CN105296753B - 氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法 - Google Patents

氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法。该方法包括以下步骤：将经过除铁操作后的含钴镍镁的酸浸液置于搅拌釜中，然后加入氧化镁水性料浆，控制氧化镁在氧化镁水性料浆中的质量浓度为≤80％，氧化镁的用量为氧化镍矿酸浸液质量的0.001～0.01倍,搅拌反应至沉淀完全，过滤分离，得到滤渣和滤液，滤液送入氧化镁处理工序制备氧化镁重复利用，将滤渣用稀酸溶解后引入萃取系统，用混合萃取剂进行萃取分离，分别在萃取槽和反萃槽出口获得含硫酸镍和含硫酸钴的溶液，混合萃取剂经稀酸反萃后返回萃取槽循环利用。本发明所述方法实现了钴、镍、镁的完全分离，萃取剂无需皂化，钴镍分离效率高，试剂消耗少，分离成本低。

Description

氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法
技术领域
本发明涉及镍矿冶炼方法，具体涉及氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法。
背景技术
酸浸工艺是氧化镍矿冶炼的常用技术，其中硫酸浸出工艺在氧化镍矿的湿法冶炼中应用十分普遍。氧化镍矿中除了含有镍、钴元素外，还含有铁、镁、铝等金属元素。对氧化镍矿进行硫酸浸出得到的是含铁、铝、镁、镍、钴等金属离子的浸出液，必须对其进行分离才能获得镍、钴等金属及其化合物。对于氧化镍矿酸浸液中金属离子的分离，通常先通过沉淀法分离铁、铝离子，再进一步分离镍、钴、镁离子。
通常采用溶剂萃取法分离氧化镍矿硫酸浸出液中的钴和镍，常用的萃取剂有二(2-乙基己基)膦酸(P204)，2-乙基己基膦酸单2-乙基己基脂(P507)，二(2，4，4-三甲基戊基)膦酸(Cyanex272)等。这三种常用的酸性膦类萃取剂的酸性依次减弱而分离钴、镍能力逐次增强。P204价格便宜，但对镍钴的分离能力较弱，主要适用于较低pH值下的萃取分离场合；Cyanex272对钴镍的分离能力较强，但要求在较高的pH值(pH>4)下进行萃取，且Cyanex272价格昂贵，难以大规模工业应用；P507价格低廉，其对钴镍的萃取分离能力低于Cyanex272，但高于P204，因而在三种萃取剂中应用最为普遍。
酸性磷类萃取剂与金属离子的萃取反应是金属离子与萃取剂的H+之间的交换反应，随着萃取反应的进行,H+不断转移至水相中。为避免水相酸度增加影响萃取率,萃取剂使用前要用碱性物质如氨水(或铵盐)、NaOH等进行皂化处理，使用皂化后的萃取剂与金属离子进行萃取反应，用铵根离子(或钠离子)与金属离子进行交换，可保证萃取过程的酸度不发生变化。但皂化过程和萃取过程必然会产生氨氮废水或含钠离子的废水，这些废水需经处理才能排放。在镍矿冶炼工艺中，采用P507萃取分离钴镍前也需预先对P507进行氨皂(或钠皂)处理，如公开号为CN103146934A和CN103898339A的发明专利都采用皂化后的P507萃取分离钴镍。为了防止萃余液中滞留的钠离子或铵根离子对硫酸镍电解过程的影响，有人提出在氨皂(或钠皂)之后增加镍皂工序，以避免钠离子或铵根离子进入萃余液中，如申请号为201120399701.9的专利提出P507的皂化需包括钠皂和镍皂两步。另外，萃取剂经反萃后还需重新皂化才能循环萃取，这意味着需要不断消耗氨水(或铵盐)、NaOH等碱性物质。显然，萃取剂的皂化不仅会造成环境污染，还使得萃取工艺流程变长，试剂消耗增加，增加了萃取成本。
在酸性浸出液中，P507对钴、镍、镁三种金属离子的萃取顺序为：Co2+>Mg2+>Ni2+。因此，若溶液中只含有钴、镍两种金属离子时，p507优先萃取钴，从而实现了钴镍的分离。但是，氧化镍矿硫酸浸出液中含有很高浓度的镁离子，且镁离子浓度远高于钴、镍离子浓度，采用P507从含有镍、钴、镁的氧化镍矿酸浸液中分离钴、镍时，由于钴、镁离子同时被萃入有机相，大大降低了钴的萃取率，使钴镍分离效率下降，萃取分离级数大大增加，即使增加洗涤工序也很难完全分离进入P507中的钴和镁。
