本发明涉及金属回收领域，具体的说，是涉及一种从矿渣中回收钽的方法。
背景技术
随着经济的快速发展，金属钽在我国工业化进程中的重要地位日趋凸显，逐年增加的钽矿砂进口量、金属钽消耗量以及我国含钽矿藏的枯竭、开采品味的不断下降，使得钽的战略意义显得更加重要。近年来，钽在化工、航空航天、原子能、核工业等产业中的应用越来越多，2017年国内各产业消耗的精钽量同比增加了25%以上，市场前景非常广阔。另一方面，经济发展过快带来严重的环境问题，含钽废料大量堆积，侵占并污染土壤，浪费了宝贵的资源。因此，在当今稀贵矿产资源日渐贫乏的形势下，充分高效地回收利用价格相对低廉的废旧高温合金，来制取高纯、高价值的钽金属和钽化合物则显得相当重要，而且还可以获得显著的经济效益。
技术实现要素：
为了解决上述技术问题，本发明提供了一种从矿渣中回收钽的方法，该方法生产效率高、回收率高、回收成本低，避免资源浪费，工艺流程利于大规模生产，可充分回收有价金属。
一种从矿渣中回收钽的方法，所述方法包括以下步骤：
1）将伴生钽锆矿冶金矿渣破碎后，进行球磨，磨细至粒度-0.074mm占80～90％；
2）将球磨后的矿渣进行筛分，控制筛分粒径<0.048mm；
3）将筛分后矿渣加酸浸出，控制酸液的加入量按照液体体积与矿渣质量比为20～35g/l，浸出温度为75～100℃；
4）浸出反应结束后，过滤后的滤液中钽浓度低至50mg/l以下，滤液直接电解生产贱金属，滤渣为质量百分比含量≥85%的粗钽；
5）将滤渣烘干后，同时投加添加剂与固态naoh进行焙烧，添加剂投加量为固态naoh的0.01～2wt%，固态naoh为粗钽中钽摩尔量的1～4倍，焙烧温度为350～500℃下反应0.5～2h；
6）焙烧后渣进行水浸，将水浸渣采用盐酸浸出两次，盐酸的浓度为0.5～3mol/l，两次浸出后的滤渣再次使用10～12mol/l的氢氟酸进行固液分离，浸出温度为80～100℃，浸出时间为1～2h，浸出液即作为钽萃取分离的料液，所述料液中含有：ta92～95wt%。
所述步骤3中浸出反应时以300～800r/min的转速进行搅拌。
所述酸液为硫酸和盐酸的混合酸，硫酸浓度为0.05～1.5mol/l，盐酸浓度为0.5～3mol/l。
所述步骤3中酸液的加入顺序为先加入硫酸反应0.5～1h，再加入盐酸继续浸出2～4h。
所述步骤5中投加的添加剂是na2co3或nahco3，或是二者的混合物。
所述步骤6中的固液分离方式包括板框压滤、离心分离或膜过滤。
所述步骤4中的电解生产贱金属的步骤为：在所述滤液中插入正、负电极且电极板间距为2～8cm，电解反应温度为20～50℃，直流电电流密度为900～1200a/m2，通过不同的电位控制，在阴极上依次沉积获得不同元素种类的贱金属。
所述每种贱金属沉积时间均为2～3h，在一个电位下的贱金属沉积完全后，立即取出沉积有所述贱金属的阴极，重新放入新的阴极继续沉积其他贱金属元素。
利用自来水、无水乙醇和去离子水先后清洗所述沉积有贱金属的阴极至清洗液ph呈中性，真空干燥后即得高纯贱金属。
所述金属钽的回收率不低于90%。
本发明的优点是：通过预处理将矿渣磨细，混合酸浸去除贱金属，加碱焙烧后经过水浸和盐酸两次分步浸出进一步去除杂质金属元素，得到钽富集渣，最后利用氢氟酸浸出获得含钽料液，同时对含贱金属的滤液进行电解回收，通过电位控制回收不同的贱金属元素，从而实现高效回收有价金属，避免稀贵金属流失，回收率高，回收成本低，具有显著的经济效益和社会效益。
具体实施方式
