CN111630001A - 高纯度氧化钪的制造方法 - Google Patents

高纯度氧化钪的制造方法 Download PDF

Info

Publication number
CN111630001A
CN111630001A CN201980009511.0A CN201980009511A CN111630001A CN 111630001 A CN111630001 A CN 111630001A CN 201980009511 A CN201980009511 A CN 201980009511A CN 111630001 A CN111630001 A CN 111630001A
Authority
CN
China
Prior art keywords
scandium
solution
firing
treatment
oxalic acid
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.)
Granted
Application number
CN201980009511.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN111630001B (zh
Inventor
桧垣达也
小林宙
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.)
Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Original Assignee
Sumitomo Metal Mining Co Ltd
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 Sumitomo Metal Mining Co Ltd filed Critical Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Publication of CN111630001A publication Critical patent/CN111630001A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN111630001B publication Critical patent/CN111630001B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01FCOMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00Compounds of rare earth metals
    • C01F17/20Compounds containing only rare earth metals as the metal element
    • C01F17/282Sulfates
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01FCOMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00Compounds of rare earth metals
    • C01F17/10Preparation or treatment, e.g. separation or purification
    • C01F17/13Preparation or treatment, e.g. separation or purification by using ion exchange resins, e.g. chelate resins
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01FCOMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00Compounds of rare earth metals
    • C01F17/20Compounds containing only rare earth metals as the metal element
    • C01F17/206Compounds containing only rare earth metals as the metal element oxide or hydroxide being the only anion
    • C01F17/212Scandium oxides or hydroxides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01FCOMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
    • C01F17/00Compounds of rare earth metals
    • C01F17/30Compounds containing rare earth metals and at least one element other than a rare earth metal, oxygen or hydrogen, e.g. La4S3Br6
    • C01F17/32Compounds containing rare earth metals and at least one element other than a rare earth metal, oxygen or hydrogen, e.g. La4S3Br6 oxide or hydroxide being the only anion, e.g. NaCeO2 or MgxCayEuO
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/065Nitric acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B59/00Obtaining rare earth metals
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Analytical Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)

Abstract

本发明提供一种从含钪的溶液中高效地获得高纯度的氧化钪的方法。本发明的高纯度氧化钪的制造方法,具有:第一烧成工序(S12),使用草酸对含钪的溶液实施草酸化处理,在400℃以上且600℃以下的温度对获得的草酸钪结晶进行烧成;溶解工序(S13),将通过烧成获得的钪化合物溶解于从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液中而获得溶解液;再沉淀工序(S14),在溶解液中使用草酸实施草酸化处理,从而生成草酸钪的再沉淀物;和第二烧成工序(S15),对获得的草酸钪的再沉淀物进行烧成而获得氧化钪。