P507萃取分离钴镍的初始pH值约为3.5左右，萃取平衡的pH值为4.5～5.5。氧化镍矿酸浸液的pH值大多＜1，浸出液经除铁、除杂处理后送入镍钴分离工序时,大多数浸出液的pH值升至大于1但小于2的范围。因此，不能直接用P507萃取分离钴镍，需加入碱性物质对浸出液进行中和、将浸出液的pH值升至大于3后才可进行萃取操作，如公开号为CN101532094A的专利中就提到采用P507萃取分离镍钴前要用加入调节剂将溶液的pH值调至3～4.5，这也会增加碱性物质的消耗，增加了萃取成本。
对负载P507进行反萃时一般需使用较高浓度的硫酸，导致反萃后的空白有机相余酸较高，需用水对空白有机相进行酸洗脱操作后，有机相才能循环利用，这不仅延长了萃取流程，还进一步增加了萃取分离的费用。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法。本发明所述方法不仅不需要对萃取剂进行皂化处理，还可以在进行萃取工序前实现氧化镍矿酸浸液中的镁与镍钴的分离，使得进入萃取工序的溶液中镁离子的浓度极低，完全消除了镁对钴镍萃取分离的影响，大大提高了钴镍分离效率。
本发明所述的氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法，包括以下步骤：
(1)将氧化镍矿酸浸液置于搅拌釜中，搅拌条件下，向其中加入氧化镁水性料浆，继续搅拌反应，得到混合物；其中，氧化镁水性料浆为氧化镁与水混合均匀后形成的浆液，氧化镁在氧化镁水性料浆中的质量浓度为≤80％，氧化镁的用量为氧化镍矿酸浸液质量的0.001～0.01倍；
(2)将混合物过滤，分别得到滤液和滤渣；
(3)取滤渣置于另一搅拌釜中，加入稀硫酸，搅拌直至滤渣全部溶解，得到溶解液；
(4)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中：
在萃取工序中，以混合萃取剂为有机相，将混合萃取剂送入萃取槽第1级，将溶解液送入萃取槽最后一级；其中，所述的混合萃取剂按体积百分比计，由10～50％的2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯(P507)、10～40％的胺类萃取剂和余量的溶剂组成；在该工序中，有机相与溶解液的流量比为5～1:1～3；
在洗涤工序中，以从萃取槽最后一级的出口流出的液体为有机相，直接送入洗涤槽第1级；以水为水相，将水送入洗涤槽最后一级；在该工序中，有机相与水相的流量比为6～0.5:1～3；
在反萃工序中，以从洗涤槽最后一级的出口流出的液体为有机相，直接送入反萃槽第1级；以0～0.5mol/L的硫酸溶液为水相，将0～0.5mol/L的硫酸溶液送入反萃槽最后一级；在该工序中，有机相与水相的流量比为6～0.5:1～3；
在经过连续逆流萃取、洗涤和反萃后，从萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，从洗涤槽第1级出口收集硫酸镁的溶液，从反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，从反萃槽最后1级出口收集空白混合萃取剂；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入氧化镁制备工序。
本发明所述技术方案中，所述的氧化镍矿酸浸液为经过除铁操作的氧化镍矿的硫酸浸出液，其中铁离子(含Fe2+和Fe3+)的浓度≤0.01g/L(通过现有常规除铁技术即可实现氧化镍矿硫酸浸出液中铁离子的浓度≤0.01g/L)；所述氧化镍矿酸浸液的pH值介于1～5之间。所述氧化镍矿酸浸液中镍、钴、镁、铁等金属离子的浓度分别介于下述范围内：镍0.3～6g/L、镁2～30g/L、钴0.01～3g/L、铁≤0.01g/L。
上述分离方法的步骤(1)中，搅拌反应可以是在加热或不加热的条件下进行。优选地，搅拌反应可以在20～90℃，在此温度限定条件下，搅拌反应的时间通常为0.1～4h。
上述分离方法的步骤(1)中，优选是将氧化镁水性料浆缓慢的加入到氧化镍矿酸浸液中，这样更有利于氧化镁与氧化镍矿酸浸液的反应，更有利于镍钴从氧化镍矿酸浸液中沉淀出来，从而实现镁与镍钴的分离。申请人在长期试验研究的基础上发现，当搅拌釜的容积小于200L时，氧化镁水性料浆的加入速度优选是控制在流量≤1.5L/min的范围内，更优选是控制流量为0.3～1.0L/min，这使得镍钴几乎能够从氧化镍矿浸出液中完全沉淀出来。
