CN103498059B - 一种电解镍氯化制高纯镍的方法 - Google Patents

一种电解镍氯化制高纯镍的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN103498059B
CN103498059B CN201310416117.3A CN201310416117A CN103498059B CN 103498059 B CN103498059 B CN 103498059B CN 201310416117 A CN201310416117 A CN 201310416117A CN 103498059 B CN103498059 B CN 103498059B
Authority
CN
China
Prior art keywords
nickel
electrolytic nickel
electrolytic
high purity
chlorination
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
Application number
CN201310416117.3A
Other languages
English (en)
Other versions
CN103498059A (zh
Inventor
王�华
李磊
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Kunming University of Science and Technology
Original Assignee
Kunming University of Science and Technology
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Kunming University of Science and Technology filed Critical Kunming University of Science and Technology
Priority to CN201310416117.3A priority Critical patent/CN103498059B/zh
Publication of CN103498059A publication Critical patent/CN103498059A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN103498059B publication Critical patent/CN103498059B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Landscapes

  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明提供一种电解镍氯化制高纯镍的方法,将电解镍、固体还原剂和氯化剂按比例混合均匀,再通入反应载流气体,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后,剩余物料即为高纯镍。本发明有效降低了电解镍中铁、铜、锌等杂质元素的含量,使工艺产品高纯镍的纯度达99.999%以上;工艺过程较为简单,且能耗相对较低,具备较好的工业化应用前景。