Description

高纯度氧化钪的制造方法
技术领域
本发明涉及一种氧化钪的制造方法,更详细来说,涉及一种降低了杂质品位的高纯度氧化钪的制造方法。
背景技术
近年来,作为与铝的高性能合金或燃料电池的材料受到关注的钪,主要通过对使用硫酸浸出钛精制残渣或镍氧化物矿石而获得的浸出液进行精制,并进行作为副产物的回收。
在这种现有的钪的回收中,主要通过溶液净化处理分离杂质从而进行高纯度品的生产。即,由于钪以低浓度存在于如上所述的主要工序中的溶液(例如浸出液等)中,因此需要通过多阶段实施离子交换法或溶剂萃取法等方法来逐渐地使钪浓缩,以提高其在溶液中的浓度。使用这些方法,可高纯化到合金所需要的品位,例如99.9%(3N产品)以上的等级,但是需要花费相当多的工夫,这是精制所需要的成本居高不下的一个原因。
例如,在专利文献1中,公开了通过将低品位的氧化钪在硝酸中加热溶解,使该硝酸溶液与阴离子交换树脂接触以吸附溶解于溶液中的杂质,并进一步向溶液中添加盐酸,与阴离子交换树脂接触使其他杂质吸附于树脂,从而使钪与杂质分离的方法。此方法显示,通过进一步添加草酸或氢氟酸,并对获得的沉淀物进行烧成,可获得高纯度的氧化钪。
但是,在该专利文献1的方法中,存在由于要分离以与钪相同量或远多于钪的量共存的杂质,因此增加了杂质的分离所需要的工夫和成本,以及杂质不能够完全分离的问题。
作为分离杂质的方法,将精制了一次的物质再次溶解并析出以精制的方法广为人知,也在工业上被广泛使用。但是,即使对氧化钪使用这样的方法,氧化钪也对酸等水溶液具有难溶性,要溶解就需要使用高浓度的酸。
此外,即使能够溶解氧化钪,也由于酸浓度高,因此仅能够获得钪浓度为1g/L~3g/L左右的溶液。另外,即使想要进行再次草酸化,也由于酸浓度高,因此为获得80%左右的实际产率需要添加12当量左右的草酸,因而产生药剂成本升高的问题。
综上,在现有的方法中存在下述课题,在要获得高纯度的氧化钪的情况下,花费的工夫多并且成本增加,另外使用处理高浓度的酸还会产生安全性问题。
现有技术文献
专利文献
专利文献1:日本特开平8-232026号公报。
发明内容
发明要解决的课题
本发明是鉴于上述情况而提出的,其目的是提供一种从含钪的溶液中高效地获得高纯度的氧化钪的方法。
解决课题的技术方案
本发明人为解决上述课题而进行了潜心研究。其结果知道了通过在特定的温度条件下对草酸钪结晶进行烧成,能够获得对酸等水溶液示出易溶性的钪化合物,进而,发现通过使用该易溶性的钪化合物制备再溶解液,并对从再溶解液中生成的草酸钪进行烧成来制造氧化钪,可高效地获得高纯度的氧化钪,从而完成了本发明。
(1)本发明第一发明是高纯度氧化钪的制造方法,具有:第一烧成工序,使用草酸对含钪的溶液实施草酸化处理,在400℃以上且600℃以下的温度对获得的草酸钪结晶进行烧成;溶解工序,将通过烧成获得的钪化合物溶解于从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液中而获得溶解液;再沉淀工序,使用草酸对所述溶解液实施草酸化处理,从而生成草酸钪的再沉淀物;和第二烧成工序,对获得的所述草酸钪的再沉淀物进行烧成而获得氧化钪。
(2)本发明第二发明是根据第一发明所述的高纯度氧化钪的制造方法,其中,在所述再沉淀工序中,将所述溶解液的温度调节为40℃以上且小于100℃来实施草酸化处理。
(3)本发明第三发明是根据第一或第二发明所述的高纯度氧化钪的制造方法,其中,在所述第二烧成工序中,将烧成温度设为900℃以上进行烧成。
(4)本发明第四发明是根据第一~第三中任一项的发明所述的高纯度氧化钪的制造方法,其中,所述含钪的溶液是对含钪的溶液实施了离子交换处理和/或溶剂萃取处理而获得的。
发明效果
根据本发明,能够从含钪的溶液中高效地获得高纯度的氧化钪。
附图说明
图1是表示氧化钪的制造方法流程的一个例子的工序图。
具体实施方式
以下,详细说明本发明的具体实施方式(以下,称作“本实施方式”)。需要说明的是,本发明不限定于以下的实施方式,在不改变本发明主旨的范围内能够进行各种变更。另外,本说明书中,“X~Y”(X、Y为任意数值)的表述是指“X以上且Y以下”。
《1.概要》
本实施方式的氧化钪的制造方法,是使用草酸对含钪的溶液实施草酸化处理,并由获得的草酸钪结晶获得氧化钪的方法。另外,该制造方法的特征在于,对由含钪的溶液通过草酸处理获得的草酸钪进行两阶段式烧成,获得杂质少的高纯度的氧化钪。
具体而言,本实施方式的氧化钪的制造方法,具有下述工序:第一烧成工序,使用草酸对含钪的溶液实施草酸化处理,并对获得的草酸钪结晶在规定的温度下进行烧成;溶解工序,将通过烧成获得的钪化合物溶解于从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液中而获得溶解液;再沉淀工序,在溶解液中使用草酸实施草酸化处理,从而生成草酸钪的再沉淀物;和第二烧成工序,对获得的草酸钪的再沉淀物进行烧成而获得氧化钪。
在上述方法中,在第一烧成工序中,能够通过在特定的温度条件下对草酸钪结晶进行烧成,从而获得对酸等水溶液示出易溶性的钪化合物。然后,利用如此所获得的易溶性钪化合物,具体而言,使其溶解于从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液中获得溶解液(再溶解液),由该再溶解液生成草酸钪的再沉淀物,在规定的温度条件下对该再沉淀物实施烧成处理,由此,能够有效地分离除去杂质并获得高纯度的氧化钪。
在此,作为原料的含钪的溶液(以下,称作“含钪溶液”),能够使用经下述过程得到的使钪浓缩后的溶液(硫酸酸性溶液),所述过程为对通过将镍氧化物矿石进行高压酸浸出(HPAL)处理而获得的浸出液进行硫化处理而将镍分离,针对该镍分离后的硫化后液通过离子交换处理和/或溶剂萃取处理来分离杂质,以使钪浓缩。