上述分离方法的步骤(1)中，优选是将氧化镁配制成质量浓度为10～80％的氧化镁水性料浆。氧化镁的用量优选为氧化镍矿酸浸液质量的0.003～0.01倍。
上述分离方法的步骤(3)中，所述的稀硫酸为浓度为0.1～1mol/L的硫酸溶液。稀硫酸的加入量与现有技术相同，一般可以是滤渣重量的6～70倍。在加入稀硫酸后，搅拌溶解的过程可以在加热或不加热的条件下进行，通常情况下，搅拌溶解可以在20～90℃。优选地，搅拌溶解在加热条件下进行。
上述分离方法的步骤(4)中，所述混合萃取剂的组成中，所述的胺类萃取剂为三烷基叔胺(N235)或仲碳伯胺(N1923)，所述溶剂为现有技术中的常规选择，具体地，可以是选自磺化煤油、甲苯和环已烷中的一种。本申请中，按体积百分比计，所述的混合萃取剂优选是由20～40％的二(2-乙基己基)膦酸、15～35％的胺类萃取剂和余量的溶剂组成。
上述分离方法的步骤(4)中，在萃取工序中，有机相与溶解液的流量比优选为3～1：1～1.5；在洗涤工序中，有机相与水相的流量比优选为5～2：1～2；在反萃工序中，有机相与水相的流量比优选为3～1.5：1～1.5。
上述分离方法的步骤(5)中，经合并得到的溶液进行氧化镁的制备按现有常规工艺进行。制得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，剩余产品送产品库存。
本发明所述的分离方法中，所述萃取工序、洗涤工序和反萃工序采用的设备与现有技术相同。
采用本发明所述方法对氧化镍矿酸浸液中的镍、钴、镁进行分离，在经过3～4级萃取，1级洗涤和1级反萃处理后，在萃取槽第1级出口收集的硫酸镍溶液中，钴和镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集的硫酸镁溶液中，镍和钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集的硫酸钴溶液中，镍和镁的浓度均低于10ppm；在反萃槽最后1级出口收集的空白混合萃取剂(即空白有机相)的pH值＞4，可以直接返回萃取槽第1级循环使用。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1、本发明方法首先对含钴、镍、镁的氧化镍矿酸浸液进行沉淀处理，使镍、钴富集在沉淀产物中，实现了镁与镍钴的分离；在通过上述处理后，使得引入萃取工序的溶液中镁浓度极低，完全消除了镁对钴镍萃取分离的影响，大大提高了钴镍分离效率。
2、钴镍离子从溶液中沉积一般需在pH大于8的条件下进行。传统工艺中，当采用氧化镁调节浸出液的酸度时，只能利用氧化镁中和浸出液的残酸，使浸出液接近中性(即pH值接近7)，并不能使浸出液变为碱性(即pH值大于7)，也不能实现钴镍的完全沉积；此外,采用氧化镁沉淀钴镍时，由于钴镍料浆的浓度较低，无法直接过滤分离，部分学者采用加入絮凝剂的方法来加快钴镍产物的沉降速度和过滤速度。采用本发明所述方法，通过控制氧化镁与含钴镍镁的氧化镍矿酸浸液的质量比、以及氧化镁料浆的加入方式，不仅调节了浸出液的酸度，还保证了浸出液中的钴镍沉淀完全从而与镁分离，并且，无需加入絮凝剂就可实现钴镍快速沉淀，且钴镍沉淀产物极易过滤。
3、本发明所述方法中，氧化镁以镁离子的形式进入浸出液中，并未增加浸出液中的金属离子种类，克服了传统工艺中通过加入碱性试剂(如氢氧化钠等)调节浸出液酸度时会引入其他金属离子(如钠离子)进入浸出液的缺陷。
4、钴镍的萃取分离过程不需对含P507的混合萃取剂进行皂化处理，省却了氨(钠)皂、镍皂步骤，避免了氨氮废水或含钠离子废水的处理与排放，萃取过程不会造成环境污染。
5、沉淀镍钴所用的沉淀剂氧化镁可通过后续镁处理工序获得，含钴镍镁的料液不需进行酸度中和即可进行分离，因而不需额外添加沉淀剂和中和浸出液所需的碱性试剂；负载钴的有机相可用浓度较低的稀酸进行反萃，反萃后的空白有机相中余酸含量很低，不需进行洗酸操作即可返回萃取段循环利用，省却了有机相洗酸操作的水消耗；溶解钴镍沉淀产物过程所用酸的浓度也很低，加上钴镍萃取分离的萃取剂可循环使用，因而本发明所述钴镍镁分离方法的试剂消耗很少。
附图说明