Description

一种电解镍氯化制高纯镍的方法
技术领域
本发明涉及电解镍经氯化挥发脱除其中铁、铜、锌等杂质元素制高纯镍的方法,属于冶金技术领域。
背景技术
镍是重要的战略储备金属之一,被广泛用于冶金、化工、建筑、石油、机械、仪器仪表、轻工业等行业。随着电镀、石油化工、精密合金等行业技术进步,对电镍的纯度质量要求逐年提升。
高纯镍抗腐蚀性强,有一定机械强度,有优良的塑性,可与多种金属组成合金。纯镍特别是镍合金在国民经济中获得广泛的应用。镍具有良好的磨光性能,故纯镍可用于镀镍技术中,其可还用在雷达、电视、原子能工业、远距离控制等现代新技术中。在火箭技术中,超纯的镍或镍合金可用作高温结构材料。
目前制取高纯金属镍的方法大致可以分为二类:
(1)由镍的化合物提取制备高纯镍;
(2)由镍电解精炼制取高纯镍。
这些方法都是利用镍或其化合物的某些特性,采用重结晶、水解、精馏、电解氢还原、萃取、烟化、区域提纯等单元精炼过程,针对原料中的杂质元素加以适当的组合,而达到提纯的目的。在生产实践中,往往将化学方法和物理方法相结合,以期获得最佳效果。无论是化学方法还是物理方法,大都是先利用认为最有效的单元精制过程达到初步提纯,而最终采用区域提纯以获得高纯产品。但此两类方法大都存在劳动强度大、工艺复杂等缺陷。
发明内容
本发明在充分利用氯化法实现金属分离优势基础上,基于镍、铜、铁、锌等氯化热力学条件和对应氯化物蒸汽压的区别,解决电解镍有效除杂技术难题,提供了一种电解镍氯化焙烧除杂制高纯镍的方法。
本发明通过下列技术方案实现:一种电解镍氯化制高纯镍的方法,经过下列各步骤:
(1)将电解镍、固体还原剂和氯化剂按比例混合均匀;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1000~1150℃下,并以流量0.3~1.5L/min通入反应载流气体,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为40~90min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后,剩余物料即为高纯镍。
所述步骤(1)的氯化剂为FeCl3和/或Cl2
所述步骤(1)的电解镍、固体还原剂和FeCl3的粒度为20~150目。
所述步骤(1)的电解镍中粒度大于40目的不少于55%、FeCl3中粒度大于100目的不少于40%、固体还原剂中粒度大于60目的不少于40%。
所述步骤(1)中固体还原剂占电解镍质量的4~10%。
所述氯化剂为FeCl3时占电解镍质量的3~7%;氯化剂为Cl2时,其通入流量为0.1~0.3L/min,系统中氯气的体积分数控制在15~25%。
所述步骤(1)的固体还原剂为煤、焦炭、木屑中的一种或几种。
所述步骤(2)的反应载流气体为空气、二氧化碳、一氧化碳、氮气中的一种或几种。
所述步骤(3)的高温含尘烟气经收尘后回收其中铁、铜、锌资源。
经过上述各步骤,电解镍除杂效果较为明显。除杂是在步骤(2)中完成的,过程中发生的反应为:
2FeCl3+Cu=2FeCl2↑+CuCl2↑      (1);
FeCl3+Cu=FeCl2↑+CuCl↑         (2);
2FeCl3+Fe=3FeCl2↑              (3);
2FeCl3+Zn=2FeCl2↑+ZnCl2↑      (4)。
本发明在充分利用镍、铜、铁、锌等金属氯化热力学条件和对应氯化物蒸汽压的区别,解决电解镍有效除杂技术难题,提供了一种电解镍氯化焙烧除杂制高纯镍的方法。采用高温还原气氛下对电解镍进行氯化焙烧处理。将电解镍中杂质组分铁、铜、锌等分别转化为FeCl2、CuCl、CuCl2和ZnCl2等挥发出系统,达到电解镍挥发除铁、铜、锌杂质的目的,并最终制得高纯镍。其所具备的有益效果和优点是:
(1)采用氯化焙烧法脱除电解镍中铁、铜、锌等杂质元素,保持杂质脱除率高的前提下,不引入新的杂质元素,工艺可操作性强;有效降低了电解镍中铁、铜、锌等杂质元素的含量,使工艺产品高纯镍的纯度达99.999%以上;
(2)采用氯化焙烧法脱除电解镍中铁、铜、锌等杂质元素,充分利用了氯化法实现金属分离的突出优势,杂质元素脱除效率较高;
(3)采用氯化焙烧法脱除电解镍中铁、铜、锌等杂质元素,技术只涉及一步焙烧工序,工艺过程较为简单,且能耗相对较低,具备较好的工业化应用前景。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面以实例进一步说明本发明的实质内容,但本发明的内容并不限于此。
实施例1
(1)将粒度为80~100目的电解镍、煤和FeCl3按比例混合均匀,其中,电解镍中粒度大于40目的不少于55%、FeCl3中粒度大于100目的不少于40%、煤中粒度大于60目的不少于40%;煤占电解镍质量的4%;FeCl3占电解镍质量的6%;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1100℃下,并以流量0.4L/min通入一氧化碳,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为90min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后回收其中铁、铜、锌资源,剩余物料即为高纯镍,经分析检测,镍纯度达99.9997%。
实施例2
(1)将粒度为100~150目的电解镍、焦炭和FeCl3按比例混合均匀,其中,电解镍中粒度大于40目的不少于55%、FeCl3中粒度大于100目的不少于40%、焦炭中粒度大于60目的不少于40%;焦炭占电解镍质量的5%;FeCl3占电解镍质量的7%;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1150℃下,并以流量0.3L/min通入二氧化碳和一氧化碳,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为40min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后回收其中铁、铜、锌资源,剩余物料即为高纯镍,经分析检测,镍纯度达99.9993%。
实施例3
(1)将粒度为80~150目的电解镍和煤按比例混合均匀,其中,电解镍中粒度大于40目的不少于55%、煤中粒度大于60目的不少于40%;煤占电解镍质量的5%;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1150℃下,通过刚玉管鼓入Cl2,其通入流量为0.1L/min,系统中氯气的体积分数控制在15%;并以流量0.4L/min通入一氧化碳,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为60min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后回收其中铁、铜、锌资源,剩余物料即为高纯镍,经分析检测,镍纯度达99.99994%。
实施例4
(1)将粒度为20~150目的电解镍、焦炭、木屑和FeCl3按比例混合均匀,其中,电解镍中粒度大于40目的不少于55%、FeCl3中粒度大于100目的不少于40%、焦炭和木屑中粒度大于60目的不少于40%;焦炭和木屑占电解镍质量的10%;FeCl3占电解镍质量的3%;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1000℃下,通过刚玉管鼓入Cl2,其通入流量为0.2L/min,系统中氯气的体积分数控制在20%;并以流量1.5L/min通入空气,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为90min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后回收其中铁、铜、锌资源,剩余物料即为高纯镍,经分析检测,镍纯度达99.99991%。
实施例5
(1)将粒度为80~150目的电解镍、煤、木屑按比例混合均匀,其中,电解镍中粒度大于40目的不少于55%、煤和木屑中粒度大于60目的不少于40%;煤和木屑占电解镍质量的8%;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1150℃下,通过刚玉管鼓入Cl2,其通入流量为0.3L/min,系统中氯气的体积分数控制在25%;并以流量1.0L/min通入一氧化碳和氮气,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为50min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后回收其中铁、铜、锌资源,剩余物料即为高纯镍,经分析检测,镍纯度达99.99995%。

Claims (6)

