本发明属于稀土领域，具体涉及一种氟碳酸稀土矿的浸取工艺，其中包含，氟碳酸稀土矿的高价元素优先浸取控制和稀土元素浸取过程置换反应。
背景技术：
现今四川氟碳酸稀土矿浸取工艺，得到的铈富集物配分大多都在95%左右.由于现有氟碳酸稀土矿浸取工艺得到的铈富集物配分只有95%左右，导致其中含有大量的镧和镨钕，其中镨钕的经济价值极高让其残留在铈富集物中是对资源的浪费，对铈富集物做进一步处理成本又过高不经济。于是研究提高镨钕浸出率的浸取工艺对于提高稀土资源的利用率和经济效益至关重要。有些企业致力于氟碳酸稀土矿的焙烧工艺改进，有些企业专注于浸取工艺改进，虽然能使镨钕浸出稳定和小幅度提高但都不能达到理想状态，在使用盐酸体系情况下磁浮矿浸取后铈富集物比较好的状态是铈配分96%左右镨钕1.3%左右，磁选矿铈配分要略高一些但镨钕还是1%左右。于是氟碳酸稀土矿的盐酸体系浸取工艺进入瓶阶段。通过对盐酸优浸过程中料液的零配分现象的详细研究，结合矿的焙烧，终于找到提高铈富集物配分的方法，并且可以使铈配分达到99%以上，镧和镨钕都处于很低的水平。
技术实现要素：
本发明目的是提供一种氟碳酸稀土矿的浸取工艺，解决铈富集物中镨钕残留量大，镨钕收率不高的问题。本发明的技术方案为：氟碳酸稀土矿盐酸优浸得到铈富集物配分大于99%的工艺，包括如下步骤：（1）将氟碳酸稀土矿在400℃~600℃灼烧3-6小时，通过该温度段灼烧把氟碳酸稀土矿转化为氟化稀土和氧化稀土，根据实验和生产验证该灼烧条件下所转化的矿石，浸取容易，浸取量大。（2）将灼烧后的氟碳酸稀土矿在常温下冷却，避免骤冷对矿熟矿的影响。（3）氟碳酸稀土矿熟矿投入含表面活性剂十二烷基苯磺酸钠0.2-2Kg的1.5-3N盐酸体系反应2-3小时，反应完成后加絮凝剂澄清，虹吸料液，洗涤渣，将矿中的非铈稀土优先浸出，加入表面活性剂是为了防止高酸度状态下铈被大量浸取以及控制高浓度料液体系的稀土元素置换反应。（4）将渣转移至反应釜中，在80-300g/L碱液体系下反应1-3个小时，将氟化稀土转化为氢氧化稀土。（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，除氟（6）将水洗后的余渣在1-2.5N盐酸体系下反应1-2小时，得到稀土料液和铈富集物。将转化后的稀土浸出，以及进一步将镧和镨钕置换出来。进一步地，其步骤如下：（1）将氟碳酸稀土矿在450℃灼烧5小时，（2）将灼烧后的氟碳酸稀土矿在常温下冷却，（3））将氟碳酸稀土矿熟矿投入含表面活性剂十二烷基苯磺酸钠0.4Kg的1.5N盐酸体系反应2小时，反应完成后加絮凝剂澄清，虹吸料液，洗涤渣，（4）将渣转移至反应釜中，在90g/L碱液体系下反应2个小时，（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，（6）将水洗后的余渣在1N盐酸体系下反应1小时，得到稀土料液和铈富集物。进一步地，其步骤如下：（1）将氟碳酸稀土矿在500℃灼烧3.5小时，（2）将灼烧后的氟碳酸稀土矿在常温下冷却，（3））将氟碳酸稀土矿熟矿投入含表面活性剂十二烷基苯磺酸钠0.8Kg的2N盐酸体系反应2.5小时，反应完成后加絮凝剂澄清，虹吸料液，洗涤渣，（4）将渣转移至反应釜中，在150g/L碱液体系下反应1.5个小时，（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，（6）将水洗后的余渣在1.2N盐酸体系下反应1小时，得到稀土料液和铈富集物。