图1为本发明所述方法的工艺流程图，其中：L表示萃取级数，M表示洗涤级数，N表示反萃级数。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步的详述,以更好地理解本发明的内容,但本发明并不限于以下实施例。
实施例1
(1)氧化镍矿硫酸浸出液料液中Co2+,Ni2+，Mg2+的浓度分别为0.1g/L,1.05g/L,2.3g/L,铁离子(含Fe2+和Fe3+，下同)的浓度0.001g/L，料液的pH值为1.2，将料液送入搅拌釜中；
称取占氧化镍矿酸浸液质量0.001倍的氧化镁，加水配制成氧化镁质量浓度为40％的氧化镁水性料浆；
启动搅拌釜的搅拌器(转速为250rpm)，然后将氧化镁水性料浆按0.3L/min的流量加入到搅拌釜中，于30℃搅拌反应3h，得到混合物(pH值为8.1)；
(2)对步骤(1)所得混合物进行液固分离,得到固体滤渣和滤液；
(3)将步骤(2)所得滤渣转入另一搅拌釜中，加入0.5mol/L的硫酸溶液，升温至40℃搅拌直至滤渣全部溶解(约0.5h)，得到溶解液；
(4)将步骤(3)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中，混合萃取剂按体积百分比由20％的P507、15％的N235和65％的煤油组成，将混合萃取剂送入萃取槽第1级；将步骤(3)所得溶解液送入萃取槽最后1级，将水加入洗涤槽的最后1级；将水加入反萃槽最后1级；控制萃取槽中混合萃取剂与溶解液的流量比为3：1，洗涤槽中有机相与水相的流量比为4:1，反萃槽中有机相与水的流量比为3:1.5。在反萃槽的最后1级出口收集的空白混合萃取剂返回步骤(4)萃取槽第1级循环使用；
经过4级萃取，1级洗涤和2级反萃，在萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，其中钴、镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集含硫酸镁的溶液，其中镍、钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，其中镍、镁的浓度均低于10ppm；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入后续的氧化镁制备工序；所得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，部分送入产品库储存。
整个工艺的流程图如图1所示。
实施例2
(1)氧化镍矿硫酸浸出液料液中Co2+,Ni2+，Mg2+的浓度分别为0.3g/L,2.3g/L,13g/L,铁离子的浓度为0.005g/L，料液的pH值为2.2，将料液送入搅拌釜中；
称取占氧化镍矿酸浸液质量0.0018倍的氧化镁，加水配制成氧化镁质量浓度为40％的氧化镁水性料浆；
启动搅拌釜的搅拌器(转速为350rpm)，然后将氧化镁水性料浆按0.8L/min的流量加入到搅拌釜中，于50℃搅拌反应2.5h，得到混合物(pH值为8.2)；
(2)对步骤(1)所得混合物进行液固分离,得到固体滤渣和滤液；
(3)将步骤(2)所得滤渣转入另一搅拌釜中，加入0.8mol/L的硫酸溶液，升温至30℃搅拌直至滤渣全部溶解(约2h)，得到溶解液；
(4)将步骤(3)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中，混合萃取剂按体积百分比由30％的P507、25％的N235和45％的煤油组成，将混合萃取剂送入萃取槽第1级；将步骤(3)所得溶解液送入萃取槽最后1级，将水加入洗涤槽的最后1级；将0.07mol/L的硫酸溶液加入反萃槽最后1级；控制萃取槽中萃取剂与溶解液的流量比为2：1，洗涤槽中有机相与水相的流量比为2:1，反萃槽中有机相与0.07mol/L硫酸溶液的流量比为4:1。反萃槽的最后1级出口收集的空白混合萃取剂返回步骤(4)萃取槽第1级循环使用；
经过4级萃取，2级洗涤和2级反萃，在萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，其中钴、镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集含硫酸镁的溶液，其中镍、钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，其中镍、镁的浓度均低于10ppm；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入后续的氧化镁制备工序；所得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，部分送入产品库储存。