1.一种电解镍氯化制高纯镍的方法,其特征在于经过下列各步骤:
(1)将电解镍、固体还原剂和氯化剂按比例混合均匀,其中氯化剂为FeCl3和/或Cl2,固体还原剂占电解镍质量的4~10%,氯化剂为FeCl3时占电解镍质量的3~7%,氯化剂为Cl2时,其通入流量为0.1~0.3L/min,系统中氯气的体积分数控制在15~25%;
(2)将步骤(1)所得混合物料置于1000~1150℃下,并以流量0.3~1.5L/min通入反应载流气体,进行电解镍的氯化焙烧除杂处理,焙烧时间为40~90min;
(3)将步骤(2)氯化焙烧过程中产出的高温含尘烟气经常规冷却、收尘处理后,剩余物料即为高纯镍。
2.根据权利要求1所述的电解镍氯化制高纯镍的方法,其特征在于:所述步骤(1)的电解镍、固体还原剂和FeCl3的粒度为20~150目。
3.根据权利要求1所述的电解镍氯化制高纯镍的方法,其特征在于:所述步骤(1)的电解镍中粒度大于40目的不少于55%、FeCl3中粒度大于100目的不少于40%、固体还原剂中粒度大于60目的不少于40%。
4.根据权利要求1所述的电解镍氯化制高纯镍的方法,其特征在于:所述步骤(1)的固体还原剂为煤、焦炭、木屑中的一种或几种。
5.根据权利要求1所述的电解镍氯化制高纯镍的方法,其特征在于:所述步骤(2)的反应载流气体为空气、二氧化碳、一氧化碳、氮气中的一种或几种。
6.根据权利要求1所述的电解镍氯化制高纯镍的方法,其特征在于:所述步骤(3)的高温含尘烟气经收尘后回收其中铁、铜、锌资源。
CN201310416117.3A 2013-09-04 2013-09-04 一种电解镍氯化制高纯镍的方法 Active CN103498059B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201310416117.3A CN103498059B (zh) 2013-09-04 2013-09-04 一种电解镍氯化制高纯镍的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201310416117.3A CN103498059B (zh) 2013-09-04 2013-09-04 一种电解镍氯化制高纯镍的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN103498059A CN103498059A (zh) 2014-01-08
CN103498059B true CN103498059B (zh) 2015-04-22

Family

ID=49863318

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201310416117.3A Active CN103498059B (zh) 2013-09-04 2013-09-04 一种电解镍氯化制高纯镍的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN103498059B (zh)

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107022676A (zh) * 2017-04-27 2017-08-08 江苏省冶金设计院有限公司 处理镍铁粉的方法
CN106957952A (zh) * 2017-04-27 2017-07-18 江苏省冶金设计院有限公司 处理红土镍矿的方法和系统
CN107116212A (zh) * 2017-04-27 2017-09-01 江苏省冶金设计院有限公司 处理镍铁粉的系统和方法
CN115505756A (zh) * 2021-06-04 2022-12-23 深圳德丰荣科技有限公司 一种电解镍氯化制高纯镍的方法
CN113337717B (zh) * 2021-06-11 2022-07-19 南昌航空大学 一种采用组合氯化剂分离回收电镀污泥中有价金属的方法

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2008022381A1 (en) * 2006-08-23 2008-02-28 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd Production of metallic nickel with low iron content
CN102764895A (zh) * 2012-07-30 2012-11-07 北京科技大学 一种制备高纯超细镍粉的装置及其方法

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2008022381A1 (en) * 2006-08-23 2008-02-28 Bhp Billiton Ssm Development Pty Ltd Production of metallic nickel with low iron content
CN102764895A (zh) * 2012-07-30 2012-11-07 北京科技大学 一种制备高纯超细镍粉的装置及其方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
浅谈我国黄金精炼技术与工艺;秦晓鹏等;《黄金》;20030831;第24卷(第08期);第34~37页 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN103498059A (zh) 2014-01-08

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103498059B (zh) 一种电解镍氯化制高纯镍的方法
CN103911508B (zh) 一种从硫化砷加压浸出液中回收铼的方法
Liu et al. High-efficiency simultaneous extraction of rare earth elements and iron from NdFeB waste by oxalic acid leaching
CN103911514B (zh) 废旧硬质合金磨削料的回收处理方法
Sun et al. Electrochemistry during efficient copper recovery from complex electronic waste using ammonia based solutions
JP5913639B2 (ja) 酸化インジウム−酸化錫粉末の製造方法、itoターゲットの製造方法及び水酸化インジウム−メタ錫酸混合物の製造方法
CN102925695A (zh) 一种废旧高温合金物料的镍和钴浸出方法
Zhang et al. Extraction of vanadium from direct acid leach solution of converter vanadium slag
CN106048251A (zh) 一种清洁高效处理砷冰铜的工艺方法
CN109208031A (zh) 一种电解金属锰的生产方法
CN112458280A (zh) 利用酸性蚀刻液浸出低冰镍提取有价金属的方法
CN104419826B (zh) 氨浸氧化锌制电积锌的方法
CN110846512B (zh) 一种电解锰阳极渣硫酸熟化浸出锰的方法
CN103160864A (zh) 一种铌精矿熔盐电解制备铌铁合金的方法
Zhang et al. Recovery of bismuth and antimony metals from pressure-leaching slag
CN104164567A (zh) 一种从废旧高温合金中富集回收铌、钽的方法
Rogozhnikov et al. Technology for the hydrometallurgical processing of a complex multicomponent sulfide-based raw material
Dong et al. One-step extracting lead from galena (PbS) by a vacuum distillation method
CN104004917B (zh) 从废杂铜阳极泥中回收铅锡合金的方法
CN104745807A (zh) 一种提取铌钽矿中有价金属元素的方法
CN104046787B (zh) 一种氰化尾渣综合利用方法
CN106702165B (zh) 一种从尾矿中浸出铌钪的方法
CN105861822B (zh) 一种钴铜混合氧化矿的还原浸出方法
CN103882222A (zh) 红土镍矿氯盐焙烧提取镍钴的方法
KR101284255B1 (ko) 폐 ito로부터 주석을 분리 회수하는 방법

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant