CN108823430B - 一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,该方法包括步骤:将硫酸水溶液、红土镍矿和表面活性剂混合均匀,在50~120℃下浸取4~12h,然后经固液分离,得含镍、钴、铁的浸出液。本发明方法步骤简单,操作温度低,操作条件温和、易于实现;能够在常压条件下选择性高效的同时浸出镍和钴,并降低铁的浸出率,且浸出速率较快,较现有单纯硫酸酸浸红土镍矿工艺,镍、钴浸出率更高,铁的浸出率更低。
Description
技术领域
本发明涉及一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,属于湿法冶金技术领域。
背景技术
镍具有优良的耐腐蚀性能,被广泛用于制造不锈钢。随着不锈钢消费量的逐年增加,镍的需求量也不断上升。镍主要来源于硫化镍矿与红土镍矿,由于硫化镍矿逐渐减少,从红土镍矿提取镍越来越受到人们的关注。红土镍矿中镍、钴主要以晶格取代的形式赋存于针铁矿、褐铁矿、蛇纹石等矿相中。
世界上约有70%的红土镍矿用于火法冶金工艺生产镍铁,但是此工艺难以回收钴,且镍的提取率较低;同时该工艺操作温度较高,废渣量大、难以利用。硫酸加压浸出红土镍矿是较早的湿法冶金工艺,该工艺的优势是镍、钴选择性浸出,但是该方法操作条件比较苛刻(270℃,5Mpa),对设备要求相对较高,反应过程结垢严重,导致传热效率较低。常压浸出工艺的操作温度为室温至浸出剂沸点,操作条件温和,但是由于浸出温度较低,反应速率较低,镍、钴浸出率较低,浸出时间相对较长。如,中国专利文献CN101338377A公开了一种红土镍矿中镍高效浸出工艺,该发明以硅酸盐型红土镍矿为原料,经破碎、筛分之后,以硫酸作为浸出剂,将浸出物料加入到一定浓度的浸出液中,在一定的温度和搅拌速率下浸出反应一段时间,待反应结束后立即进行固液分离,获得富含镍的浸出溶液。该发明在常压下进行搅拌浸出反应,通过选择合适的浸出矿浆浓度,并调节浸出反应时间、温度以及搅拌器转速,实现了红土镍矿中镍的浸出,但同样存在镍浸出率相对较低的问题,并且不能选择性的浸出镍和钴,且未提及钴和铁的浸出率。
因此,建立一种使红土镍矿常压条件下即可选择性高效浸出镍、钴,同时降低铁的浸出率的简便方法,具有重要的意义。
发明内容
针对现有技术存在的不足,本发明提供一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法。本发明的方法简单,操作温度低,操作条件温和、易于实现,能够常压选择性高效的同时浸出镍和钴,并降低铁的浸出率,且浸出速率较快。
本发明的技术方案如下:
一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
(1)将硫酸水溶液、红土镍矿和表面活性剂混合均匀,在50~120℃下浸取4~12h,得中间浆料;
(2)步骤(1)得到的中间浆料经固液分离,得含镍、钴、铁的浸出液。
根据本发明优选的,步骤(1)中所述硫酸水溶液的质量浓度为5%~30%。
根据本发明优选的,步骤(1)中所述红土镍矿中含有Ni元素,Co元素和Fe2O3;Ni元素的质量含量小于2%,Co元素的质量含量小于0.2%,Fe2O3的质量含量为15%~60%。
根据本发明优选的,步骤(1)中所述表面活性剂为阳离子表面活性剂、非离子表面活性剂或阴离子表面活性剂;优选为阳离子表面活性剂。
优选的,所述表面活性剂为十二烷基三甲基氯化铵、十四烷基三甲基氯化铵、十六烷基三甲基氯化铵、十八烷基三甲基氯化铵、双十二烷基二甲基氯化铵、十二烷基苯磺酸钠或脂肪醇聚氧乙烯醚硫酸钠。
进一步优选的,所述表面活性剂为十四烷基三甲基氯化铵、十八烷基三甲基氯化铵或双十二烷基二甲基氯化铵。
根据本发明优选的,步骤(1)中所述的硫酸水溶液与红土镍矿的液固质量比为5:1~25:1,红土镍矿与表面活性剂的质量比为5:1~31:1。