实施例3
(1)氧化镍矿硫酸浸出液料液中Co2+,Ni2+，Mg2+的浓度分别为0.3g/L,5.7g/L,30g/L,铁离子的浓度为0.0004g/L，料液的pH值为3.1，将料液送入搅拌釜中；
称取占氧化镍矿酸浸液质量0.003倍的氧化镁，加水配制成氧化镁质量浓度为50％的氧化镁水性料浆；
启动搅拌釜的搅拌器(转速为400rpm)，然后将氧化镁水性料浆按0.5L/min的流量加入到搅拌釜中，于70℃搅拌反应1h，得到混合物(pH值为8.3)；
(2)对步骤(1)所得混合物进行液固分离,得到固体滤渣和滤液；
(3)将步骤(2)所得滤渣转入另一搅拌釜中，加入1mol/L的硫酸溶液，升温至60℃搅拌直至滤渣全部溶解(1h)，得到溶解液；
(4)将步骤(3)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中，混合萃取剂按体积百分比由40％的P507、25％的N235和35％的环己烷组成，将混合萃取剂送入萃取槽第1级；将步骤(3)所得溶解液送入萃取槽最后1级，将水加入洗涤槽的最后1级；将0.01mol/L的硫酸溶液加入反萃槽最后1级；控制萃取槽中萃取剂与溶解液的流量比为1：1，洗涤槽中有机相与水相的流量比为1:1.5，反萃槽中有机相与0.01mol/L硫酸溶液的流量比为1.5:1。反萃槽的最后1级出口收集的空白混合萃取剂返回步骤(4)萃取槽第1级循环使用；
经过5级萃取，2级洗涤和2级反萃，在萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，其中钴、镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集含硫酸镁的溶液，其中镍、钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，其中镍、镁的浓度均低于10ppm；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入后续的氧化镁制备工序；所得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，部分送入产品库储存。
实施例4
(1)氧化镍矿硫酸浸出液料液中Co2+,Ni2+，Mg2+的浓度分别为1.8g/L,4.5g/L,21.4g/L,铁离子的浓度为0.003g/L，料液的pH值为4.6，将料液送入搅拌釜中；
称取占氧化镍矿酸浸液质量0.004倍的氧化镁，加水配制成氧化镁质量浓度为30％的氧化镁水性料浆；
启动搅拌釜的搅拌器(转速为150rpm)，然后将氧化镁水性料浆按1L/min的流量加入到搅拌釜中，于80℃搅拌反应1.5h，得到混合物(pH值为8.6)；
(2)对步骤(1)所得混合物进行液固分离,得到固体滤渣和滤液；
(3)将步骤(2)所得滤渣转入另一搅拌釜中，加入0.6mol/L的硫酸溶液，升温至40℃搅拌直至滤渣全部溶解(0.5h)，得到溶解液；
(4)将步骤(3)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中，混合萃取剂按体积百分比由40％的P507、10％的N235和50％的甲苯组成，将混合萃取剂送入萃取槽第1级；将步骤(3)所得溶解液送入萃取槽最后1级，将水加入洗涤槽的最后1级；将0.4mol/L的硫酸溶液加入反萃槽最后1级；控制萃取槽中萃取剂与溶解液的流量比为5：3，洗涤槽中有机相与水相的流量比为6:1，反萃槽中有机相与0.4mol/L硫酸溶液的流量比为2:1.5。反萃槽的最后1级出口收集的空白混合萃取剂返回步骤(4)萃取槽第1级循环使用；