作为对于经过镍氧化物矿石的HPAL工艺获得的硫化后液等含钪溶液的离子交换处理,没有特别的限定。可举出例如作为螯合树脂使用了以亚氨基二乙酸作为官能团的树脂的处理。作为具体的处理工序,例如,在以硫化后液作为处理对象的情况下,可举出具有:吸附工序,使硫化后液与螯合树脂接触而使钪吸附于螯合树脂;铝除去工序,使该螯合树脂与硫酸接触而除去吸附于螯合树脂的铝;钪洗脱工序,使经过铝除去工序后的螯合树脂与硫酸接触而获得钪洗脱液;铬除去工序,使经过钪洗脱工序后的螯合树脂与硫酸接触而除去吸附工序中吸附于螯合树脂的铬。
另外,对于溶剂萃取处理也没有特别的限定,对于经过如上所述的离子交换处理获得的钪洗脱液,能够使用胺系萃取剂、磷酸系萃取剂等进行溶剂萃取处理。例如,可举出具有以下工序的溶剂萃取处理:萃取工序,将钪洗脱液与萃取剂混合,分离成萃取了杂质的萃取后有机溶剂和含钪的萃余液;洗涤工序,向萃取后有机溶剂中混合盐酸溶液或硫酸溶液而将萃取后有机溶剂中微量含有的钪分离;和反萃取工序,向洗涤后有机溶剂中混合反萃取始液而从洗涤后有机溶剂中反萃取出杂质,从而获得反萃取液。
以上述方式实施离子交换处理或溶剂萃取处理而获得的含钪溶液中,由于杂质成分降低而钪在溶液中浓缩,因此以该含钪溶液作为原料获得的氧化钪,是钪品位甚至更高的氧化钪。
《2.关于氧化钪的制造方法的各个工序》
图1是表示氧化钪的制造方法流程的一个例子的工序图。如图1所示地,此制造方法具有下述工序:草酸化工序S11,对含钪溶液实施草酸化处理;第一烧成工序S12,对获得的草酸钪结晶在规定的温度下进行烧成;溶解工序S13,将作为烧成物的钪化合物溶解于无机酸中而获得溶解液;再沉淀工序S14,对溶解液实施草酸化处理而获得草酸钪结晶的再沉淀物;和第二烧成工序,对草酸钪的再沉淀物进行烧成而获得氧化钪。
[草酸化工序]
草酸化工序S11是对含钪溶液实施草酸化处理的工序。具体而言,在草酸化工序S11中,对含钪溶液使用草酸以发生将钪变为草酸盐(草酸钪)的反应。
通过上述方式将钪变为草酸盐,能够提高过滤性等操作性,能够有效地回收钪。另外,通过此草酸化处理,还能够将钪与溶液中的杂质分离。
作为含钪溶液,没有特别的限定,优选将钪浓度调整为5g/L~10g/L,更优选为5g/L左右的浓度,并使用硫酸等酸将pH调整至0左右。
作为草酸化处理的方法,能够使用向含钪溶液中添加草酸,并基于含钪溶液中的钪使其析出生成草酸钪固体结晶的方法。此时,作为使用的草酸,既可以为固体又可以为溶液。需要说明的是,在该草酸化处理的方法中,在含钪溶液中包含作为杂质成分的二价铁离子的情况下,为防止生成草酸铁(II)沉淀,优选在草酸化处理之前,实施添加氧化剂将氧化还原电位(ORP,参比电极:银/氯化银)控制到500mV~600mV左右的范围内的氧化处理。
或者,作为草酸化处理的方法,能够使用向反应容器中充满的草酸溶液中逐渐添加含钪溶液,以析出生成草酸钪固体结晶的方法(所谓的反添加法)。此时,优选在草酸化处理之前,将含钪溶液的pH调整到-0.5以上且1以下的范围。根据上述草酸化处理方法,能够防止生成草酸铁(II)等沉淀,而且能够不使用昂贵的氧化剂等就回收到更高纯度的钪。
在草酸化处理时,优选将作为处理对象的含钪溶液的温度调整到10℃以上且30℃以下的范围,更优选调整到15℃以上且25℃以下的范围。
另外,作为处理中用的草酸,优选使用将含钪溶液中的钪以草酸盐形式析出所需要当量的1.05倍~1.2倍范围的量。当使用量小于所需要的当量的1.05倍时,存在不能够有效地回收全部量的钪的可能性。另一方面,当使用量超过所需要的当量的1.2倍时,由于草酸钪的溶解度增加所以钪再溶解而回收率降低,并且,为了分解过量的草酸,次氯酸钠这类氧化剂的使用量也得增加,因此不优选。
能够通过进行过滤/洗涤处理,来回收由上述的草酸化处理获得的草酸钪结晶。
[第一烧成工序]
第一烧成工序S12,是在规定温度下对草酸化工序S11中获得的草酸钪结晶进行烧成的工序。能够通过在上述规定温度下的烧成处理,获得作为烧成物的钪化合物。
另外,在本实施方式中,特征在于,在该第一烧成工序S12中,以将烧成温度设在400℃以上且600℃以下的范围的方式进行烧成。由此,作为烧成物能够获得对酸等水溶液示出易溶性的钪化合物。
本发明人发现:通过在比以往更低温的区域即400℃以上且600℃以下的范围的条件下对草酸钪结晶实施烧成处理,可获得对酸等水溶液示出易溶性的钪化合物。需要说明的是,一直以来,为了通过对草酸钪进行烧成而获得氧化钪,需要使烧成温度设为900℃以上,优选设为1100℃左右。
而且,以上述方式获得的易溶性的钪化合物,相对于烧成处理前的草酸钪结晶的重量的减量率为53%以上且65%以下,优选为55%以上且65%以下,更优选为55%以上且60%以下的范围。需要说明的是,减量率是指烧成引起的重量的减少比例,根据烧成前后的重量,能够由下式[1]表示。
减量率(%)=(1-烧成后物量/烧成前物量)×100···[1]
在此,在通过对草酸钪(Sc2C6O12;分子量353.92)进行烧成来获得氧化钪(Sc2O3;分子量137.92)的情况下,作为烧成前后的减量率,理论上为(1-137.92/353.92)×100=61%。但是,本发明人发现了,对于通过在400℃以上且600℃以下的范围的条件下实施烧成处理而获得的易溶性钪化合物,由于其减量率在55%以上且65%以下的范围且具有宽度,因此在难溶性的草酸钪被加热而分解成难溶性的氧化钪之时,存在呈现易溶性形态的区域。
