CN111394595B - 一种从红土镍矿的磷酸浸出液中提取镍钴的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种从红土镍矿的磷酸浸出液中提取镍钴的方法，属于湿法冶金技术领域。本发明包括如下步骤：(1)：红土镍矿通过磷酸浸出，固液分离后得到富集镍钴的一段浸出液；(2)：在步骤(1)所得的一段浸出液中加入碱性剂调节溶液pH，固液分离后，得到已脱除部分铁、铝、锰等杂质金属离子的第一除杂液；(3)：在步骤(2)所得的第一除杂液中加入萃取剂P204，进一步分离除去铁、铝、锰等杂质离子，得到富集镍钴的一段萃余液；(4)：在步骤(3)所得的一段萃余液中加入萃取剂P507，经多级萃取分离镍和钴，最终钴保留在有机相中，镍保留在萃余水相中。本发明工艺简单，流程短，萃取级数少，镍、钴回收率高，便于工业应用。

Description

一种从红土镍矿的磷酸浸出液中提取镍钴的方法
技术领域
本发明公开了一种从红土镍矿的磷酸浸出液中提取镍钴的方法，属于湿法冶金技术领域。
背景技术
镍是一种重要的战略金属资源，因其优良的物理性质和化学性质被广泛应用于钢铁、军工、航空航天以及电池等领域。近年来，国家对新能源行业的大力支持及新能源汽车的兴起，镍作为新能源电池的基础材料之一，对推动国民经济的发展具有重要的作用。
褐铁矿型红土镍矿因高铁低镁特性适宜湿法处理，该类型红土镍矿中钴相对含量高，采用湿法工艺不仅提取镍，还能回收钴，可以同时满足镍钴锰三元电池对镍钴两种金属的需求，工艺优势显著。现有工业生产的红土镍矿湿法冶金流程为：首先，高温高压条件下通过硫酸介质将红土镍矿中镍、钴等金属组分全部溶解；通过多段除杂后，再经萃取等工序得到含镍钴的溶液，最终通过电解或沉淀法制得纯镍或镍盐(如氢氧化镍钴、硫酸镍)。
红土镍矿浸出液中镍、钴分离方法包括两类：一是通过化学沉淀分离法除去杂质元素获得只含有价元素的溶液，常见方法有水解沉淀、硫化沉淀、铵盐沉淀等。红土镍矿酸浸液中的铁离子，一般通过水解成针铁矿、赤铁矿等沉淀脱除；由于金属硫化物浓度积不同，在浸出液中添加适当的硫化剂(硫化钠、硫化氢等)，通过优先沉淀镍、钴实现二者的选择性分离；此外，Ni2+和Co2+能与NH3形成稳定配合物，由于Ni2+的配合物稳定性更高，通过调节氨水浓度，可将浸出液中钴以Co(NH3)6 3+形式沉淀，而镍不沉淀，实现镍、钴的分离。
另一种是通过溶剂萃取法直接将有价元素从浸出液中分离，溶剂萃取法是利用有机溶剂从水溶液中提取金属离子，具有回收率高、成本低、操作简便等优点。镍、钴萃取常用萃取剂有P204、P507以及Cyanex272等。P204对Ni/Co分离系数很低，二者分离所需级数多。P507对Ni/Co分离较P204强，但对高镍低钴溶液分离困难，P507会对Ca共萃，在反萃时产生CaSO4沉淀影响操作，且含铁的P507有机相反萃困难，需要在高浓度HCl中进行。相对而言，Cyanex272萃取效果最好，但价格昂贵，且在萃取Co时部分Mg和Mn共萃进入有机相，经反萃后含钴反萃液中杂质含量高。
发明内容
为解决现有技术的不足，本发明目的在于，提供一种从红土镍矿磷酸浸出液中提取镍钴的方法，旨在从磷酸溶液体系下高选择性地提取镍钴，并实现镍与钴的高选择性分离。
由于红土镍矿中镍含量低，镍一般低于2％、钴一般低于0.2％，杂质金属组分含量远高于镍钴含量，特别是铁含量可高达50％。红土镍矿经高温高压硫酸或盐酸浸出后，浸出液中杂质金属含量明显超过镍、钴含量。浸出完成后，在硫酸体系中萃取镍、钴的过程中，通过P204、P507萃取时部分金属杂质出现共萃，导致镍、钴分离效果不佳。为此，本发明提供以下改进方案：
一种从红土镍矿的磷酸浸出液中提取镍钴的方法，包括以下步骤：
步骤一：红土镍矿磷酸浸出
红土镍矿通过磷酸浸出，经固液分离后，得到富集镍钴的一段浸出液；
步骤二：沉淀除杂
向一段浸出液加入碱性剂，调节溶液pH，进行沉淀除杂处理，控制反应终点的溶液pH为3～3.5；随后经固液分离后，得到第一除杂液；
步骤三：第一萃取
维持第一除杂液的pH为3～3.5，并进行第一萃取处理，分离得到富集有镍钴的萃余液；第一萃取过程所采用的萃取有机相为P204稀释液；其中P204质量浓度为5％～15％，皂化率为40～60％；
步骤四：第二萃取
将步骤三获得的萃余液进行第二萃取处理，分离得到富集有钴的负载有机相和富集有镍的萃余液；
第二萃取过程采用的有机相为P507稀释液；其中，P507质量浓度为5％～10％，皂化率为40～60％。
本发明人首次在行业内尝试从磷酸体系中选择性提取镍钴，经过研究发现，其虽然表现出优于现有常规的硫酸或盐酸体系的分离效果，但仍面临镍钴与杂质(本发明指铝、铁、锰等红土镍矿中的杂质)分离选择性、以及镍与钴分离选择性不理想、镍钴存在共沉淀等技术难题。为了进一步解决该技术问题，本发明人经过深入研究发现，在磷酸体系下，通过所述的一段沉淀除杂--P204的第一萃取--P507的第二萃取工艺以及参数条件的精准控制下，能够意外地有效改善镍钴与杂质的选择性分离问题，且有助于改善镍/钴的选择性分离问题，此外，还能够避免镍钴的共沉淀。本发明中，通过所述的溶液体系、工艺线路以及工艺条件的联合控制下，能够高选择性地实现镍钴的提取以及分离。
本发明创新地研究发现，在磷酸溶液体系下，配合所述的沉淀除杂-第一萃取工艺以及条件的联合控制，能够高选择性地将杂质转移至渣以及第一萃取负载有机相中，并将镍钴保留在萃余液中。
本发明中，所述的一段磷酸浸出液可采用现有方法获得。
作为优选，步骤一中，采用常压浸出方式获得所述的一段浸出液。
作为优选，常压浸出前，预先对红土镍矿进行转型处理；其中，转型温度为300～400℃，时间优选为1～2h。
本发明中，步骤一中，磷酸浸出过程所选的磷酸浓度2～3mol/L。
本发明利用磷酸作为浸出剂并控制磷酸浓度，在浸出过程中使溶液中pH维持在0～1范围，将浸出的铁转为磷酸铁沉淀，大幅度降低溶液中铁离子含量，为后续除杂过程提供了优良的中间原料。
本发明另一个获得磷酸浸出体系的方案，采用加压磷酸浸出方式获得一段浸出液。
作为优选，加压磷酸浸出过程中的温度为120～130℃，压力为0.2～0.4MPa。
本发明人研究发现，采用转型-磷酸常压浸出工艺具有一定的镍钴浸出选择性，但效果不理想。为此，本发明人进一步研究发现，采用改进的加压浸出工艺，基于加压浸出过程红土镍矿诱导成核的机制，配合所述的温度以及压力的联合控制，有助于进一步改善镍钴与杂质的浸出选择性，改善镍钴提取以及分离选择性。
作为优选，加压浸出过程中，磷酸与红土镍矿的质量之比1～4:1；更进一步优选为3～4:1。
本发明步骤二中，控制在所述的pH下进行沉淀除杂，有助于将磷酸体系中的铁、铝、锰等杂质离子高选择性地以磷酸盐沉淀形式进入渣中，且避免镍、钴共沉淀，实现镍钴与杂质的选择性分离。
步骤二中，所述的碱性剂至少包含苛碱、碳酸钠、碳酸氢钠、氨水中的一种。
本发明步骤三中，在创新地磷酸体系下，进一步配合萃取剂、萃取的pH以及皂化率等参数的联合控制，能够意外地将杂质高选择性地富集中负载有机相中，且将镍钴保留在萃余液中，实现镍钴和杂质的进一步高选择性分离。
步骤三中，第一萃取过程的有机相中的稀释剂为磺化煤油。
步骤三中，所述的第一萃取可以为单级或多级逆流萃取。
作为优选，第一萃取过程中，有机相与水相体积比为1～2:1；萃取时间20～40min。
本发明中，基于所述磷酸体系下的沉淀以及第一萃取条件下的联合控制，能够获得富集有高纯度镍钴的磷酸体系下的萃余液。本发明研究发现，在所述的磷酸体系下，进一步通过萃取剂、萃取剂含量、萃取pH、萃取方式的联合控制，能够将钴高选择性地富集至负载有机相中，且将镍保留在萃余液中，实现镍-钴的高选择性分离。
作为优选，步骤四中，控制萃余液的pH为3～3.5。
步骤四中，第二萃取过程的有机相中的稀释剂为磺化煤油。
步骤四中，第二萃取可以为单级也可以为多级逆流萃取；优选为多级逆流萃取；进一步优选，萃取级数为2～4级。
作为优选，步骤四中，有机相与水相体积比为1～2:1。
本发明中，在步骤四完成后，富集有钴的负载有机相经过硫酸溶液反萃得到含钴溶液，有机相可在步骤四中循环利用。
本发明一种优选的处理方法：具体包括以下步骤：
步骤一，红土镍矿通过磷酸为浸出剂进行浸出，浸出完成后，固液分离得到富集镍钴的一段浸出液。
步骤一中，所选磷酸浓度2～3mol/L。
步骤一中，红土镍矿浸出方式为预焙烧—常压浸出；转型温度为300～400℃，时间1～2h；
步骤一中，红土镍矿浸出方式也可采用加压浸出；浸出温度120～130℃，浸出压力0.2～0.4MPa；
步骤二：将步骤一所得的一段浸出液中加入碱性剂，调节溶液pH，经固液分离后，得到已脱除大部分铁、铝、锰等杂质离子的二段浸出液；
步骤二中，所述碱性剂至少包含苛碱、碳酸钠、碳酸氢钠、氨水中的一种，通过控制碱性剂添加量调节二段浸出液pH为3.0～3.5。
步骤三：将步骤二所得二段浸出液中，加入萃取剂(a)进行溶剂萃取，经振荡，静置，分离，得到有机相(a)和萃余液(a)；
