-29 |
| CN107475542B (zh) | 2021-03-16 |
| AU2018303510A1 (en) | 2019-11-21 |
| WO2019015519A1 (zh) | 2019-01-24 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR102364012B1 (ko) | 희토류 농축물을 처리하는 방법 및 시스템 | |
| CN112142353B (zh) | 一种高效无害化处理铝灰的方法 | |
| CN111876616B (zh) | 一种石煤钒矿氧化破晶焙烧提钒综合利用系统 | |
| CN102219257B (zh) | 制备五氧化二钒的方法 | |
| US9533273B2 (en) | Systems and methods for isolating a particulate product when recycling lead from spent lead-acid batteries | |
| CN101824554B (zh) | 一种混合稀土精矿液碱焙烧分解提取工艺 | |
| CN102220478B (zh) | 五氧化二钒的制备方法 | |
| EP3012335A1 (en) | Method for directly recovering lead oxide used for a lead-acid battery cathode from waste lead paste | |
| CN108787718A (zh) | 一种铝电解废炭渣中含钠、含氟化合物的机械化学转化与回收方法 | |
| CN113651342A (zh) | 一种采用硝酸常压法处理锂云母生产锂产品的方法 | |
| CN107267784B (zh) | 处理稀土精矿的系统 | |
| CN109108048B (zh) | 一种铝电解阳极炭渣中含钠化合物、含氟化合物的机械化学转化与回收方法 | |
| CN102220499B (zh) | 精细钒渣的焙烧浸出方法 | |
| CN114934170A (zh) | 一种从铜电解黑铜泥中分离砷、锑及回收铜的方法 | |
| CN206902214U (zh) | 处理稀土精矿的系统 | |
| CN114014294A (zh) | 一种利用硫铁矿制备磷酸铁锂的方法及磷酸铁锂材料 | |
| CN102220498B (zh) | 精细钒渣的制备方法 | |
| CN102634656A (zh) | 硫钙循环浸取氧化锰制备电解锰/电解二氧化锰的方法 | |
| CN221071610U (zh) | 一种用于从含锂矿物中提锂的系统 | |
| CN106048651A (zh) | 一种电解金属锰的生产方法 | |
| CN112299462A (zh) | 一种铝电解产生的废弃物碳渣直接无害化处理利用的方法 | |
| CN103086433A (zh) | 一种钠基熔盐氧化连续碳化法制重铬酸钠的方法 | |
| CN115323199B (zh) | 一种稀土元素的回收方法 | |
| CN116463510A (zh) | 提锂方法及设备 | |
| CN222766946U (zh) | 一种电解铝危废处理系统 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A201 | Request for examination | ||
| PA0105 | International application |
Patent event date: 20191113 Patent event code: PA01051R01D Comment text: International Patent Application |
|
| PA0201 | Request for examination | ||
| PG1501 | Laying open of application | ||
| E902 | Notification of reason for refusal | ||
| PE0902 | Notice of grounds for rejection |
Comment text: Notification of reason for refusal Patent event date: 20210106 Patent event code: PE09021S01D |
|
| E902 | Notification of reason for refusal | ||
| PE0902 | Notice of grounds for rejection |
Comment text: Notification of reason for refusal Patent event date: 20210713 Patent event code: PE09021S01D |
|
| E701 | Decision to grant or registration of patent right | ||
| PE0701 | Decision of registration |
Patent event code: PE07011S01D Comment text: Decision to Grant Registration Patent event date: 20220124 |
|
| GRNT | Written decision to grant | ||
| PR0701 | Registration of establishment |
Comment text: Registration of Establishment Patent event date: 20220214 Patent event code: PR07011E01D |
|
| PR1002 | Payment of registration fee |
Payment date: 20220214 End annual number: 3 Start annual number: 1 |
|
| PG1601 | Publication of registration | ||
| PR1001 | Payment of annual fee |
Payment date: 20250204 Start annual number: 4 End annual number: 4 |