即,认为此示出易溶性的钪化合物是处于,作为原料的草酸钪结晶不是通过烧成完全分解并全部变为氧化钪,而是残留部分草酸钪或残留有分解生成的CO2或CO等的状态的化合物。实际上,与以往在高温下烧成而获得的氧化钪相比,在400℃以上且600℃以下的范围的温度条件下烧成而获得的易溶性钪化合物含有大量的碳(C)。
另外,即使对此示出易溶性的钪化合物进行X线衍射分析,尤其是在示出更易溶性的下限温度侧,该化合物并没有示出特有的衍射峰,难以确定该化合物的形态。因此将处于易溶性区域的化合物,简单的统称为“钪化合物”。具体而言,对于在400℃以上且600℃以下的范围的温度条件下烧成而获得的易溶性钪化合物,观察不到草酸钪的峰,与氧化钪的峰相当的峰强度也为11000计数(count)以下。由此现象,认为在400℃以上且600℃以下的温度烧成而获得的钪化合物,其结晶化度变低,具有易溶性的性质。
此外,此示出易溶性的钪化合物具有微小到BET比表面积为70m2/g以上的性质。尤其是,将烧成温度设为400℃而获得的钪化合物的BET比表面积达到250m2/g以上。综上,认为在400℃以上且600℃以下的温度条件下烧成而获得的钪化合物的比表面积增大,该结果使得在酸溶液中溶解时,与酸溶液的接触面积增大从而示出易溶性。作为钪化合物的比表面积,优选为100m2/g以上,进一步优选为200m2/g以上,尤其优选为250m2/g以上。
另外,用于以上述方式生产易溶性钪化合物的条件,是在400℃以上且600℃以下的范围的温度条件下烧成,更优选在400℃以上且500℃以下的范围的温度条件下烧成。另外,换言之,上述的易溶性钪化合物是在烧成引起的减量率为53%以上且65%以下、优选为55%以上且65%以下、更优选为55%以上且60%以下的范围的条件下烧成而获得的。
具体而言,在第一烧成工序S12的烧成处理中,用水洗涤通过草酸化处理获得的草酸钪结晶,并在干燥后,使用规定的炉进行烧成。作为炉,没有特别的限定,可举出管状炉等,另外,在工业上,由于使用旋转窑炉等连续炉,能够在相同的装置中连续进行干燥和烧成,因此优选。
另外,作为在400℃以上且600℃以下的烧成温度下烧成时的保持时间,虽然没有特别的限定,但优选为0.5小时以上且12小时以下,更优选为1小时以上且12小时以下,尤其优选为1小时以上且6小时以下。当保持时间小于0.5小时时,不能够充分地进行烧成,存在难溶性的草酸钪大量残存的可能性。另一方面,当保持时间超过12小时时,获得的钪化合物的易溶性性质,可能几乎不变,或者反而有时会逐渐地降低,另外,由于热能增大,因此处理成本增高。
[溶解工序]
溶解工序S13,是使通过第一烧成工序S12中的烧成处理获得的烧成物即钪化合物,全部溶解在从作为无机酸的盐酸和硝酸中选出的一种以上溶液中,从而获得溶解液的工序。
如上所述地,能够通过在第一烧成工序S12中将烧成温度设在400℃以上且600以下的范围来进行烧成,获得对酸等水溶液示出易溶性的钪化合物。因此,在溶解工序S13中,通过使以上述方式获得的易溶性钪化合物溶解在从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液中,能够获得使钪溶出到溶液中的、所谓的再溶解液的、钪被浓缩后的溶液。
综上,在本实施方式的氧化钪的制造方法中,通过利用获得的钪化合物的易溶性性质来制备再溶解液,基于此再溶解液在后工序中再次获得草酸钪结晶,对此结晶进行烧成来制成氧化钪,能够有效地分离除去杂质元素。由此,能够制造杂质品位降低了的高纯度的氧化钪。
作为溶解工序S13中的溶解处理,没有特别的限定,能够通过向钪化合物中添加纯水,进一步向其中添加从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液,并搅拌的方式来进行。另外,作为溶解处理的温度条件,能够调整至40℃以上且80℃以下左右的范围内来进行。
另外,作为溶解中使用的从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液,其pH条件没有特别的限定,例如可以使用将pH调整到0~2左右的溶液。由于要溶解于这些酸溶液中的钪化合物,是如上所述地对酸等水溶液示出易溶性的物质,因此即使在pH0~2左右的条件下也能够容易地使其溶解,能够有效地抑制高浓度化等所需要的药剂成本。此外,作为酸溶液,除了上述的盐酸或硝酸以外,也能够使用同样是无机酸的硫酸。需要说明的是,虽然机理尚不确定,但是通过本发明人的实验知道,与使用硫酸的情况相比,通过使用盐酸使其溶解能够获得进一步更高纯度的草酸钪。
此外,作为溶解工序S13中获得的再溶解液,例如,能够将钪浓度调整为高达50g/L左右的任意值,由此,能够有望实现液量的削减并延及设备容量的减少。
[再沉淀工序]
再沉淀工序S14,是通过使用在溶解工序S13中将钪化合物再溶解而获得的溶解液(再溶解液),再次实施草酸化处理,而获得草酸钪结晶的再沉淀物的工序。
即,在再沉淀工序S14中,将再溶解液作为原料进行第二次草酸化。根据以上述方式将易溶性钪化合物再溶解并由该再溶解液再次生成草酸钪结晶的方法,能够显著降低与通过该第二次草酸化而获得的草酸钪结晶共存的杂质量。
作为再沉淀工序S14中的草酸化处理的方法,能够以与草酸化工序S11中进行的处理相同地方式进行。例如,将再溶解液的钪浓度调整为5g/L~10g/L,更优选调整为5g/L左右的浓度,进一步使用盐酸或硝酸等无机酸将pH调整为0左右,使用该pH调整为0后的再溶解液进行草酸化处理。
另外,在该第二次的草酸化处理中,即使将草酸化处理中添加的草酸量,抑制到相对于钪为3.0当量以内,也能够以高实际产率使钪变为草酸钪,能够降低草酸的使用成本。