根据本发明,步骤(2)中所述固液分离的操作温度为室温,固液分离的方法及设备按现有技术进行即可。
根据本发明优选的,步骤(2)中所述含镍、钴、铁的浸出液中,铁离子的质量浓度为1~10g/L,镍离子的质量浓度为0.5~5g/L,钴离子的质量浓度为0.01~0.5g/L。
根据本发明,可按现有技术对本发明所得含镍、钴、铁的浸出液中的镍、钴、铁进行分离。
本发明的技术特点及有益效果:
(1)本发明利用红土镍矿颗粒的表面电位,采用表面活性剂与红土镍矿发生静电相互作用,促进红土镍矿颗粒的解离,提高浸出剂(硫酸水溶液)及浸出产物(金属离子)的扩散速率,从而提高镍、钴浸出速率及浸出率。含有表面活性剂浸出体系的浸出母液(即本发明硫酸水溶液和表面活性剂的混合液)表面张力(40mN/m~50mN/m)明显低于不含表面活性剂浸出体系的浸出母液(即硫酸水溶液)表面张力(60mN/m~80mN/m),这表明表面活性剂的存在提高了浸出剂在红土镍矿颗粒表面的润湿性能,提高了浸出剂的扩散效率,有利于镍、钴的浸出。另外红土镍矿表面电位一般并不成电中性,加入的表面活性剂吸附于颗粒表面,降低了镍、钴离子在颗粒表面的吸附,有助于镍、钴浸出率的提高。如实施例3中,单纯红土镍矿的表面电位为-9mV,加入本发明表面活性剂和硫酸水溶液后其表面电位约为30mV,静电斥力降低了镍、钴吸附。
(2)本发明表面活性剂的用量对浸出效果有重要影响,当表面活性剂加入量过大,会导致浸出液粘度的增加,降低传质效率,进一步导致镍浸出率的下降;当表面活性剂加入量过低,浸出液表面张力及浸出渣表面电位变化可忽略不计,对镍浸出率影响较小;因此,本发明表面活性剂的用量可以有效提高镍、钴浸出率,降低铁的浸出率。
(3)本发明方法步骤简单,操作温度低,操作条件温和、易于实现;能够在常压条件下选择性高效的同时浸出镍和钴,并降低铁的浸出率,且浸出速率较快,较现有单纯硫酸酸浸红土镍矿工艺,镍、钴浸出率更高,铁的浸出率较低。本发明方法大幅提高了资源利用率,使镍、钴的浸出率均大于80%,镍的回收率可达94.7%,钴的回收率可达96.4%,铁的回收率可降低至25.3%;相比单纯硫酸酸浸,镍的回收率提高率可达25.0%,钴的回收率提高率可达26.7%,铁的回收率降低率可达33.9%。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明做进一步的说明,但不限于此。
同时下述实施例中所述实验方法,如无特殊说明,均为常规方法;所述试剂和材料,如无特殊说明,均可从商业途径获得。
实施例中,所用红土镍矿取自菲律宾。
实施例1
一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
将10g Fe、Ni和Co元素的质量含量分别为18.8%、1.13%和0.11%的红土镍矿与200mL质量浓度为10%硫酸水溶液、2g十四烷基三甲基氯化铵混合均匀,在100℃下浸取8小时,得到中间浆料;中间浆料经固液分离后得到浸出渣和200mL含镍、钴和铁的浸出液;浸出液中铁离子的质量浓度为2.6g/L,镍离子的质量浓度为0.50g/L,钴离子的质量浓度为0.051g/L。
经计算,此工艺中,镍的回收率为88.5%,钴的回收率为92.7%,铁的回收率为27.7%。
对比例1
一种红土镍矿浸出镍和钴的方法,步骤如实施例1所述,所不同的是:中间浆料制备过程中不加入表面活性剂十四烷基三甲基氯化铵,所得中间浆料经固液分离得到浸出渣和200mL含镍、钴和铁的浸出液;浸出液中铁离子的质量浓度为3.71g/L,镍离子的质量浓度为0.40g/L,钴离子的质量浓度为0.045g/L。
经计算,本对比例镍的回收率为70.8%,钴的回收率为81.8%,铁的回收率为39.5%。