进一步地，其步骤如下：（1）将氟碳酸稀土矿在600℃灼烧3小时，（2）将灼烧后的氟碳酸稀土矿在常温下冷却，（3）将氟碳酸稀土矿熟矿投入含表面活性剂十二烷基苯磺酸钠1.2Kg的2.5N盐酸体系反应2.5小时，反应完成后加絮凝剂澄清，虹吸料液，洗涤渣，（4）将渣转移至反应釜中，在200g/L碱液体系下反应1个小时，（5）将与碱反应后的余渣水洗至中性，（6）将水洗后的余渣在1.5N盐酸体系下反应1小时，得到稀土料液和铈富集物。本发明与现有技术相比具有如下优点：1、通过本发明，调整了矿的灼烧和浸取条件，实现了氟碳酸稀土矿的最佳浸取。原有工艺所生产的铈富集物铈配分只有95%左右，大量镨钕残留。新工艺提高了镧和镨钕的浸出率，使铈富集物中铈配分>99%极大的提高了非铈稀土的收率2、使用本发明工艺，磁浮矿中主要产品镧和镨钕元素浸出率达到99%以上，远高于原有浸取水平。3、使用本发明工艺，生产周期远低于原有水平。附图说明图1为本发明的工艺流程图。具体实施方式实施例12000kg生矿REO66.71%，420℃灼烧6小时得到的熟矿REO79%。将熟矿加入反应罐中加入十二烷基苯磺酸钠0.2Kg，1.5N盐酸反应1小时，渣中加入80g/L氢氧化钠碱转3小时，反应完后用清水洗涤至中性，再加入,1.5N盐酸反应2小时，反应完后将渣使用清水洗涤一次，检测二优渣，REO75%La2O3/REO0.46%CeO2/REO99.02%Pr6O11/REO0.11%Nd2O3/REO0.35%。实施例22000kg生矿REO68.71%，450℃灼烧5小时得到的熟矿REO80.89%。将熟矿加入反应罐中加入十二烷基苯磺酸钠0.4Kg，2N盐酸反应1小时渣中加入90g/L氢氧化钠碱转2小时，反应完后用清水洗涤至中性，再加入,1N盐酸反应1小时，反应完后将渣使用清水洗涤一次，检测二优渣，REO76%La2O3/REO0.36%CeO2/REO99.01%Pr6O11/REO0.19%Nd2O3/REO0.38%。实施例32000kg生矿REO65.41%，500℃灼烧3.5小时得到的熟矿REO78.75%。将熟矿加入反应罐中加入十二烷基苯磺酸钠0.8Kg，2N盐酸反应2小时，渣中加入150g/L氢氧化钠碱转1.5小时，反应完后用清水洗涤至中性，再加入,1.2N盐酸反应1小时，反应完后将渣使用清水洗涤一次，检测二优渣，REO78.43%La2O3/REO0.35%CeO2/REO99.15%Pr6O11/REO0.11%Nd2O3/REO0.29%。实施例42000kg生矿REO67.81%，600℃灼烧3小时得到的熟矿REO81%。将熟矿加入反应罐中加入十二烷基苯磺酸钠1.2Kg，2.5N盐酸反应2小时，渣中加入200g/L氢氧化钠碱转1小时，反应完后用清水洗涤至中性，再加入,1.5N盐酸反应1小时，反应完后将渣使用清水洗涤一次，检测二优渣，REO77.35%La2O3/REO0.41%CeO2/REO99.32%Pr6O11/REO0.071%Nd2O3/REO0.16。表1：新工艺和旧工艺的铈富集物分量对比以上所述实施例仅表达了本申请的具体实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对本申请保护范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请技术方案构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本申请的保护范围。