CN113278795B - 高冰镍湿法冶炼方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种高冰镍湿法冶炼方法。该冶炼方法包括步骤S1,对包括高冰镍的阳极进行电解,得到富镍溶液和残阳极;步骤S2,将残阳极进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣。通过上述冶炼方法,首先将包括高冰镍的阳极进行电解,使得高冰镍中绝大部分镍均进入到电解液中。之后,对残阳极进行氧压浸出,使残阳极中的镍进一步进入到液体中,进一步提升从原料中分离出的镍量。在氧压浸出过程中,利用元素之间的还原电位差异,使浸出液中还原电位较高的杂质离子与镍进行还原置换,从而杂质离子以硫化物残留在浸出渣中,使得镍与硫以及杂质离子有效得到了分离。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金技术领域,具体而言,涉及一种高冰镍湿法冶炼方法。
背景技术
高冰镍是镍精矿经电、转炉初级冶炼而成的镍、铜、钴、铁等金属的硫化物共熔体。一般为含镍50~75%、铜1~15%、钴0.1~1.5%、铁1~5%、硫20~25%的块状物,既可以通过电解法生产电解镍,也可以通过高压浸出生产硫酸镍,由于近期印尼淡水河谷的镍铁转高冰镍工艺取得成功,高冰镍成为了红土镍矿和硫化镍矿共同的重要冶炼中间产物,备受镍加工领域的重视。
国内外高冰镍生产工艺总结起来大致有:a.高冰镍阳极直接电解,b.高冰镍氯化精炼工艺,c.镍精矿还原焙烧电解工艺,d.高冰镍常压浸出工艺,e.高冰镍高压浸出工艺,f.高冰镍氧化焙烧酸浸工艺。其中单独与电解相关的工艺基本都是直接电积生产阴极镍的,电解残留的阳极板需要有合适的匹配工艺继续处理,除杂净化工艺也比较复杂;电解工艺不完善,而常压或加压浸出单独使用的浸出率也不够高。通常是将几种方法联动起来一起使用以达到更好的浸出效果,比如利用一段常压浸出配合电积和二段加压浸出处理高冰镍;或者利用电解配合一段常压酸浸和二段氯浸工艺处理高冰镍,但这些工艺的工序过多不便于操作和降低成本。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种高冰镍湿法冶炼方法,以解决现有技术中电解溶解高冰镍阳极板工艺较复杂、成本较高的问题。
为了实现上述目的,根据本发明的一个方面,提供了一种高冰镍湿法冶炼方法,该湿法冶炼方法包括:步骤S1,对包括高冰镍的阳极进行电解,得到富镍溶液和残阳极;步骤S2,将残阳极进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣。
进一步地,上述步骤S1包括:使包括阴极、电解液和阳极的电解系统发生电解反应,得到富镍溶液和残阳极,电解液中H+浓度为1~2mol/L、双氧水的体积浓度为1%~10%、铜离子的浓度为5~15g/L、锰离子的浓度为5~15g/L,优选电解液中还包含氯化钠且氯化钠的浓度为50~120g/L,优选电解液中的H+由硫酸提供;优选阳极和阴极各自具有多个,且阳极和阴极各自的同极中心距为10~30cm,优选阳极电流密度为200~350A/m2、电解电压为2.8~4.0V,优选在含氧气体中进行电解反应,优选含氧气体中氧气的含量为20~100%,含氧气体的流量为0.05~2.5L/min,优选电解反应的温度为55~75℃。
进一步地,上述步骤S1的电解反应分阶段进行,每当富镍溶液中的镍含量达到40~50g/L时,停止该阶段的电解反应,将富镍溶液分离后添加电解液继续进行电解反应,直到生成残阳极。
进一步地,上述电解系统分为阳极反应区和阴极反应区,阳极反应区包括电解液和阳极,阴极反应区包括电解液和阴极,优选阳极反应区的电解液的液面比阴极反应区的电解液的液面高3~5cm,优选电解反应过程中,阳极反应区的电解液中H+浓度保持在1~2mol/L,双氧水的体积浓度保持在1%~10%,铜离子的浓度保持在5~15g/L,锰离子的浓度保持在5~15g/L,优选电解反应过程中,阴极反应区的电解液中H+浓度保持在1~2mol/L,双氧水的体积浓度保持在1%~10%。
进一步地,上述步骤S2包括:将残阳极破碎后与富镍溶液混合,得到分散液,优选破碎的残阳极中粒径≤400目的颗粒的重量含量为60%~80%;对分散液进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣,优选分散液中还包含双氧水,优选分散液中的固液比为2~10g:1L。
进一步地,上述氧压浸出过程中,浸出氧分压为0.05~0.5Mpa,浸出温度为150~220℃,优选浸出结束时,浸出液中硫酸的含量为10~20g/L。
进一步地,上述冶炼方法还包括对浸出渣的回收过程,优选回收过程包括:对浸出渣氧化烧结,得到金属氧化物。
进一步地,上述冶炼方法还包括对浸出液除杂的过程,除杂过程包括:步骤A1,调节浸出液的pH值为1.5~3,优选采用金属氧化物调节浸出液的pH值;步骤A2,加热pH值为1.5~3的浸出液,得到富镍浆;步骤A3,对富镍浆进行固液分离,得到杂质沉淀和富镍液;步骤A4,对富镍液提纯处理,得到镍盐。
进一步地,上述步骤A2中,加热的温度为70~90℃,时间为0.5~1h,优选在加热过程中维持浸出液的pH值为1.5~3。
进一步地,上述步骤A4包括:对富镍液进行萃取处理,得到萃余液和含镍萃取液,优选萃余液中含有铜离子和锰离子且萃余液为电解液提供至少部分铜离子和锰离子,萃取采用的萃取剂包括P204萃取剂;对含镍萃取液进行反萃处理,得到镍盐溶液;对镍盐溶液进行结晶处理,得到镍盐。
应用本发明的技术方案,首先将包括高冰镍的阳极进行电解,使得高冰镍中绝大部分镍均进入到电解液中,当阳极不再能够继续反应时,相应地得到镍含量很高的富镍溶液和残阳极。之后,对残阳极进行氧压浸出,使残阳极中的镍进一步进入到液体中,进一步提升从原料中分离出的镍量。在氧压浸出过程中,不仅镍进入到浸出液中,其中的铜、铁、钴等杂质离子同时也会进入到浸出液中,由于元素之间的还原电位差异,尤其是镍的还原电位较低,因此在浸出液中还原电位较高的杂质离子与镍进行还原置换,从而杂质离子以硫化物残留在浸出渣中,使得镍与硫以及杂质离子有效得到了分离。利用本申请的冶炼方法,通过两步就可以使高冰镍中的硫和镍得到有效分离,在保证较高分离效率的同时,实现了对工艺的简化,并有效降低了成本。
具体实施方式
需要说明的是,在不冲突的情况下,本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本发明。
根据本申请背景技术中所描述的,现有技术中对高冰镍阳极进行电解的工艺存在工艺复杂,成本高的问题,为了解决上述问题,本申请提供了一种高冰镍湿法冶炼方法,该湿法冶炼方法包括:步骤S1,对包括高冰镍的阳极进行电解,得到富镍溶液和残阳极;步骤S2,将残阳极进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣。
通过上述冶炼方法,首先将包括高冰镍的阳极进行电解,使得高冰镍中绝大部分镍均进入到电解液中,当阳极不再能够继续反应时,相应地得到镍含量很高的富镍溶液和残阳极。之后,对残阳极进行氧压浸出,使残阳极中的镍进一步进入到液体中,进一步提升从原料中分离出的镍量。在氧压浸出过程中,不仅镍进入到浸出液中,其中的铜、铁、钴等杂质离子同时也会进入到浸出液中,由于元素之间的还原电位差异,尤其是镍的还原电位较低,因此在浸出液中还原电位较高的杂质离子与镍进行还原置换,从而杂质离子以硫化物残留在浸出渣中,使得镍与硫以及杂质离子有效得到了分离。利用本申请的冶炼方法,通过两步就可以使高冰镍中的硫和镍得到有效分离,在保证较高分离效率的同时,实现了对工艺的简化,并有效降低了成本。