由本对比例和实施例1对比可知,本发明中表面活性剂十四烷基三甲基氯化铵的加入,可以使镍的回收率提高17.7%,钴的回收率提高10.9%,铁的回收率可降低11.8%,说明本发明表面活性剂的加入可以高效的提高钴和镍的浸出率,降低铁的浸出率。
实施例2
一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
将10g Fe、Ni和Co元素的质量含量分别为18.8%、1.13%和0.11%的红土镍矿与100mL质量浓度为15%的硫酸水溶液、0.33g十六烷基三甲基氯化铵混合均匀,在90℃下浸取6小时,得到中间浆料;中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液,浸出液中铁离子的质量浓度为5.4g/L,镍离子的质量浓度为1.02g/L,钴离子的质量浓度为0.105g/L。
经计算,此工艺中,镍的回收率为90.3%,钴的回收率为95.5%,铁的回收率为28.7%。
对比例2
一种红土镍矿浸出镍和钴的方法,步骤如实施例2所述,所不同的是:中间浆料制备过程中不加入表面活性剂十六烷基三甲基氯化铵,所得中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液;浸出液中铁离子的质量浓度为6.2g/L,镍离子的质量浓度为0.94g/L,钴离子的质量浓度为0.093g/L。
经计算,本对比例镍的回收率为83.2%,钴的回收率为84.5%,铁的回收率为33.0%。
由本对比例和实施例2对比可知,本发明中表面活性剂十六烷基三甲基氯化铵的加入,可以使镍的回收率提高7.1%,钴的回收率提高11.0%,铁的回收率可降低4.3%,说明本发明表面活性剂的加入可以有效提高钴和镍的浸出率,降低铁的浸出率。
实施例3
一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
将10g Fe、Ni和Co元素的质量含量分别为18.8%、1.13%和0.11%的红土镍矿与100mL质量浓度为20%的硫酸水溶液、0.67g十八烷基三甲基氯化铵混合均匀,在120℃下浸取5小时,得到中间浆料;中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴、铁的浸出液,浸出液中铁离子的质量浓度为5.2g/L,镍离子的质量浓度为0.96g/L,钴离子的质量浓度为0.099g/L。
经计算,此工艺中,镍的回收率为85.0%,钴的回收率为90.0%,铁的回收率为27.7%。
对比例3
一种红土镍矿浸出镍和钴的方法,步骤如实施例3所述,所不同的是:中间浆料制备过程中不加入表面活性剂十八烷基三甲基氯化铵,所得中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液;浸出液中铁离子的质量浓度为6.8g/L,镍离子的质量浓度为0.86g/L,钴离子的质量浓度为0.087g/L。
经计算,本对比例镍的回收率为76.1%,钴的回收率为79.1%,铁的回收率为36.2%。
由本对比例和实施例3对比可知,本发明中表面活性剂十八烷基三甲基氯化铵的加入,可以使镍的回收率提高8.9%,钴的回收率提高10.9%,铁的回收率可降低8.5%,说明本发明表面活性剂的加入可以有效提高钴和镍的浸出率,降低铁的浸出率。
实施例4
一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
将20g Fe、Ni和Co元素的质量含量分别为18.8%、1.13%和0.11%的红土镍矿与100mL质量浓度为30%的硫酸水溶液、2.5g双十二烷基二甲基氯化铵混合均匀,在50℃下浸取12小时,得到中间浆料;中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液,浸出液中铁离子的质量浓度为9.5g/L,镍离子的质量浓度为1.82g/L,钴离子的质量浓度为0.19g/L。