在此,在草酸化处理中,通过将反应时的溶液(再溶解液)的液温设为40℃以上,与在常温(25℃)下发生反应的情况相比,能够使获得的草酸钪粒子粗大化,进而使下一烧成工序(第二烧成工序)中装入烧成炉时的操作变得容易。需要说明的是,如果仅是粗大化,则恐有杂质夹杂入粒子空隙从而品位降低的可能。
然而,在如上所述的本实施方式中,由于通过将易溶性钪化合物再溶解,并由该再溶解液再次生成草酸钪结晶,能够显著降低与第二次草酸钪结晶共存的杂质,因此能够有效地使粒子粗大化。由此,也能够有效地提高操作性。
此外,对于100℃以上的液温条件,由于其对粗大化的影响少,还会花费额外的能量,因此作为草酸化处理中的温度条件,优选为40℃以上且小于100℃的范围,更优选为40℃以上且60℃以下的范围。
[第二烧成工序]
第二烧成工序S15,是在规定温度下对再沉淀工序S14中获得的草酸钪的再沉淀物进行烧成的工序。即,在第二烧成工序S15中,实施对从再溶解液中获得的草酸钪结晶进行烧成的第二次烧成处理,通过该烧成处理获得氧化钪。
在第二烧成工序S15的烧成处理中,烧成温度的条件优选为900℃以上,更优选为1000℃以上,尤其优选为1100℃左右。如此地,在第二烧成工序S15中,通过在900℃以上的高温条件下对草酸钪结晶进行烧成,能够生成明确具有氧化钪形态的化合物作为烧成物。另外,通过在上述的高温条件下烧成,能够防止来自草酸的碳(C)残留。
然后,通过如上所述地将易溶性钪化合物再溶解,由该再溶解液再次生成草酸钪结晶,对该草酸钪结晶进行烧成,能够获得杂质品位降低了的高纯度的氧化钪。
作为第二烧成工序S15中的烧成处理方法,与第一烧成工序S12中的处理相同地,使用水洗涤所获得的草酸钪结晶,在干燥后,使用管状炉或连续炉等进行对其烧成。
另外,作为在900℃以上的高温烧成温度下烧成时的保持时间,虽然没有特别的限定,但优选为0.5小时以上且12小时以下,更优选为1小时以上且12小时以下,尤其优选为1小时以上且6小时以下。当保持时间小于0.5小时时,存在不能充分地进行烧成而无法有效地获得氧化钪形态的烧成物的可能性。另一方面,当保持时间超过12小时时,由于热能增大,因此处理成本提高。
【实施例】
以下,示出本发明的实施例,更具体地说明本发明。需要说明的是,本发明完全不限定于以下的实施例。
[实施例1]
<含钪溶液的生成>
(镍氧化物矿石的湿式冶炼工艺)
使用高压釜将镍氧化物矿石用硫酸浸出,向获得的浸出液中添加消石灰来进行中和。接着,向获得的中和后液中添加硫化剂以发生硫化反应,以硫化物形式分离出镍或钴等,并获得含钪的硫化后液。
(离子交换处理、中和处理)
接着,对获得的硫化后液实施使用了螯合树脂的离子交换处理,在分离溶液中的杂质的同时,获得从螯合树脂洗脱的含有钪的洗脱液(钪洗脱液)。之后,向钪洗脱液中添加中和剂,生成氢氧化钪的沉淀物。
(溶剂萃取处理)
接着,向氢氧化钪的沉淀物中添加硫酸进行再次溶解制成溶解液(钪溶解液),对该钪溶解液实施使用了胺系萃取剂的溶剂萃取处理,获得作为萃余液的硫酸钪溶液(含钪溶液)。
<草酸化工序>
向获得的硫酸钪溶液中添加水稀释至钪浓度为5g/L左右,使用硫酸将pH调整至0。然后,将此调整后的溶液作为草酸化始液,准备了合计65升。
接着,为了使相对于始液中的钪为2.7当量的草酸发生反应,准备了以100g/L的浓度溶解了草酸的溶液合计27升。然后,将该草酸溶液放入反应容器,以270ml/min的流量向该草酸溶液中添加始液。在添加全部始液后,历时1小时进行搅拌。需要说明的是,所设条件是反应温度为25℃,停留时间为5小时,添加时间为4小时。将草酸化(第一次草酸化)的处理条件汇总并示于下表1。
[表1]
Figure BDA0002595798280000111
搅拌结束后,对全部的量进行过滤,分离出草酸钪结晶,重复进行3次相对分离出的结晶50g使用纯水1升进行的再浆化洗涤。
<第一烧成工序>
接着,分取出一部分通过草酸化处理获得的草酸钪结晶,将其装入炉中在1100℃的温度下历时2小时进行烧成,对获得的烧成物进行了分析。需要说明的是,下表5中示出了烧成温度设为1100℃下所获得的烧成物的分析结果(表5中的“第一次烧成处理后的氧化钪”)。
另一方面,从剩余的草酸钪结晶中分取出500g,将其装入炉中,在400℃的温度下历时2小时进行烧成,获得约215g的烧成物。然后,对一部分的该烧成物进行了分析。将烧成温度400℃下的烧成条件汇总并示于下表2。
[表2]
Figure BDA0002595798280000112
<再溶解工序>
接着,从在烧成温度400℃下烧成而获得的烧成物的残余物中取150g,向其中添加纯水并混合的同时加热至60℃,进一步添加盐酸将pH调整为1。通过此操作,获得溶解了150g草酸钪结晶的95%以上的钪溶解液。将溶解处理的条件汇总并示于下表3。
[表3]
Figure BDA0002595798280000121
此外,将获得的钪溶解液稀释至钪浓度为5g/L,将添加盐酸并将pH调整为0的溶液作为再溶解液,准备了3.5升。
<再沉淀工序>
接着,为了使相对于再溶解液中的钪为2.7当量的草酸发生反应,准备了以100g/L的浓度溶解了草酸的溶液共计1.45升。然后,将该草酸溶液放入反应容器,向该草酸溶液中添加再溶解液。在添加完全部量的再溶解液后,保持1小时搅拌状态。需要说明的是,所设条件为反应温度为25℃,停留时间为2小时,添加时间为1小时。将草酸化(第二次草酸化)的处理条件汇总并示于下表4。
[表4]
Figure BDA0002595798280000122
搅拌结束后,对全部的量进行过滤,分离出草酸钪结晶,重复进行2次相对于分离出的结晶66g使用纯水2升进行的再浆化洗涤。