钽的提取和分离冶金方法有火法和湿法两种，其中湿法是钽分离的主流方法，考虑各分离方法的分离纯度、成本及其工业应用情况，其中又以溶剂萃取占绝对优势，因此，如何获得萃取所需的高品位溶剂料液是钽回收工艺的关键。本发明的技术方案中，焙烧后渣水浸和盐酸浸出后，滤渣中钽主要以钽酸钠为主，根据原料成分，采用氢氟酸对渣料进行溶解，当氢氟酸过量时，钽主要生成h2taf7。取一定量原料，按一定液固比加入10～12mol/l的氢氟酸，控制温度和时间，以保证钽有较高的浸出率。在最终的氢氟酸浸出步骤中，其主要反应为：
natao3+8hf=h2taf7+naf+3h2o
下面结合实施例和对比例对本发明进一步详细说明。
实施例1：
一种从矿渣中回收钽的方法，所述方法包括以下步骤：
1）将伴生钽锆矿冶金矿渣破碎后，进行球磨，磨细至粒度-0.074mm占80％。
2）将球磨后的矿渣进行筛分，控制筛分粒径<0.048mm。
3）将筛分后矿渣加酸浸出，控制酸液的加入量按照液体体积与矿渣质量比为20g/l，浸出温度为100℃，浸出反应时以400r/min的转速进行搅拌。所述酸液为硫酸和盐酸的混合酸，硫酸浓度为0.5mol/l，盐酸浓度为1mol/l。酸液的加入顺序为先加入硫酸反应0.5h，再加入盐酸继续浸出2h。
4）浸出反应结束后，过滤后的滤液中钽浓度低至50mg/l以下，滤液直接电解生产贱金属，滤渣为质量百分比含量≥85%的粗钽。所述步骤4中的电解生产贱金属的步骤为：在所述滤液中插入正、负电极且电极板间距为3cm，电解反应温度为30℃，直流电电流密度为1200a/m2，通过不同的电位控制，在阴极上依次沉积获得不同元素种类的贱金属。每种贱金属沉积时间均为2h，在一个电位下的贱金属沉积完全后，立即取出沉积有所述贱金属的阴极，重新放入新的阴极继续沉积其他贱金属元素。利用自来水、无水乙醇和去离子水先后清洗所述沉积有贱金属的阴极至清洗液ph呈中性，真空干燥后即得高纯贱金属。
5）将滤渣烘干后，同时投加na2co3与固态naoh进行焙烧，na2co3投加量为固态naoh的0.5wt%，固态naoh为粗钽中钽摩尔量的2倍，焙烧温度为350℃下反应1h。
6）焙烧后渣进行水浸，将水浸渣采用盐酸浸出两次，盐酸的浓度为1.5mol/l，两次浸出后的滤渣再次使用10mol/l的氢氟酸进行板框压滤，浸出温度为80℃，浸出时间为1h，浸出液即作为钽萃取分离的料液，所述料液中含有：ta93wt%。所述金属钽的回收率为92%。
实施例2：
一种从矿渣中回收钽的方法，所述方法包括以下步骤：
1）将伴生钽锆矿冶金矿渣破碎后，进行球磨，磨细至粒度-0.074mm占90％。
2）将球磨后的矿渣进行筛分，控制筛分粒径<0.048mm。
3）将筛分后矿渣加酸浸出，控制酸液的加入量按照液体体积与矿渣质量比为25g/l，浸出温度为90℃，浸出反应时以600r/min的转速进行搅拌。所述酸液为硫酸和盐酸的混合酸，硫酸浓度为1.5mol/l，盐酸浓度为0.5mol/l。酸液的加入顺序为先加入硫酸反应1h，再加入盐酸继续浸出4h。
4）浸出反应结束后，过滤后的滤液中钽浓度低至50mg/l以下，滤液直接电解生产贱金属，滤渣为质量百分比含量≥85%的粗钽。所述步骤4中的电解生产贱金属的步骤为：在所述滤液中插入正、负电极且电极板间距为8cm，电解反应温度为50℃，直流电电流密度为1000a/m2，通过不同的电位控制，在阴极上依次沉积获得不同元素种类的贱金属。每种贱金属沉积时间均为3h，在一个电位下的贱金属沉积完全后，立即取出沉积有所述贱金属的阴极，重新放入新的阴极继续沉积其他贱金属元素。利用自来水、无水乙醇和去离子水先后清洗所述沉积有贱金属的阴极至清洗液ph呈中性，真空干燥后即得高纯贱金属。