在一些实施例中,上述步骤S1包括:使包括阴极、电解液和阳极的电解系统发生电解反应,得到富镍溶液和残阳极,电解液中H+浓度为1~2mol/L、双氧水的体积浓度为1%~10%、铜离子的浓度为5~15g/L、锰离子的浓度为5~15g/L。通过调节电解液中的H+浓度、双氧水浓度,使电解液有较强的酸性和氧化性;且锰离子和铜离子在电解液中与镍离子发生置换反应,从而使更多的镍离子进入到电解液中,而铜和锰形成硫化物沉淀以阳极泥的形式与镍分离,使高冰镍发生催化氧化反应,有效地将高冰镍中的镍从阳极中电解到溶液中。并且,上述数值范围的设定可以进一步提升镍分离的效果,若锰离子和铜离子的浓度超过上述范围,导致电解反应后,电解液中残留的锰离子和铜离子过多。优选电解液中还包含氯化钠且氯化钠的浓度为50~120g/L,在上述浓度范围内的氯化钠可以为电解液提供充足的电解质,使得电解过程中电解液的阻抗较低,且避免了氯化钠浓度过大导致的电解液粘度增加对阳极电解造成阻碍,从而保证电解反应维持较高的速率。本申请调节电解液pH的酸可以选自常用的酸,如盐酸、硫酸或硝酸等酸,为了避免在反应过程中产生有毒害的气体,并保证体系的稳定,优选电解液中的H+由硫酸提供。
本申请的电解系统的设置方法和电解过程中的参数设定可以选用本领域常用的方法进行设计,为了提高冶炼效率,优选阳极和阴极各自具有多个,且阳极和阴极各自的同极中心距为10~30cm,同时采用多个阳极和阴极进行电解,提高了阳极与电解液的接触面积,进而提高了电解效率。在一些实施例中,上述阳极电流密度为200~350A/m2、电解电压为2.8~4.0V。在上述条件下,阳极可以均匀、快速地进行电解,有效提高了本申请冶炼方法的效率。为了使高冰镍中更多的镍可以被氧化进入至电解液中,优选在含氧气体中进行电解反应,优选含氧气体中氧气的含量为20~100%,含氧气体的流量为0.05~2.5L/min,从而在电催化氧化的基础上同时进行化学催化氧化,提高镍由阳极向电解液中的溶解速度。氧气流量过低,会导致反应变慢、过大,会造成电解槽液面会有波动,不利用电解反应平稳进行。优选电解反应的温度为55~75℃,温度低于上述范围反应速度太慢,高于上述范围或导致电解过程中电解槽中的水大量蒸发损失,导致酸雾多,造成污染。
当电解液中的镍浓度随着反应的进行逐步增高时,上述电解反应的速度会逐步下降,因此优选上述步骤S1的电解反应分阶段进行,每当富镍溶液中的镍含量达到40~50g/L时,停止该阶段的电解反应,将富镍溶液分离后添加新鲜的电解液继续进行电解反应,直到生成残阳极。在电解过程中对电解液中的镍含量进行监测,达到位于40~50g/L区间的阈值时,便停止上述电解反应,更换新的电解液进一步进行电解反应。被更换出的电解液即为富镍溶液的一部分。当阳极无法进一步反应时,便得到上述残阳极。
为了进一步提升反应的稳定性,使阳极的反应受到更少地干扰,优选上述电解系统分为阳极反应区和阴极反应区,阳极反应区包括电解液和阳极,阴极反应区包括电解液和阴极。将电解液系统分为阳极反应区和阴极反应区的方法可以由本领域技术人员从现有技术中进行选择,优选将阳极和部分电解液装入阳极套袋中,将阴极和另一部分电解液装入电解槽中,将阳极套袋置于电解槽中,以形成阳极与阴极的分离。可以进一步将电解槽分为阳极室和阴极室,将阳极套袋至于装有电解液的阳极室中,将阴极直接置于电解液的阴极室中,以进一步实现分离的效果。
阳极反应区和阴极反应区中的电解液通过阳极袋连通,优选阳极反应区的电解液的液面比阴极反应区的电解液的液面高3~5cm,从而使阴极反应区的电解液依靠静压差不会流入阳极反应区,保证阳极反应区的反应环境的稳定。优选电解反应过程中,阳极反应区的电解液中H+浓度保持在1~2mol/L,双氧水的体积浓度保持在1%~10%,铜离子的浓度保持在5~15g/L,锰离子的浓度保持在5~15g/L,优选电解反应过程中,阴极反应区的电解液中H+浓度保持在1~2mol/L,双氧水的体积浓度保持在1%~10%,使反应可以更稳定地进行。
在经过电解之后,残阳极中也存有部分镍未被电解,此时可以通过上述氧压浸出来进一步回收镍。上述氧压浸出可以以现有技术常规的氧压浸出工艺为参考,在本申请一些实施例中,上述步骤S2包括:将残阳极破碎后与富镍溶液混合,得到分散液,优选破碎的残阳极中粒径≤400目的颗粒的重量含量为60%~80%;对分散液进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣,由于本申请的富镍溶液的酸度很高,而且其中含有较多的铜离子和锰离子。一方面富镍溶液的铜离子和锰离子可以作为还原剂,使更多地镍被浸出;另一方面,一旦残阳极中的镍被浸出后,其中的硫也会随着进入到浸出液中,此时富镍溶液中的铜离子可以作为固硫剂形成硫化铜,从而使硫留在浸出渣中。优选分散液中还包含双氧水,优选分散液中的固液比为2~10g:1L。通过将细碎的残阳极和富镍溶液混合,并进一步加入双氧水提升氧化剂的浓度,进一步将残阳极中的镍浸出。
为了进一步提升上述氧压浸出对镍的分离效果,优选上述氧压浸出过程中,浸出氧分压为0.05~0.5Mpa,浸出温度为150~220℃,本申请氧压浸出后,浸出液中的残酸含量较高,随着氧压浸出的进行,浸出体系的氢离子被消耗,优选浸出结束时,浸出液中硫酸的含量为10~20g/L,以保证镍的充分浸出,而避免过多的杂质离子浸出。
在一些实施例中,上述冶炼方法还包括对浸出渣的回收过程,优选回收过程包括:对浸出渣氧化烧结,得到金属氧化物。通过对浸出渣进行氧化烧结,使浸出渣脱硫,得到金属氧化物。
通过上述氧压浸出得到的浸出液中包含一定量的杂质金属离子,为了最终得到杂质更少的镍盐,优选上述冶炼方法还包括对浸出液除杂的过程,该除杂过程包括:步骤A1,调节浸出液的pH值为1.5~3;步骤A2,加热pH值为1.5~3的浸出液,得到富镍浆;步骤A3,对富镍浆进行固液分离,得到杂质沉淀和富镍液;步骤A4,对富镍液提纯处理,得到镍盐。如前所述,本申请的浸出液中的残酸较多,通过加入碱性试剂调节浸出液的pH值并进行加热处理,可以使铁等杂质金属离子进入到沉淀渣中得到去除。优选采用上述金属氧化物调节浸出液的pH值,以使浸出渣氧化烧结得到的金属氧化物中残留的镍进一步进入到浸出液中,进而提高镍的回收率。
为了提升使铁等杂质金属的沉淀分离效果与效率,优选上述步骤A2中,加热的温度为70~90℃,时间为0.5~1h。优选在加热过程中维持浸出液的pH值为1.5~3。可以采用产用的碱性试剂维持加热过程中浸出液的pH值,为了避免引入不易分离的杂质,优选采用碳酸钠和碳酸氢钠中的一种或两种进行上述pH调节。
在一些实施例中,优选上述步骤A4包括:对富镍液进行萃取处理,得到萃余液和含镍萃取液,萃取采用的萃取剂包括P204萃取剂;对含镍萃取液进行反萃处理,得到镍盐溶液;对镍盐溶液进行结晶处理,得到镍盐。通过上述萃取、结晶处理,得到镍盐。当电解反应中调节pH用到的使硫酸时,上述镍盐为硫酸镍。使用本申请的冶炼方法得到的镍盐纯度较高,可以用于新能源领域。为了进一步提升本申请冶炼方法催化剂的循环利用率,优选萃余液中含有铜离子和锰离子且萃余液为电解液提供至少部分铜离子和锰离子。
以下结合实施例和对比例,进一步说明本申请的有益效果。
实施例1
1)高镍锍阳极熔铸:将高冰镍熔铸成8cm*10cm的高镍锍阳极,阴极选择10*12cm的钛极板准备电解溶解。
2)电解:阳极套袋,配制电解液(其中包含70g/L氯化钠、100g/L硫酸、体积浓度为2%的双氧水,铜离子5g/L铜离子和7g/L锰离子)。将电解槽充满此电解液,将多个阳极袋和阴极至于电解槽中,其中同极中心距20cm,阳极袋中的液位比电解槽液位高3cm。利用上述电解体系进行电解反应,控制阳极电流密度230A/m2,槽电压3.0V,电解槽内温度为60℃,阳极袋内保持0.1L/min通入氧气,且电解槽内在电解过程中持续搅拌(搅拌速度为10rpm),以在反应过程中保持电解液的均一化。电解过程中通过抽出电解液,向其中补充适量的硫酸、盐酸和双氧水后,将该部分电解液重新输送回电解槽中,使电解槽中的氢离子、氯离子和双氧水的浓度在反应过程中基本维持不变。然后将电解液(其中包含70g/L氯化钠、100g/L硫酸、体积浓度为2%的双氧水,铜离子5g/L铜离子和7g/L锰离子)不间断注入阳极袋,保持阳极袋液位和阴极液位差维持在3cm的同时,使阳极袋中氯离子、氢离子、铜离子、锰离子和双氧水的浓度保持不变。当电解槽内溶液中镍含量达到50g/L时停止电解,将溶液抽出得到部分富镍溶液。加入新的电解液持续进行上述电解反应,直到阳极变为残阳极为止,将抽出的镍含量达到50g/L的电解液混合,得到富镍溶液。