<第二烧成工序>
接着,将洗涤后的草酸钪结晶装入炉中并进行第二次烧成,在烧成温度900℃下进行2小时,生成氧化钪。然后,分析从炉中取出的氧化钪。
如下所述地进行氧化钪的分析。即,对于钪(Sc),使用ICP和ICP质量分析(ICP-MS)装置分析其他69种成分的杂质,将减去这些杂质量后的剩余部分视为钪进行评价。需要说明的是,第一次烧成处理(1100℃)后的氧化钪的分析也是相同进行的。
下表5中示出了获得的氧化钪的分析结果(表5中的“第二次烧成处理后的氧化钪”)。
[表5]
Figure BDA0002595798280000131
如表5所示地,在400℃下对通过草酸化处理获得的草酸钪进行烧成,将获得的钪化合物再溶解于盐酸,由该再溶解液再次生成草酸钪结晶,在900℃下对该草酸钪进行烧成而获得氧化钪,该氧化钪与第一次烧成处理(1100℃)后的氧化钪相比,杂质品位降低,是高纯度。
[实施例2]
<含钪溶液的生成>
(镍氧化物矿石的湿式冶炼工艺)
使用高压釜将镍氧化物矿石用硫酸浸出,向获得的浸出液中添加消石灰进行中和。接着,向获得的中和后液中添加硫化剂以发生硫化反应,以硫化物形式分离出镍或钴等,并获得含钪的硫化后液。
(离子交换处理、中和处理)
接着,对获得的硫化后液实施使用了螯合树脂的离子交换处理,在分离溶液中的杂质的同时,获得从螯合树脂洗脱的含有钪的洗脱液(钪洗脱液)。之后,向钪洗脱液中添加中和剂,生成氢氧化钪的沉淀物。
(溶剂萃取处理)
接着,向氢氧化钪的沉淀物中添加硫酸进行再次溶解制成溶解液(钪溶解液),对该钪溶解液实施使用了胺系萃取剂的溶剂萃取处理,获得作为萃余液的硫酸钪溶液(含钪溶液)。
<草酸化工序>
向获得的硫酸钪溶液中添加水稀释至钪浓度为5g/L左右,并使用硫酸将pH调整至0。然后,将此调整后的溶液作为草酸化始液,准备了共计65升。
接着,为了使相对于始液中的钪为2.7当量的草酸发生反应,准备了以100g/L的浓度溶解了草酸的溶液合计27升。然后,将该草酸溶液放入反应容器,以270ml/min的流量向该草酸溶液中添加始液。在添加完全部量的始液后,历时1小时进行搅拌。需要说明的是,所设条件为反应温度为25℃,停留时间为5小时,添加时间为4小时。将草酸化(第一次的草酸化)的处理条件汇总并示于下表6。
[表6]
Figure BDA0002595798280000141
搅拌结束后,对全部的量进行过滤,分离出草酸钪结晶,重复进行3次相对于分离出的结晶50g使用纯水1升进行的再浆化洗涤。
<第一烧成工序>
接着,分取出一部分通过草酸化处理获得的草酸钪结晶,将其装入炉中并在1100℃的温度下烧成2小时,并分析获得的烧成物。需要说明的是,下表10中示出烧成温度1100℃下获得的烧成物的分析结果(表10中的“第一次烧成处理后的氧化钪”)。
另一方面,从剩余的草酸钪结晶中分取出500g,将其装入炉中并在400℃的温度下烧成2小时,获得约215g的烧成物。然后,对一部分的该烧成物进行分析。将烧成温度400℃下的烧成条件汇总并示于下表7。
[表7]
Figure BDA0002595798280000151
<再溶解工序>
接着,从在烧成温度400℃下烧成而获得的烧成物的残余物中取150g,向其中添加纯水并混合的同时加热至60℃,进一步添加盐酸将pH调整为1。通过此操作,获得溶解了150g草酸钪结晶的95%以上的钪溶解液。将溶解处理的条件汇总并示于下表8。
[表8]
Figure BDA0002595798280000152
此外,将获得的钪溶解液稀释至钪浓度为5g/L,将添加盐酸pH调整为0的溶液作为再溶解液,每种试验条件下准备了3.5升。
<再沉淀工序>
接着,为了使相对于再溶解液中的钪为2.7当量的草酸发生反应,每种试验条件下准备了以100g/L的浓度溶解了草酸的溶液1.45升。另外,将再溶解液收纳于反应容器,并向该再溶解液中添加草酸溶液。在添加全部量的草酸溶液后,保持1小时搅拌状态。需要说明的是,所设条件为反应温度为25℃,停留时间为2小时,添加时间为1小时。将草酸化(第二次草酸化)的处理条件汇总并示于下表9。
[表9]
Figure BDA0002595798280000161
搅拌结束后,对全部的量进行过滤,分离出草酸钪结晶,重复进行3次相对于分离的结晶66g使用纯水2升进行的再浆化洗涤。
需要说明的是,在上述实施例1中作为第二次草酸化的再沉淀工序中,使用了向草酸溶液中添加再溶解液的所谓的“反添加法”,而在本实施例中的第二次草酸化的再沉淀工序中,由于通过第一次草酸化可获得足够高品位的草酸钪,溶解工序中能够由盐酸充分溶解草酸钪,因此使用向该再溶解液中添加草酸溶液的通常的“正添加”法。即使在这种情况下,也确认到了能够高纯化。
<第二烧成工序>
接着,将洗涤后的草酸钪结晶装入炉中,进行第二次烧成,在烧成温度900℃下进行2小时,生成氧化钪。然后,对从炉中取出的氧化钪进行分析。
如下所述地进行氧化钪的分析。即,对于钪(Sc),使用ICP和ICP质量分析(ICP-MS)装置分析其他69种成分的杂质,将减去这些杂质量后的剩余部分视为钪进行评价。需要说明的是,第一次烧成处理(1100℃)后的氧化钪的分析也是相同地进行的。
下表10中示出获得的氧化钪的分析结果(表10中的“第二次烧成处理后的氧化钪”)。
[表10]
Figure BDA0002595798280000171
如表10所示地,在400℃下对通过草酸化处理获得的草酸钪进行烧成,将获得的钪化合物再溶解于盐酸,由该再溶解液再次生成草酸钪结晶,在900℃下对该草酸钪进行烧成而获得氧化钪,该氧化钪与第一次烧成处理(1100℃)后的氧化钪相比,杂质品位降低,是高纯度。