在步骤三种，经萃取后，浸出液中的铁、铝、锰等金属杂质进入有机相(a)，镍、钴离子保留在萃余液(a)中；
在步骤三中，所述萃取剂(a)选取P204，通过磺化煤油稀释至浓度为5％～15％，皂化率为40～60％；有机相与水相体积比为1～2:1；萃取时间20～40min。
步骤四：将步骤三所得萃余液(a)中，加入萃取剂(b)进行溶剂萃取，经振荡，静置，分离，得到有机相(b)和萃余液(b)；其中钴进入有机相(b)，镍保留在萃余液(b)中。
在步骤四中，萃取剂(b)选取P507，通过磺化煤油稀释至浓度为5％～10％，皂化率为40～60％；有机相与水相体积比为1～2:1；萃取时间20～40min；
在步骤四中，采用多级萃取的方式进行萃取，能够显著提高镍、钴的分离效果，萃取级数为2～4级。
在步骤四完成后，含钴有机相(b)经过硫酸溶液反萃得到含钴溶液，反萃后的有机相在步骤四中循环利用。
本发明的优点和有益效果：
本发明创新地发现，在磷酸体系下，配合所述的沉淀除杂-第一萃取-第二萃取工艺以及参数的联合控制，能够协同改善镍钴的提取选择性，以及镍与钴的分离选择性。此外，本发明沉淀、第一萃取以及第二萃取过程的pH可控制在相同的水平下，无需过多调控。
本发明工艺简单，流程短，浸出条件温和，萃取剂用量低，萃取级数少，镍、钴回收率高，便于工业应用。
具体实施方式
实施例及对比例所用红土镍矿原料来源于印度尼西亚某典型矿区，主要成分如表1所示。
表1红土镍矿主要化学成分/(重量)wt.％
Ni Co Fe SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> MnO<sub>2</sub> MgO
1.03 0.13 43.95 4.25 9.72 1.25 0.98
实施例1：
步骤(1)：以预焙烧转型-磷酸常压浸出方式处理红土镍矿，预焙烧温度400℃，焙烧时间1h，磷酸浓度3mol/L，浸出温度90℃，浸出时间2h，浸出液固比10:1，浸出完成后得到一段浸出液，镍浸出率98.43％，钴浸出率89.69％，铁浸出率7.08％。所得浸出液pH为0.7，浸出液中主要金属离子含量如表2所示。
表2浸出液中的金属元素离子浓度
Figure BDA0002456188150000061
步骤(2)：以氨水作为碱性剂，将步骤(1)中获得一段浸出液pH调节至3.0，得到第一除杂液，此时，浸出液中铝、铁、锰脱除率分别为57.7％、91.2％、60.0％，镍、钴损失率分别为2.1％、3.6％。
步骤(3)：维持第一除杂液的pH为3.0，以P204为萃取剂，通过磺化煤油稀释至浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1；萃取时间20min。铝、铁、锰富集至有机相中，分离出有机相，得到富集有镍钴的萃余液；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为99.4％、96.3％、65.4％，镍、钴损失率分别为4％、5％。表3所示为经P204萃取后萃余液中金属离子浓度。
表3P204萃取后萃余液中金属离子浓度
Figure BDA0002456188150000062
步骤(4)：将步骤(3)获得的萃余液(pH：3)中加入P507萃取剂，进行第二萃取处理，分离得到富集有钴的负载有机相和富集有镍的萃余液；P507浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经二级萃取后钴、镍萃取率分别为85％、5.9％。
实施例2：
和实施例1相比，区别仅在于：在步骤(4)中，P507萃取级数为三级，经三级萃取后钴萃取率分别为96.6％、8.7％。
实施例3：
和实施例1相比，区别仅在于，在步骤(4)中，经一级萃取后钴、镍萃取率分别为54.2％、2.5％。经通过P507一级萃取，钴萃取率低。
实施例4：
和实施例1相比，区别仅在于：在步骤(4)中，P507浓度为5％，皂化率40％，经三级萃取后钴萃取率分别为95.8％、7.2％。
实施例5：
和实施例1相比，区别仅在于：步骤(3)：P204萃取剂浓度为5％，皂化率40％。；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为98.1％、94.6％、62.3％，镍、钴损失率分别为1.8％、2.5％。