5）将滤渣烘干后，同时投加nahco3与固态naoh进行焙烧，nahco3投加量为固态naoh的0.05wt%，固态naoh为粗钽中钽摩尔量的1.5倍，焙烧温度为350℃下反应2h。
6）焙烧后渣进行水浸，将水浸渣采用盐酸浸出两次，盐酸的浓度为0.5mol/l，两次浸出后的滤渣再次使用12mol/l的氢氟酸进行离心分离，浸出温度为85℃，浸出时间为1h，浸出液即作为钽萃取分离的料液，所述料液中含有：ta92wt%。所述金属钽的回收率为90%。
实施例3：
一种从矿渣中回收钽的方法，所述方法包括以下步骤：
1）将伴生钽锆矿冶金矿渣破碎后，进行球磨，磨细至粒度-0.074mm占85％。
2）将球磨后的矿渣进行筛分，控制筛分粒径<0.048mm。
3）将筛分后矿渣加酸浸出，控制酸液的加入量按照液体体积与矿渣质量比为30g/l，浸出温度为100℃，浸出反应时以800r/min的转速进行搅拌。所述酸液为硫酸和盐酸的混合酸，硫酸浓度为0.05mol/l，盐酸浓度为3mol/l。酸液的加入顺序为先加入硫酸反应1h，再加入盐酸继续浸出2h。
4）浸出反应结束后，过滤后的滤液中钽浓度低至50mg/l以下，滤液直接电解生产贱金属，滤渣为质量百分比含量≥85%的粗钽。所述步骤4中的电解生产贱金属的步骤为：在所述滤液中插入正、负电极且电极板间距为2cm，电解反应温度为20℃，直流电电流密度为900a/m2，通过不同的电位控制，在阴极上依次沉积获得不同元素种类的贱金属。每种贱金属沉积时间均为2h，在一个电位下的贱金属沉积完全后，立即取出沉积有所述贱金属的阴极，重新放入新的阴极继续沉积其他贱金属元素。利用自来水、无水乙醇和去离子水先后清洗所述沉积有贱金属的阴极至清洗液ph呈中性，真空干燥后即得高纯贱金属。
5）将滤渣烘干后，同时投加na2co3和nahco3与固态naoh进行焙烧，na2co3和nahco3投加量总和为固态naoh的2wt%，固态naoh为粗钽中钽摩尔量的4倍，焙烧温度为400℃下反应1h。
6）焙烧后渣进行水浸，将水浸渣采用盐酸浸出两次，盐酸的浓度为3mol/l，两次浸出后的滤渣再次使用10mol/l的氢氟酸进行膜过滤，浸出温度为100℃，浸出时间为2h，浸出液即作为钽萃取分离的料液，所述料液中含有：ta95wt%。所述金属钽的回收率为93%。
对比例1：
本发明的回收方法中，当改变多步浸出和加碱焙烧步骤时，特别是多步酸浸的酸浓度过多或不足，以及加入碱的量高于钽摩尔量的4倍份或低于1倍份时，将影响最终料液中掺杂过多的其他贱金属元素，或者导致钽的回收率过低。
对比例2：
当氢氟酸浸出步骤中的酸浓度、浸出时间和温度参数发生改变时，将导致钽元素不能充分浸出，进而降低后续的料液中的钽回收率。
由实施例1-3和对比例1和2可以看出，本发明通过将预处理将矿渣磨细，混合酸浸去除贱金属，加碱焙烧后经过水浸和盐酸两次分步浸出进一步去除杂质金属元素，得到钽富集渣，最后利用氢氟酸浸出获得含钽料液，同时对含贱金属的滤液进行电解回收，通过电位控制回收不同的贱金属元素，从而实现高效回收有价金属，避免稀贵金属流失，回收率高，回收成本低，具有显著的经济效益和社会效益。
尽管已经示出和描述了本专利的实施例，本领域的普通技术人员可以理解：在不脱离本专利的原理和宗旨的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本专利的范围由权利要求及其等同物限定。