经过4级萃取，2级洗涤和1级反萃，在萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，其中钴、镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集含硫酸镁的溶液，其中镍、钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，其中镍、镁的浓度均低于10ppm；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入后续的氧化镁制备工序；所得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，部分送入产品库储存。
实施例5
(1)氧化镍矿硫酸浸出液料液中Co2+,Ni2+，Mg2+的浓度分别为0.5g/L,3.4g/L,8.2g/L,铁离子的浓度为0.0006g/L，料液的pH值为2.7，将料液送入搅拌釜中；
称取占氧化镍矿酸浸液质量0.006倍的氧化镁，加水配制成氧化镁质量浓度为30％的氧化镁水性料浆；
启动搅拌釜的搅拌器(转速为500rpm)，然后将氧化镁水性料浆按0.3L/min的流量加入到搅拌釜中，于90℃搅拌反应0.5h，得到混合物(pH值为8.3)；
(2)对步骤(1)所得混合物进行液固分离,得到固体滤渣和滤液；
(3)将步骤(2)所得滤渣转入另一搅拌釜中，加入1.0mol/L的硫酸溶液，升温至90℃搅拌直至滤渣全部溶解(0.1h)，得到溶解液；
(4)将步骤(3)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中，混合萃取剂按体积百分比由50％的P507、15％的N235和35％的甲苯组成，将混合萃取剂送入萃取槽第1级；将步骤(3)所得溶解液送入萃取槽最后1级，将水加入洗涤槽的最后1级；将0.1mol/L的硫酸溶液加入反萃槽最后1级；控制萃取槽中萃取剂与溶解液的流量比为6：1，洗涤槽中有机相与水相的流量比为3：2，反萃槽中有机相与0.1mol/L硫酸溶液的流量比为2:1。反萃槽的最后1级出口收集的空白混合萃取剂返回步骤(4)萃取槽第1级循环使用；
经过4级萃取，2级洗涤和3级反萃，在萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，其中钴、镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集含硫酸镁的溶液，其中镍、钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，其中镍、镁的浓度均低于10ppm；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入后续的氧化镁制备工序；所得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，部分送入产品库储存。
实施例6
(1)氧化镍矿硫酸浸出液料液中Co2+,Ni2+，Mg2+的浓度分别为2.9g/L,1.5g/L,29.4g/L,铁离子的浓度为0.002g/L，料液的pH值为3.8，将料液送入搅拌釜中；
称取占氧化镍矿酸浸液质量0.008倍的氧化镁，加水配制成氧化镁质量浓度为75％的氧化镁水性料浆；
启动搅拌釜的搅拌器(转速为200rpm)，然后将氧化镁水性料浆按0.2L/min的流量加入到搅拌釜中，于20℃搅拌反应4h，得到混合物(pH值为8.2)；
(2)对步骤(1)所得混合物进行液固分离,得到固体滤渣和滤液；
(3)将步骤(2)所得滤渣转入另一搅拌釜中，加入0.2mol/L的硫酸溶液，升温至20℃搅拌直至滤渣全部溶解(1h)，得到溶解液；
(4)将步骤(3)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中，混合萃取剂按体积百分比由15％的P507、15％的N235和70％的煤油组成，将混合萃取剂送入萃取槽第1级；将步骤(3)所得溶解液送入萃取槽最后1级，将水加入洗涤槽的最后1级；将0.1mol/L的硫酸溶液加入反萃槽最后1级；控制萃取槽中萃取剂与溶解液的流量比为5：1，洗涤槽中有机相与水相的流量比为2：1，反萃槽中有机相与0.1mol/L硫酸溶液的流量比为3:1.5。反萃槽的最后1级出口收集的空白混合萃取剂返回步骤(4)萃取槽第1级循环使用；