步骤(4)：将步骤(3)获得的萃余液中加入P507萃取剂，进行第二萃取处理；P507浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经三级萃取后钴萃取率分别为96.2％、8.1％。
实施例6：
和实施例1相比，区别仅在于：步骤(3)：P204萃取剂浓度为15％，皂化率60％。；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为99.5％、97.4％、70.1％，镍、钴损失率分别为4.3％、5.2％。
步骤(4)：将步骤(3)获得的萃余液中加入P507萃取剂，进行第二萃取处理；P507浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经三级萃取后钴萃取率分别为97％、7.5％。
实施例7：
和实施例1相比，区别在于，沉淀、第一段萃取和第二段萃取的pH为3.5，具体为：
步骤(2)：以氨水作为碱性剂，将步骤(1)中获得一段浸出液pH调节至3.5，得到第一除杂液，此时，浸出液中铝、铁、锰脱除率分别为86.3％、98.8％、65.3％，镍、钴损失率分别为3.2％、5.4％。
步骤(3)：维持第一除杂液的pH为3.5，以P204为萃取剂，通过磺化煤油稀释至浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1；萃取时间20min。分离得到富集有镍钴的萃余液；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为99.5％、97.2％、70.5％，镍、钴损失率分别为3.7％、4.6％。
步骤(4)：将步骤(3)获得的萃余液(pH为3.5)中加入P507萃取剂，进行第二萃取处理，分离得到富集有钴的负载有机相和富集有镍的萃余液；P507浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经三级萃取后钴、镍萃取率分别为98.6％、7.4％。
实施例8：
采用加压浸出工艺，具体为：
步骤(1)：以加压磷酸浸出方式处理红土镍矿，浸出温度130℃，浸出压力0.27MPa，浸出时间90min，搅拌速度30rpm，浸出液固比10:1，浸出完成后得到一段浸出液，镍浸出率98.9％，钴浸出率94.2％，铁浸出率0.7％。所得浸出液pH为0.8，浸出液中主要金属离子含量如表4所示。与实施例1相比，此时浸出液中铁离子溶度显著降低。
表4浸出液中的金属元素离子浓度
Figure BDA0002456188150000081
步骤(2)：以氨水作为碱性剂，将步骤(1)中获得一段浸出液pH调节至3.0，得到第一除杂液，此时，浸出液中铝、铁、锰脱除率分别为88.5％、98.9％、70.1％，镍、钴损失率分别为2.8％、4.5％。
步骤(3)：维持第一除杂液的pH为3.0，以P204为萃取剂，通过磺化煤油稀释至浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1；萃取时间20min。分离得到富集有镍钴的萃余液；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为99.6％、98.1％、72.4％，镍、钴损失率分别为2.7％、3.8％。
步骤(4)：将步骤(3)获得的萃余液中加入P507萃取剂，进行第二萃取处理，分离得到富集有钴的负载有机相和富集有镍的萃余液；P507浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经三级萃取后钴、镍萃取率分别为98.9％、7.3％。
对比例1：
和实施例1相比，区别仅在于，步骤(2)：以氨水作为碱性剂，将步骤(1)中获得一段浸出液pH调节至2.5，得到第一除杂液，此时，浸出液中铝、铁、锰脱除率分别为18.6％、44.2％、48.2％，镍、钴损失率分别为1.9％、4.3％。此时铝、铁、锰脱除率大大降低。无法进行步骤(3)、步骤(4)操作。
对比例2：
和实施例1相比，区别仅在于，步骤(2)：以氨水作为碱性剂，将步骤(1)中获得一段浸出液pH调节至4.5，得到第一除杂液，此时，浸出液中铝、铁、锰脱除率分别为97.0％、99.7％、83.1％，镍、钴损失率分别为23.8％、38.6％。此时镍、钴损失率大大提高。无法进行步骤(3)、步骤(4)操作。
对比例3：