经计算,此工艺中,镍的回收率为80.5%,钴的回收率为86.4%,铁的回收率为25.3%。
对比例4
一种红土镍矿浸出镍和钴的方法,步骤如实施例4所述,所不同的是:中间浆料制备过程中不加入表面活性剂双十二烷基二甲基氯化铵,所得中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液;浸出液中铁离子的质量浓度为14.4g/L,镍离子的质量浓度为1.47g/L,钴离子的质量浓度为0.15g/L。
经计算,本对比例镍的回收率为65.0%,钴的回收率为68.2%,铁的回收率为38.3%。
由本对比例和实施例4对比可知,本发明中表面活性剂双十二烷基二甲基氯化铵的加入,可以使镍的回收率提高15.5%,钴的回收率提高18.2%,铁的回收率可降低13.0%,说明本发明表面活性剂的加入可以高效提高钴和镍的浸出率,降低铁的浸出率。
实施例5
一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
将10g Fe、Ni和Co元素的质量含量分别为18.8%、1.13%和0.11%的红土镍矿与100mL质量浓度为25%的硫酸水溶液、1.25g十二烷基苯磺酸钠混合均匀,在100℃下浸取10小时,得到中间浆料;中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液,浸出液中铁离子的质量浓度为5.6g/L,镍离子的质量浓度为1.07g/L,钴离子的质量浓度为0.106g/L。
经计算,此工艺中,镍的回收率为94.7%,钴的回收率为96.4%,铁的回收率为29.8%。
对比例5
一种红土镍矿浸出镍和钴的方法,步骤如实施例5所述,所不同的是:中间浆料制备过程中不加入表面活性剂十二烷基苯磺酸钠,所得中间浆料经固液分离得到浸出渣和100mL含镍、钴和铁的浸出液;浸出液中铁离子的质量浓度为7.8g/L,镍离子的质量浓度为1.00g/L,钴离子的质量浓度为0.099g/L。
经计算,本对比例镍的回收率为88.5%,钴的回收率为90.0%,铁的回收率为41.5%。
由本对比例和实施例5对比可知,本发明中表面活性剂十二烷基苯磺酸钠的加入,可以使镍的回收率提高6.2%,钴的回收率提高6.4%,铁的回收率可降低11.7%,说明本发明表面活性剂的加入可以有效提高钴和镍的浸出率,降低铁的浸出率。
Claims (2)
1.一种利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,包括步骤:
(1)将硫酸水溶液、红土镍矿和表面活性剂混合均匀,在50~120℃下浸取4~12h,得中间浆料;所述表面活性剂为十四烷基三甲基氯化铵、十八烷基三甲基氯化铵或双十二烷基二甲基氯化铵;所述硫酸水溶液的质量浓度为5%~30%;所述的硫酸水溶液与红土镍矿的液固质量比为5:1~25:1,红土镍矿与表面活性剂的质量比为5:1~31:1;
所述红土镍矿中含有Ni元素,Co元素和Fe2O3;Ni元素的质量含量小于2%,Co元素的质量含量小于0.2%,Fe2O3的质量含量为15%~60%;
(2)步骤(1)得到的中间浆料经固液分离,得含镍、钴、铁的浸出液。
2.根据权利要求1所述的利用表面活性剂促进红土镍矿浸出镍和钴的方法,其特征在于,步骤(2)中所述含镍、钴、铁的浸出液中,铁离子的质量浓度为1~10g/L,镍离子的质量浓度为0.5~5g/L,钴离子的质量浓度为0.01~0.5g/L。
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表面活性剂在红土镍矿高压酸浸中的抑垢作用;翟秀静等;《化工学报》;20081031;第59卷(第10期);2573-2576 * |
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