经过4级萃取，2级洗涤和2级反萃，在萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，其中钴、镁的浓度均低于10ppm；在洗涤槽的第1级出口收集含硫酸镁的溶液，其中镍、钴的浓度均低于10ppm；在反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，其中镍、镁的浓度均低于10ppm；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入后续的氧化镁制备工序；所得的氧化镁部分返回步骤(1)使用，部分送入产品库储存。

Claims (8)

1.氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法，包括以下步骤：
(1)将氧化镍矿酸浸液置于搅拌釜中，搅拌条件下，向其中加入氧化镁水性料浆，继续搅拌反应，得到混合物；其中，氧化镁水性料浆为氧化镁与水混合均匀后形成的浆液，氧化镁在氧化镁水性料浆中的质量浓度为≤80％，氧化镁的用量为氧化镍矿酸浸液质量的0.001～0.01倍，向氧化镍矿酸浸液中加入氧化镁水性料浆的流量≤1.5L/min；所述的氧化镍矿酸浸液为经过除铁操作的氧化镍矿的硫酸浸出液，其中铁离子的浓度≤0.01g/L，镍、钴、镁各金属离子的浓度分别为镍0.3～6g/L、镁2～30g/L、钴0.01～3g/L；
(2)将混合物过滤，分别得到滤液和滤渣；
(3)取滤渣置于另一搅拌釜中，加入稀硫酸，搅拌直至滤渣全部溶解，得到溶解液；
(4)所得溶解液送入萃取工序、洗涤工序、反萃工序，进行逆流萃取分离；其中：
在萃取工序中，以混合萃取剂为有机相，将混合萃取剂送入萃取槽第1级，将溶解液送入萃取槽最后一级；其中，所述的混合萃取剂按体积百分比计，由10～50％的2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯、10～40％的胺类萃取剂和余量的溶剂组成；在该工序中，有机相与溶解液的流量比为5～1:1～3；
在洗涤工序中，以从萃取槽最后一级的出口流出的液体为有机相，直接送入洗涤槽第1级；以水为水相，将水送入洗涤槽最后一级；在该工序中，有机相与水相的流量比为6～0.5:1～3；
在反萃工序中，以从洗涤槽最后一级的出口流出的液体为有机相，直接送入反萃槽第1级；以0～0.5mol/L的硫酸溶液为水相，将0～0.5mol/L的硫酸溶液送入反萃槽最后一级；在该工序中，有机相与水相的流量比为6～0.5:1～3；
在经过连续逆流萃取、洗涤和反萃后，从萃取槽第1级出口收集含硫酸镍的溶液，从洗涤槽第1级出口收集硫酸镁的溶液，从反萃槽第1级出口收集含硫酸钴的溶液，从反萃槽最后1级出口收集空白混合萃取剂；
(5)将步骤(2)所得的滤液和步骤(4)中收集的含硫酸镁的溶液合并，送入氧化镁制备工序。
2.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：步骤(1)中，搅拌反应在加热或不加热的条件下进行。
3.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：步骤(1)中，搅拌 反应在20～90℃。
4.根据权利要求3所述的分离方法，其特征在于：步骤(1)中，搅拌反应的时间为0.1～4h。
5.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：步骤(1)中，向氧化镍矿酸浸液中加入氧化镁水性料浆的流量为0.3～1.0L/min。
6.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：步骤(1)中，氧化镁在氧化镁水性料浆中的质量浓度为10～80％。
7.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：步骤(3)中，所述的稀硫酸为浓度为0.1～1mol/L的硫酸溶液。
8.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：步骤(3)中，在加入稀硫酸后，搅拌溶解的过程在加热或不加热的条件下进行。
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