和实施例1相比，区别在于，完成步骤(1)后，不进行步骤(2)沉淀除杂操作；直接进行步骤(3)：
即在步骤(3)中，直接以P204为萃取剂，通过磺化煤油稀释至浓度为40％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1；萃取时间20min。分离得到富集有镍钴的萃余液；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为35.5％、84.6％、18.5％，镍、钴损失率分别为11.9％、4.1％。此时杂质脱除效果差，镍、钴损失率高。无法进行步骤(4)操作。可见，未进行所述条件下的沉淀处理，即使在常规认识的高浓度萃取剂萃取条件下，仍难于实现镍钴和杂质的选择性分离。
对比例4：
和实施例1相比，区别仅在于，在步骤(3)中，调整第一除杂液pH为4.0，以P204为萃取剂，通过磺化煤油稀释至浓度为10％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1；萃取时间20min。分离得到富集有镍钴的萃余液；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为99.5％、96.7％、71..8％，，镍、钴损失率分别为17.8％、19.2％。此时镍、钴萃取无选择性，无法进行步骤(4)操作。
对比例5：
和实施例1相比，区别仅在于，在步骤(3)中，以P204为萃取剂，通过磺化煤油稀释至浓度为20％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1；萃取时间20min。分离得到富集有镍钴的萃余液；第一除杂液中铝、铁、锰脱除率分别为100％、100％、91.4％，镍、钴损失率分别为27％、36％。此时镍、钴萃取无选择性，无法进行步骤(4)操作。
对比例6：
和实施例1相比，区别仅在于，在步骤(4)中，P507浓度为2％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经一级萃取后钴、镍萃取率分别为5.1％、1.4％。P507浓度过低，镍、钴均无法萃取。
对比例7：
和实施例1相比，区别仅在于，在步骤(4)中，P507浓度为20％，皂化率50％，有机相与水相的体积比为1:1，萃取时间20min。经一级萃取后钴、镍萃取率分别为87.6％、33.5％。P507浓度过高，镍、钴萃取无明显的选择性。

Claims (11)

1.一种从红土镍矿的磷酸浸出液中提取镍钴的方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一：红土镍矿磷酸浸出
红土镍矿通过磷酸浸出，经固液分离后，得到富集镍钴、且含有铝、铁、锰杂质的一段浸出液；
步骤二：沉淀除杂
向一段浸出液加入碱性剂，调节溶液pH，进行沉淀除杂处理，控制反应终点的溶液pH为3～3.5；随后经固液分离得到第一除杂液；
步骤三：第一萃取
维持第一除杂液的pH为3～3.5，并进行第一萃取处理，分离得到富集有镍钴的萃余液；第一萃取过程所采用的萃取有机相为P204稀释液；其中P204质量浓度为5％～15％，皂化率为40～60％；
步骤四：第二萃取
将步骤三获得的萃余液进行第二萃取处理，分离得到富集有钴的负载有机相和富集有镍的萃余液；
第二萃取过程采用的有机相为P507稀释液；其中，P507质量浓度为5％～10％，皂化率为40～60％。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤一中，采用常压浸出或者加压浸出方式获得所述的一段浸出液。
3.如权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤一中，常压浸出前，预先对红土镍矿进行转型处理；其中，转型温度为300～400℃。
4.如权利要求3所述的方法，其特征在于，步骤一中，转型处理的时间为1～2h。