3)电解残极破碎:将残阳极取出水洗,球磨破碎,使破碎残阳极最终400目以下颗粒到达70%。
4)加压浸出:混合破碎残阳极、富镍溶液和双氧水,使得固液比达到5g:1L,在150℃,0.1Mpa氧分压的条件下,氧压浸出2h,得到浸出液和浸出渣。浸出液中硫酸的浓度为10g/L。
5)浸出渣脱硫:将浸出渣烘干后,放入炉内升温950℃,通空气(流量为1L/min)氧化焙烧2h,得到金属氧化物。
6)除杂:向浸出液中加入步骤5)得到的金属氧化物调节pH值为2后,加热至80℃反应0.5h,持续加入10g/L碳酸钠溶液维持体系的pH值为2,得到富镍浆,固液分离后得到含铁渣和富镍液。
7)利用P204萃取剂对富镍液进行萃取,在经过反萃取,结晶处理,得到硫酸镍结晶,镍的浸出率为98.5%。
实施例2
1)高镍锍阳极熔铸:将高冰镍熔铸成8cm*10cm的高镍锍阳极,阴极选择10*12cm的钛极板准备电解溶解。
2)电解:阳极套袋,配制电解液(其中包含90g/L氯化钠、140g/L硫酸、体积浓度为4%的双氧水,铜离子10g/L铜离子和12g/L锰离子)。将电解槽充满此电解液,将多个阳极袋和阴极至于电解槽中,其中同极中心距20cm,阳极袋中的液位比电解槽液位高4cm。利用上述电解体系进行电解反应,控制阳极电流密度300A/m2,槽电压3.5V,电解槽内温度为65℃,阳极袋内保持0.2L/min通入氧气,且电解槽内在电解过程中持续搅拌(搅拌速度为10rpm),以在反应过程中保持电解液的均一化。电解过程中通过抽出电解液,向其中补充适量的硫酸、盐酸和双氧水后,将该部分电解液重新输送回电解槽中,使电解槽中的氢离子、氯离子和双氧水的浓度在反应过程中基本维持不变。然后将电解液(其中包含70g/L氯化钠、100g/L硫酸、体积浓度为2%的双氧水,铜离子5g/L铜离子和7g/L锰离子)不间断注入阳极袋,保持阳极袋液位和阴极液位差维持在4cm的同时,使阳极袋中氯离子、氢离子、铜离子、锰离子和双氧水的浓度保持不变。当电解槽内溶液中镍含量达到45g/L时停止电解,将溶液抽出得到部分富镍溶液。加入新的电解液持续进行上述电解反应,直到阳极变为残阳极为止,将抽出的镍含量达到45g/L的电解液混合,得到富镍溶液。
3)电解残极破碎:将残阳极取出水洗,球磨破碎,使破碎残阳极最终400目以下颗粒到达70%。
4)加压浸出:混合破碎残阳极、富镍溶液和双氧水,使得固液比达到6g:1L,在180℃,0.2Mpa氧分压的条件下,氧压浸出3h,得到浸出液和浸出渣。浸出液中硫酸的浓度为15g/L。
5)浸出渣脱硫:将浸出渣烘干后,放入炉内升温950℃,通空气(流量为1L/min)氧化焙烧1h,得到金属氧化物。
6)除杂:向浸出液中加入步骤5)得到的金属氧化物调节pH值为2.2后,加热至80℃反应0.5h,持续加入10g/L碳酸钠溶液维持体系的pH值为2.2,得到富镍浆,固液分离后得到含铁渣和富镍液。
7)利用P204萃取剂对富镍液进行萃取,在经过反萃取,结晶处理,得到硫酸镍结晶,镍的浸出率为99.2%。将萃余液中的铜离子和锰离子回用至步骤2)中的电解液中。
实施例3
1)高镍锍阳极熔铸:将高冰镍熔铸成8cm*10cm的高镍锍阳极,阴极选择10*12cm的钛极板准备电解溶解。
2)电解:阳极套袋,配制电解液(其中包含100g/L氯化钠、170g/L硫酸、体积浓度为6%的双氧水,铜离子15g/L铜离子和15g/L锰离子)。将电解槽充满此电解液,将多个阳极袋和阴极至于电解槽中,其中同极中心距20cm,阳极袋中的液位比电解槽液位高5cm。利用上述电解体系进行电解反应,控制阳极电流密度350A/m2,槽电压4V,电解槽内温度为70℃,阳极袋内保持0.35L/min通入氧气,且电解槽内在电解过程中持续搅拌(搅拌速度为10rpm),以在反应过程中保持电解液的均一化。电解过程中通过抽出电解液,向其中补充适量的硫酸、盐酸和双氧水后,将该部分电解液重新输送回电解槽中,使电解槽中的氢离子、氯离子和双氧水的浓度在反应过程中基本维持不变。然后将电解液(其中包含70g/L氯化钠、100g/L硫酸、体积浓度为2%的双氧水,铜离子5g/L铜离子和7g/L锰离子)不间断注入阳极袋,保持阳极袋液位和阴极液位差维持在5cm的同时,使阳极袋中氯离子、氢离子、铜离子、锰离子和双氧水的浓度保持不变。当电解槽内溶液中镍含量达到40g/L时停止电解,将溶液抽出得到部分富镍溶液。加入新的电解液持续进行上述电解反应,直到阳极变为残阳极为止,将抽出的镍含量达到40g/L的电解液混合,得到富镍溶液。