Claims (4)

1.一种高纯度氧化钪的制造方法,其中,
具有:
第一烧成工序,使用草酸对含钪的溶液实施草酸化处理,在400℃以上且600℃以下的温度对获得的草酸钪结晶进行烧成;
溶解工序,将通过烧成获得的钪化合物溶解于从盐酸和硝酸中选出的一种以上的溶液中而获得溶解液;
再沉淀工序,使用草酸对所述溶解液实施草酸化处理,从而生成草酸钪的再沉淀物;和
第二烧成工序,对获得的所述草酸钪的再沉淀物进行烧成而获得氧化钪。
2.如权利要求1所述的高纯度氧化钪的制造方法,其中,
在所述再沉淀工序中,将所述溶解液的温度调节为40℃以上且小于100℃来实施草酸化处理。
3.如权利要求1或2所述的高纯度氧化钪的制造方法,其中,
在所述第二烧成工序中,将烧成温度设为900℃以上进行烧成。
4.如权利要求1~3中任一项所述的高纯度氧化钪的制造方法,其中,
所述含钪的溶液是对含钪的溶液实施了离子交换处理和/或溶剂萃取处理而获得的。
CN201980009511.0A 2018-01-25 2019-01-23 高纯度氧化钪的制造方法 Active CN111630001B (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2018-010843 2018-01-25
JP2018010843A JP6583445B2 (ja) 2018-01-25 2018-01-25 高純度酸化スカンジウムの製造方法
PCT/JP2019/002012 WO2019146619A1 (ja) 2018-01-25 2019-01-23 高純度酸化スカンジウムの製造方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN111630001A true CN111630001A (zh) 2020-09-04
CN111630001B CN111630001B (zh) 2021-10-01