5.如权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤一中，加压浸出过程中的温度为120～130℃，压力为0.2～0.4MPa。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤一中，浸出过程所选的磷酸浓度2～3mol/L。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤二中，所述的碱性剂至少包含苛碱、碳酸钠、碳酸氢钠、氨水中的一种。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤三中，第一萃取过程中，有机相与水相体积比为1～2:1；萃取时间20～40min。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤四中，有机相与水相体积比为1～2:1。
10.如权利要求9所述的方法，其特征在于，步骤四中，采用多级萃取的方式进行第二萃取，萃取级数为2～4级。
11.如权利要求1、8～10任一项所述的方法，其特征在于，在步骤四完成后，富集有钴的负载有机相经过硫酸溶液反萃得到含钴溶液，有机相可在步骤四中循环利用。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111254281B (zh) * 2020-03-30 2021-01-29 中南大学 一种红土镍矿加压磷酸浸出的方法
CN114525405B (zh) * 2020-11-23 2023-10-20 北京博萃循环科技有限公司 一种利用含镍钴废液制备镍粉和钴粉的方法
CN114686698B (zh) * 2020-12-30 2023-10-13 北京博萃循环科技有限公司 一种红土镍矿的处理方法
CN113416855B (zh) * 2021-06-18 2022-10-18 国家电投集团黄河上游水电开发有限责任公司 一种从硫化镍精矿浸出液制备硫酸镍的方法
CN114058845A (zh) * 2021-11-05 2022-02-18 金川集团股份有限公司 一种利用p204和n235在氯化镍溶液中联合萃取的方法
CN114427037B (zh) * 2022-01-06 2023-09-29 中国恩菲工程技术有限公司 从低浓度镍钴溶液中连续化富集镍钴的方法
CN114672649A (zh) * 2022-03-02 2022-06-28 吉林吉恩镍业股份有限公司 一种氧化镁皂化p204萃取剂转换镍皂工艺
CN114789994B (zh) * 2022-05-24 2024-04-16 荆门市格林美新材料有限公司 一种由红土镍矿提取制备电池级磷酸铁的方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2002022897A1 (en) * 2000-09-15 2002-03-21 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Recovery of nickel and cobalt from leach solutions
CN102181666A (zh) * 2011-05-06 2011-09-14 广西银亿科技矿冶有限公司 一种红土镍矿浸出液处理方法
CN106987728A (zh) * 2017-03-28 2017-07-28 中南大学 一种从红土镍矿中常压磷酸浸出镍钴并同步制备磷酸铁的方法
CN110117720A (zh) * 2019-05-17 2019-08-13 中南大学 一种硫酸渣磷酸化焙烧-浸出-萃取综合提取有价金属的方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2002022897A1 (en) * 2000-09-15 2002-03-21 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Recovery of nickel and cobalt from leach solutions
CN102181666A (zh) * 2011-05-06 2011-09-14 广西银亿科技矿冶有限公司 一种红土镍矿浸出液处理方法
CN106987728A (zh) * 2017-03-28 2017-07-28 中南大学 一种从红土镍矿中常压磷酸浸出镍钴并同步制备磷酸铁的方法
CN110117720A (zh) * 2019-05-17 2019-08-13 中南大学 一种硫酸渣磷酸化焙烧-浸出-萃取综合提取有价金属的方法

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