3)电解残极破碎:将残阳极取出水洗,球磨破碎,使破碎残阳极最终400目以下颗粒到达80%。
4)加压浸出:混合破碎残阳极、富镍溶液和双氧水,使得固液比达到8g:1L,在200℃,0.4Mpa氧分压的条件下,氧压浸出5h,得到浸出液和浸出渣。浸出液中硫酸的浓度为20g/L。
5)浸出渣脱硫:将浸出渣烘干后,放入炉内升温950℃,通空气(流量为1L/min)氧化焙烧3h,得到金属氧化物。
6)除杂:向浸出液中加入步骤5)得到的金属氧化物调节pH值为1.8后,加热至80℃反应1h,持续加入10g/L碳酸钠溶液维持体系的pH值为1.8,得到富镍浆,固液分离后得到含铁渣和富镍液。
7)利用P204萃取剂对富镍液进行萃取,在经过反萃取,结晶处理,得到硫酸镍结晶,镍的浸出率为99.8%。将萃余液中的铜离子和锰离子回用至步骤2)中的电解液中。
实施例4
与实施例1的区别在于,步骤2)中电解槽内温度为55℃。
实施例5
与实施例1的区别在于,步骤2)中电解槽内温度为75℃。
实施例6
与实施例1的区别在于,步骤2)中电解槽内温度为45℃。
实施例7
与实施例1的区别在于,步骤2)中电解槽内温度为90℃。
实施例8
与实施例1的区别在于,步骤2)中氧气的流量为0.05L/min。
实施例9
与实施例1的区别在于,步骤2)中氧气的流量为2.5L/min。
实施例10
与实施例1的区别在于,步骤2)中氧气的流量为0.02L/min。
实施例11
与实施例1的区别在于,步骤2)中氧气的流量为3.0L/min。
实施例12
与实施例1的区别在于,步骤2)中锰离子的浓度为5g/L。
实施例13
与实施例1的区别在于,步骤2)中锰离子的浓度为15g/L。
实施例14
与实施例1的区别在于,步骤2)中锰离子的浓度为2g/L。
实施例15
与实施例1的区别在于,步骤2)中锰离子的浓度为18g/L。
实施例16
与实施例1的区别在于,步骤4)中氧分压为0.05Mpa。
实施例17
与实施例1的区别在于,步骤4)中氧分压为0.5Mpa。
实施例18
与实施例1的区别在于,步骤4)中氧分压为0.02Mpa。
实施例19
与实施例1的区别在于,步骤4)中氧分压为0.6Mpa。
实施例20
与实施例1的区别在于,步骤4)中浸出温度为220℃。
实施例21
与实施例1的区别在于,步骤4)中浸出温度为120℃。
实施例22
与实施例1的区别在于,步骤4)中浸出温度为250℃。
实施例23
与实施例1的区别在于,步骤4)中固液比为2g:1L。
实施例24
与实施例1的区别在于,步骤4)中固液比为10g:1L。
实施例25
与实施例1的区别在于,步骤4)中固液比为1g:1L。
实施例26
与实施例1的区别在于,步骤4)中固液比为15g:1L。
实施例27
与实施例1的区别在于,步骤6)中加热至70℃进行反应。
实施例28
与实施例1的区别在于,步骤6)中加热至90℃进行反应。
实施例29
与实施例1的区别在于,步骤6)中加热至60℃进行反应。
实施例30
与实施例1的区别在于,步骤6)中加热至95℃进行反应。
实施例31
与实施例1的区别在于,步骤4)中将碎残阳极与包含100g/L氯化钠、170g/L硫酸、体积浓度为6%的双氧水,铜离子15g/L铜离子和15g/L锰离子的溶液混合,在200℃,0.4Mpa氧分压的条件下,氧压浸出5h,得到浸出液和浸出渣。浸出液中硫酸的浓度为20g/L。
对上述各实施例中的镍浸出率如表1所示。
表1
从以上的描述中,可以看出,本发明上述的实施例实现了如下技术效果:
通过本申请的冶炼方法,首先将包括高冰镍的阳极进行电解,使得高冰镍中绝大部分镍均进入到电解液中,当阳极不再能够继续反应时,相应地得到镍含量很高的富镍溶液和残阳极。之后,对残阳极进行氧压浸出,使残阳极中的镍进一步进入到液体中,进一步提升从原料中分离出的镍量。在氧压浸出过程中,不仅镍进入到浸出液中,其中的铜、铁、钴等杂质离子同时也会进入到浸出液中,由于元素之间的还原电位差异,尤其是镍的还原电位较低,因此在浸出液中还原电位较高的杂质离子与镍进行还原置换,从而杂质离子以硫化物残留在浸出渣中,使得镍与硫以及杂质离子有效得到了分离。利用本申请的冶炼方法,通过两步就可以使高冰镍中的硫和镍得到有效分离,在保证较高分离效率的同时,实现了对工艺的简化,并有效降低了成本。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (12)
1.一种高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述湿法冶炼方法包括:
步骤S1,对包括所述高冰镍的阳极进行电解,得到富镍溶液和残阳极;
步骤S2,将所述残阳极进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣;
所述氧压浸出过程中,浸出氧分压为0.05~0.5Mpa,浸出温度为150~220℃;所述步骤S2包括:将所述残阳极破碎后与所述富镍溶液混合,得到分散液,破碎的所述残阳极中粒径≤400目的颗粒的重量含量为60%~80%;对所述分散液进行氧压浸出,得到含镍的浸出液和浸出渣,所述分散液中还包含双氧水,所述分散液中的固液比为2~10g:1L;
所述步骤S1包括:
使包括阴极、电解液和所述阳极的电解系统发生所述电解反应,得到所述富镍溶液和所述残阳极,所述电解液中H+浓度为1~2mol/L、双氧水的体积浓度为1%~10%、铜离子的浓度为5~15g/L、锰离子的浓度为5~15g/L,所述电解液中还包含氯化钠且所述氯化钠的浓度为50~120g/L,所述电解液中的H+由硫酸提供;
所述阳极和所述阴极各自具有多个,且所述阳极和所述阴极各自的同极中心距为10~30cm,阳极电流密度为200~350A/m2、电解电压为2.8~4.0V,在含氧气体中进行所述电解反应,所述含氧气体中氧气的含量为20~100%,所述含氧气体的流量为0.05~2.5L/min,所述电解反应的温度为55~75℃。
2.根据权利要求1所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述步骤S1的电解反应分阶段进行,每当所述富镍溶液中的镍含量达到40~50 g/L时,停止该阶段的电解反应,将所述富镍溶液分离后添加所述电解液继续进行所述电解反应,直到生成所述残阳极。
3.根据权利要求1所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述电解系统分为阳极反应区和阴极反应区,所述阳极反应区包括所述电解液和所述阳极,所述阴极反应区包括所述电解液和所述阴极。
4.根据权利要求3所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述阳极反应区的所述电解液的液面比所述阴极反应区的所述电解液的液面高3~5cm。
5.根据权利要求4所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,电解反应过程中,所述阳极反应区的电解液中H+浓度保持在1~2mol/L,双氧水的体积浓度保持在1%~10%,铜离子的浓度保持在5~15g/L,锰离子的浓度保持在5~15g/L;电解反应过程中,所述阴极反应区的电解液中H+浓度保持在1~2mol/L,双氧水的体积浓度保持在1%~10%。
6.根据权利要求1所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,浸出结束时,所述浸出液中硫酸的含量为10~20g/L。
7.根据权利要求1所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述冶炼方法还包括对所述浸出渣的回收过程,所述回收过程包括:对所述浸出渣氧化烧结,得到金属氧化物。
8.根据权利要求7所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述冶炼方法还包括对所述浸出液除杂的过程,所述除杂过程包括:
步骤A1,调节所述浸出液的pH值为1.5~3;
步骤A2,加热pH值为1.5~3的所述浸出液,得到富镍浆;
步骤A3,对所述富镍浆进行固液分离,得到杂质沉淀和富镍液;
步骤A4,对所述富镍液提纯处理,得到镍盐。
9.根据权利要求8所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,采用所述金属氧化物调节所述浸出液的pH值。
10.根据权利要求8所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述步骤A2中,所述加热的温度为70~90℃,时间为0.5~1h。
11.根据权利要求10所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,在所述加热过程中维持所述浸出液的pH值为1.5~3。
12.根据权利要求8所述的高冰镍湿法冶炼方法,其特征在于,所述步骤A4包括:
对所述富镍液进行萃取处理,得到萃余液和含镍萃取液,所述萃余液中含有铜离子和锰离子且所述萃余液为所述电解液提供至少部分所述铜离子和锰离子,所述萃取采用的萃取剂包括P204萃取剂;
对所述含镍萃取液进行反萃处理,得到镍盐溶液;
对所述镍盐溶液进行结晶处理,得到所述镍盐。
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Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101560670A (zh) * | 2009-05-20 | 2009-10-21 | 北京矿冶研究总院 | 一种高冰镍精炼方法 |
CN102154545A (zh) * | 2011-05-26 | 2011-08-17 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种低冰镍高温氧压水浸工艺 |
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CN106283128A (zh) * | 2016-08-04 | 2017-01-04 | 浙江工业大学义乌科学技术研究院有限公司 | 一种在碱性电解液中电解制备光亮镍的方法 |
CN110342590A (zh) * | 2019-08-19 | 2019-10-18 | 中南大学 | 一种常压分解高冰镍制备硫酸镍的方法 |
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CN101560670A (zh) * | 2009-05-20 | 2009-10-21 | 北京矿冶研究总院 | 一种高冰镍精炼方法 |
CN102154545A (zh) * | 2011-05-26 | 2011-08-17 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种低冰镍高温氧压水浸工艺 |
CN107604170A (zh) * | 2017-08-25 | 2018-01-19 | 金川集团股份有限公司 | 一种从低冰镍氯化浸出渣中分离富集贵金属的方法 |
CN110241310A (zh) * | 2019-06-18 | 2019-09-17 | 深圳市坤鹏冶金工程技术有限公司 | 一种高铁高铜含镍物料选择性氧压浸出富集贵金属的方法 |
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