Family

ID=67395486

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201980009511.0A Active CN111630001B (zh) 2018-01-25 2019-01-23 高纯度氧化钪的制造方法

Country Status (8)

Country Link
US (1) US10968112B2 (zh)
EP (1) EP3744686B1 (zh)
JP (1) JP6583445B2 (zh)
CN (1) CN111630001B (zh)
AU (1) AU2019211653B9 (zh)
CA (1) CA3088357C (zh)
PH (1) PH12020551111A1 (zh)
WO (1) WO2019146619A1 (zh)

Families Citing this family (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7380030B2 (ja) * 2019-09-30 2023-11-15 住友金属鉱山株式会社 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7347085B2 (ja) * 2019-09-30 2023-09-20 住友金属鉱山株式会社 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7347083B2 (ja) * 2019-09-30 2023-09-20 住友金属鉱山株式会社 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7347084B2 (ja) * 2019-09-30 2023-09-20 住友金属鉱山株式会社 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP2022024249A (ja) * 2020-07-13 2022-02-09 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
CN112708786A (zh) * 2020-12-15 2021-04-27 广东先导稀材股份有限公司 一种从铝钪合金靶材废料中回收钪的方法
CN113584327B (zh) * 2021-06-28 2022-10-28 中国恩菲工程技术有限公司 氧化钪的提纯方法
CN114455624A (zh) * 2022-03-03 2022-05-10 中国恩菲工程技术有限公司 具有六棱柱结构的氧化钪及其制备方法
CN114890450B (zh) * 2022-05-11 2024-03-26 湖南东方钪业股份有限公司 一种制备氧化钪的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102863004A (zh) * 2011-07-05 2013-01-09 北京有色金属研究总院 一种高纯氧化钪的提纯制备方法
CN103361486A (zh) * 2013-07-18 2013-10-23 攀枝花市精研科技有限公司 从含钪和钛的废酸液中提取高纯氧化钪及钛的方法
CN104975192A (zh) * 2014-04-09 2015-10-14 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) 从含钪物料中提取钪的方法

Family Cites Families (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2890830B2 (ja) * 1990-11-29 1999-05-17 三菱マテリアル株式会社 酸化スカンジウムの精製方法
RU2070596C1 (ru) * 1993-05-28 1996-12-20 Научно-производственная экологическая фирма "Экотехнология" Способ получения скандиевых концентратов
JP3303066B2 (ja) 1995-02-24 2002-07-15 三菱マテリアル株式会社 スカンジウムの精製方法
JP3206432B2 (ja) * 1996-06-06 2001-09-10 三菱マテリアル株式会社 低α低酸素金属スカンジウムとその製造方法
US20120207656A1 (en) * 2011-02-11 2012-08-16 Emc Metals Corporation System and Method for Recovery of Scandium Values From Scandium-Containing Ores
WO2014089614A1 (en) 2012-12-11 2014-06-19 Clean Teq Pty Ltd A process, method and plant for recovering scandium
WO2014110216A1 (en) * 2013-01-10 2014-07-17 Bloom Energy Corporation Methods of recovering scandium from titanium residue streams
JP5652503B2 (ja) * 2013-05-10 2015-01-14 住友金属鉱山株式会社 スカンジウム回収方法
JP5954350B2 (ja) 2014-01-31 2016-07-20 住友金属鉱山株式会社 スカンジウム回収方法
JP6319362B2 (ja) * 2014-01-31 2018-05-09 住友金属鉱山株式会社 スカンジウム回収方法
JP6004023B2 (ja) * 2015-02-02 2016-10-05 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
JP6891723B2 (ja) 2016-08-30 2021-06-18 住友金属鉱山株式会社 スカンジウム化合物の製造方法、スカンジウム化合物
JP6358299B2 (ja) 2016-09-05 2018-07-18 住友金属鉱山株式会社 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP6900677B2 (ja) * 2017-01-11 2021-07-07 住友金属鉱山株式会社 酸化スカンジウムの製造方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102863004A (zh) * 2011-07-05 2013-01-09 北京有色金属研究总院 一种高纯氧化钪的提纯制备方法
CN103361486A (zh) * 2013-07-18 2013-10-23 攀枝花市精研科技有限公司 从含钪和钛的废酸液中提取高纯氧化钪及钛的方法
CN104975192A (zh) * 2014-04-09 2015-10-14 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) 从含钪物料中提取钪的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ZHIMENG XIU等: "Nanocrystalline Scandia Powders Via Oxalate Precipitation: The Effects of Solvent and Solution pH", 《J.AM.CERAM.SOC.》 *

Also Published As

Publication number Publication date
AU2019211653B9 (en) 2021-05-20
EP3744686A4 (en) 2021-11-03
CA3088357A1 (en) 2019-08-01
AU2019211653A1 (en) 2020-07-30
PH12020551111A1 (en) 2021-05-31
JP2019127634A (ja) 2019-08-01
EP3744686B1 (en) 2023-01-04
US20210032119A1 (en) 2021-02-04
AU2019211653B2 (en) 2021-04-22
CN111630001B (zh) 2021-10-01
US10968112B2 (en) 2021-04-06
EP3744686A1 (en) 2020-12-02
WO2019146619A1 (ja) 2019-08-01
CA3088357C (en) 2021-03-30
JP6583445B2 (ja) 2019-10-02

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN111630001B (zh) 高纯度氧化钪的制造方法
US10081851B2 (en) Method for recovering high-purity scandium
EP3093354B1 (en) Scandium recovery method
US10156002B2 (en) Method for recovering scandium
US10570480B2 (en) Method for recovering scandium
AU2015310078A1 (en) Method for separating scandium
US11214849B2 (en) Method for recovering scandium
US10570482B2 (en) Method for recovering scandium
WO2018043704A1 (ja) 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP4801372B2 (ja) 硫酸コバルト溶液からマンガンを除去する方法
CA3012088C (en) Method for recovering scandium
US20210284547A1 (en) Method for recovering scandium
JP7347083B2 (ja) 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7380030B2 (ja) 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7347084B2 (ja) 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7347085B2 (ja) 高純度酸化スカンジウムの製造方法
JP7338179B2 (ja) 高純度酸化スカンジウムの製造方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant