CN113584327B - 氧化钪的提纯方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供一种氧化钪的提纯方法,包括如下步骤:对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,得到调质后的酸溶解液;通过预先制备的萃淋树脂对调质后的酸溶解液进行除杂萃取处理,将除杂后的萃余液作为待萃取液;对待萃取液进行第二调质处理,使待萃取液的酸度为2M‑10M,得到调质后的待萃取液;通过预先制备的萃淋树脂对调质后的待萃取液进行萃钪处理,得到负载钪的有机相;对负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪。利用本发明能够解决现有技术各不同萃取体系需要转换酸介质或体系,容易引入新的阴离子杂质,后续酸回用难度大等问题。

Description

氧化钪的提纯方法
技术领域
本发明涉及湿法冶金技术领域,更为具体地,涉及一种氧化钪的提纯方法。
背景技术
随着通讯技术发展,移动数据射频器件需求将急剧增加,钪在射频器件中已具有重要商业化应用。高纯氧化钪主要应用在5G滤波器、激光晶体、医用传感器方面。
目前钪主要提取原料包括红土镍矿、钛白废酸、钨渣、赤泥等原料。现有钪分离提取工艺主要在硫酸或盐酸介质中进行。提取主要集中于硫酸与盐酸介质中钪的分离提取,专利号为CN104862503A、CN103468979B等专利中均为硫酸体系。澳大利亚钪业国际、Sunrise、CleanTEQ日本住友等采用HPAL工艺处理红土镍矿,再采用含亚氨基二乙酸的官能团树脂如TP207、TP260对钪进行的吸附富集,后续溶剂萃取均为硫酸体系。钛白废酸中通常含有硫酸为20%,其中钪的提取同为硫酸体系,钛白废酸中钪一般采用磷酸类萃取剂P204或P507或Cyanex272进行富集萃取,洗涤除杂后,再用碱液如NaOH、Na2CO3、氨水、碳氨等对钪进行反萃回收。钨铁矿渣一般采用硫酸浸出后,对浸出液进行还原后再采用磷酸类或胺类萃取剂在硫酸媒介下进行的富集萃取,反萃采用盐酸反萃富集。赤泥提钪目前主要在研究阶段,技术主要集中于硫酸或盐酸浸出滤液中进行钪的溶剂萃取回收。硝酸介质中钪的有效萃取剂包括P204、P507和羧酸类萃取剂等,其中P204和P507在萃取钪时反萃取十分困难,需要采用碱性反萃剂进行反萃;羧酸类萃取剂其主要特定是萃取pH范围较窄且对其他稀土元素的选择性较低,难制得高纯稀土钪。
综上,目前现有技术中对钪的提纯方法存在设备要求高、投资高;传统技术中采用的P204或P507萃取体系,反萃取效果进行难度大,选择性弱,难以除去稀土杂质与锕系元素杂质;各不同萃取体系需要转换酸介质或体系,容易引入新的阴离子杂质,后续酸回用难度大等问题。
发明内容
鉴于上述问题,本发明的目的是提供一种氧化钪的提纯方法,以解决目前的钪提纯方法存在设备要求高、投资高;传统技术中采用的P204或P507萃取体系,反萃取效果进行难度大,选择性弱,难以除去稀土杂质与锕系元素杂质;各不同萃取体系需要转换酸介质或体系,容易引入新的阴离子杂质,后续酸回用难度大等问题。
本发明提供一种氧化钪的提纯方法,包括如下步骤:
S1、对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.5M-2M,得到调质后的酸溶解液;
S2、通过预先制备的萃淋树脂对所述调质后的酸溶解液进行除杂萃取处理,萃取除去所述调质后的酸溶解液中的锕系元素、镧系元素、部分稀土元素,将除杂后的萃余液作为待萃取液;
其中,所述预先制备的萃淋树脂包括TRPO、TIAP和TOPO中的一种或按照任意比例组合的两种萃取剂;所述除杂萃取处理的处理条件为:所述酸溶解液的酸度为0.5M-2M,所述萃取剂的体积浓度为1%-10%,萃取时间为3min-30min,萃取温度为10℃-40℃,O/A比为1-0.05;
S3、对所述待萃取液进行第二调质处理,使所述待萃取液的酸度为2M-10M,得到调质后的待萃取液;
S4、通过所述预先制备的萃淋树脂对所述调质后的待萃取液进行萃钪处理,得到负载钪的有机相;
其中,所述萃钪处理的条件为:所述调质后的待萃取液的酸度为≥1M,所述萃取剂的体积浓度为5%-60%,萃取时间为3min-30min,萃取温度为10℃-40℃,O/A比为3-0.1;
S5、对所述负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪。
此外,优选的方案是,所述含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液或红土镍矿的铁铝渣或红土镍矿的含钪中间渣;其中,
所述红土镍矿的硝酸浸出液的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150kg/t-350kg/t,保温时间为30min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5MPa-2.5MPa;
所述红土镍矿的铁铝渣的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150kg/t-350kg/t,保温时间为30min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5MPa-2.5MPa;
向所述硝酸浸出液中加入碳酸钙,使硝酸浸出液的pH为3.5~5,中和去除铁铝元素得到铁铝渣;
所述红土镍矿的含钪中间渣的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150kg/t-350kg/t,保温时间为30min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5MPa-2.5MPa;
向所述硝酸浸出液中加入碳酸钙,使硝酸浸出液的pH为3.5~5,中和去除铁铝元素,得到铁铝渣和除去铁铝后的剩余液;
向所述剩余液中继续加入碳酸钙中和沉淀镍钴,并加入MHP,得到红土镍矿的含钪中间渣。
此外,优选的方案是,当所述含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液时,在所述对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
对所述红土镍矿的硝酸浸出液进行第三调质处理,使所述红土镍矿的硝酸浸出液的酸度为0.01M-0.5M,得到第三调质后的浸出液;
通过向所述第三调质后的浸出液中加入PMBP萃取剂对所述第三调质后的浸出液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对所述负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
此外,优选的方案是,当所述含有钪的物质为红土镍矿的铁铝渣时,在所述对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
采用pH为1.5-3.5的硝酸溶液对所述红土镍矿的铁铝渣进行优溶处理,使所述铁铝渣中的钪优先溶出浸出,得到优溶液;
对所述优溶液进行第四调质处理,使所述优溶液的酸度为0.01M-0.5M,得到第四调质后的优溶液;
通过向所述第四调质后的优溶液中加入PMBP萃取剂对所述第四调质后的优溶液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对所述负载氧化钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
此外,优选的方案是,当所述含有钪的物质为红土镍矿的含钪中间渣时,在所述对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
通过向所述红土镍矿的含钪中间渣中加入酸,对所述含钪中间渣进行脱硅浸出处理,得到脱硅浸出液;
对所述脱硅浸出液进行第五调质处理,使所述脱硅浸出液的酸度为0.01M-0.5M,得到第五调质后的脱硅浸出液;
通过向所述第五调质后的脱硅浸出液中加入PMBP萃取剂对所述第五调质后的脱硅浸出液进行提钪处理,得到负载氧化钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对所述负载氧化钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
此外,优选的方案是,在所述步骤S2中,所述除杂萃取处理的处理条件为:所述酸溶解液的酸度为0.5M-1M,所述萃取剂的体积浓度为2%-5%,萃取时间为3min-15min,萃取温度为15℃-30℃,O/A比为1-0.1。
此外,优选的方案是,在步骤S3中,对所述待萃取液进行第二调质处理,使所述待萃取液的酸度为2M-10M,得到调质后的待萃取液包括:
采用酸度为2M-10M的硝酸对所述待萃取液进行第二调质处理,并向所述待萃取液中加入还原剂对所述待萃取液中的离子杂质进行还原处理,得到调质后的待萃取液;其中,所述还原处理的还原条件为pH≤2。
此外,优选的方案是,在步骤S4中,所述萃钪处理的条件为:
所述萃取剂的体积浓度为15-50%,萃取时间5min-20min,萃取温度为15℃-30℃,O/A比为2-0.2。
此外,优选的方案是,所述对所述负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪的步骤包括:
采用纯水或酸度为0.01M-2M的草酸溶液或0.01M-2M的草酸铵溶液对所述负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪水溶液;其中,所述反萃取处理的反萃取条件为:反萃取温度为10℃-90℃,反萃取时间为3min-30min,O/A比设定为10-0.2;
通过向所述含有钪水溶液中加入沉淀剂对所述含有钪水溶液中的钪进行沉淀处理,得到含有钪的沉淀;
将干燥处理后的所述含有钪的沉淀置于600℃-850℃的炉窑中焙烧2h-6h,得到提纯氧化钪。
此外,优选的方案是,所述沉淀剂为草酸或碳酸氢铵;其中,
当沉淀剂为草酸时,在沉淀处理的过程中,通过氨水调节所述含有钪水溶液的pH,使所述含有钪水溶液的pH≥1.5;
当沉淀剂为碳酸氢铵时,在沉淀处理的过程中,先通过氨水将所述含有钪水溶液的pH调节至3.5~4,再通过碳酸氢铵溶液将所述含有钪水溶液的pH调节至6.5~7.5。
从上面的技术方案可知,本发明提供的氧化钪的提纯方法,通过本发明提供的工艺步骤能够与高压酸浸工艺无缝连接,实现对含有钪的物质(如红土镍矿中回收有价金属的各阶段的物质)中钪的提纯;整个提纯过程采用的萃取剂(TRPO、TIAP和TOPO)在酸介质(硝酸、硫酸、盐酸以及三种酸中任意比例的两种或两种以上的混合酸)中萃取与反萃取钪均可较易进行,相比传统P204或P507萃取体系,反萃更易进行,且选择性更强,并且可非常有效除去稀土杂质与锕系元素杂质;各个萃取体系并不需要转换酸介质或体系,不会引入新的阴离子杂质,且酸回用处理更为简单,废水处理成本更低。
为了实现上述以及相关目的,本发明的一个或多个方面包括后面将详细说明的特征。下面的说明以及附图详细说明了本发明的某些示例性方面。然而,这些方面指示的仅仅是可使用本发明的原理的各种方式中的一些方式。此外,本发明旨在包括所有这些方面以及它们的等同物。
附图说明
通过参考以下结合附图的说明,并且随着对本发明的更全面理解,本发明的其它目的及结果将更加明白及易于理解。在附图中:
图1为根据本发明实施例的氧化钪的提纯方法的流程图;
图2为根据本发明实施例的当含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液时,氧化钪的提纯方法的工艺图;
图3为根据本发明实施例的当含有钪的物质为红土镍矿的铁铝渣时,氧化钪的提纯方法的工艺图;
图4为根据本发明实施例的当含有钪的物质为红土镍矿的含钪中间渣时,化钪的提纯方法的工艺图;
图5为根据本发明实施例的对低纯度氧化钪采用本发明的方法进行氧化钪的提纯的工艺图。
在所有附图中相同的标号指示相似或相应的特征或功能。
具体实施方式
在下面的描述中,出于说明的目的,为了提供对一个或多个实施例的全面理解,阐述了许多具体细节。然而,很明显,也可以在没有这些具体细节的情况下实现这些实施例。
针对前述提出的目前的钪提纯方法存在设备要求高、投资高;传统技术中采用的P204或P507萃取体系,反萃取效果进行难度大,选择性弱,难以除去稀土杂质与锕系元素杂质;各不同萃取体系需要转换酸介质或体系,容易引入新的阴离子杂质,后续酸回用难度大等问题,提出了一种氧化钪的提纯方法。
以下将结合附图对本发明的具体实施例进行详细描述。
为了说明本发明提供的氧化钪的提纯方法,图1示出了根据本发明实施例的氧化钪的提纯方法的流程;图2示出了根据本发明实施例的当含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液时,氧化钪的提纯方法的工艺;图3示出了根据本发明实施例的当含有钪的物质为红土镍矿的铁铝渣时,氧化钪的提纯方法的工艺;图4示出了根据本发明实施例的当含有钪的物质为红土镍矿的含钪中间渣时,化钪的提纯方法的工艺;图5示出了根据本发明实施例的对低纯度氧化钪采用本发明的方法进行氧化钪的提纯的工艺。
如图1-图5共同所示,本发明提供的氧化钪的提纯方法,包括如下步骤:
S1、对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使酸溶解液的酸度为0.5M-2M,得到调质后的酸溶解液。
作为本发明的一个优选实施例,含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液或红土镍矿的铁铝渣或红土镍矿的含钪中间渣;其中,
红土镍矿的硝酸浸出液的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150kg/t-350kg/t,保温时间为30min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5MPa-2.5MPa;
红土镍矿的铁铝渣的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150kg/t-350kg/t,保温时间为30min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5MPa-2.5MPa;
向硝酸浸出液中加入碳酸钙,使硝酸浸出液的pH为3.5~5,中和去除铁铝元素得到铁铝渣;
红土镍矿的含钪中间渣的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150kg/t-350kg/t,保温时间为30min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5MPa-2.5MPa;
向硝酸浸出液中加入碳酸钙,使硝酸浸出液的pH为3.5~5,中和去除铁铝元素,得到铁铝渣和除去铁铝后的剩余液;
向剩余液中继续加入碳酸钙中和沉淀镍钴,并加入MHP,得到红土镍矿的含钪中间渣。
红土镍矿中含有钪,特别是褐铁矿层红土镍矿,通过对红土镍矿HPAL(高压酸浸)得到红土镍矿的酸浸出液,然后进行有价金属的回收,在回收的过程中,各个阶段的物质均可能含有钪,例如,含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液或红土镍矿的铁铝渣或红土镍矿的含钪中间渣。其中,采用硝酸高压浸出工艺对红土镍矿进行高压酸浸处理,效果更好。
在一定条件下,红土镍矿硝酸浸出的NAPL(非水相液体)工艺相比HPAL(高压酸浸)工艺具有浸出温度低、低渣率、氧化镁资源可回收、大部分硝酸可回收等工艺优点。
红土镍矿首先通过硝酸加压浸出工艺(NAPL)处理,使有价元素镍、钴、钪均进入溶液中,得到红土镍矿的硝酸浸出液。
钪经过了一次中和除铁或除铝共沉淀富集。其中,红土镍矿在经过NAPL工艺后,溶液中杂质铁铝可分别除去,≥90%的铁可在调pH2.5-3.5沉淀除去,≥95%的铝可在pH4-5.5除去。所得铁渣或铝渣或铁铝渣可采用弱硝酸溶液优溶浸出钪,即红土镍矿的铁铝渣。
将大部分钪富集在MHP(氢氧化镍钴沉淀物)中或MSP(硫化镍钴沉淀物)中,得到红土镍矿的含钪中间渣。
当然本发明中的含有钪的物质的酸溶解液也可以是通过将低纯氧化钪酸溶解处理,从而得到含有钪的物质的酸溶解液。
作为本发明的一个优选实施例,当含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液时,在对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
对红土镍矿的硝酸浸出液进行第三调质处理,使红土镍矿的硝酸浸出液的酸度为0.01M-0.5M,得到第三调质后的浸出液;
通过向第三调质后的浸出液中加入PMBP萃取剂对第三调质后的浸出液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
其中,通过碱液或固体MgO对红土镍矿的硝酸浸出液进行第三调质处理;PMBP萃取剂的全称为1-苯基-3-甲基-4-苯甲酰基-5-吡唑啉酮萃取剂。
作为本发明的一个优选实施例,当含有钪的物质为红土镍矿的铁铝渣时,在对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
采用pH为1.5-3.5的硝酸溶液对红土镍矿的铁铝渣进行优溶处理,使铁铝渣中的钪优先溶出浸出,得到优溶液;
对优溶液进行第四调质处理,使优溶液的酸度为0.01M-0.5M,得到第四调质后的优溶液;
通过向第四调质后的优溶液中加入PMBP萃取剂对第四调质后的优溶液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对负载氧化钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
铁渣或铝渣或铁铝渣可采用弱硝酸溶液优溶浸出钪;通过碱液或固体MgO或硝酸第四调质后,使其酸度在0.01-0.5M间。此外,如果优溶液中杂质较少,可短路PMBP过程。
作为本发明的一个优选实施例,当含有钪的物质为红土镍矿的含钪中间渣时,在对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
通过向红土镍矿的含钪中间渣中加入酸,对含钪中间渣进行脱硅浸出处理,得到脱硅浸出液;
对脱硅浸出液进行第五调质处理,使脱硅浸出液的酸度为0.01M-0.5M,得到第五调质后的脱硅浸出液;
通过向第五调质后的脱硅浸出液中加入PMBP萃取剂对第五调质后的脱硅浸出液进行提钪处理,得到负载氧化钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对负载氧化钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
通过控制浸出条件实现水合氧化物中有价元素脱硅浸出。
S2、通过预先制备的萃淋树脂对调质后的酸溶解液进行除杂萃取处理,萃取除去调质后的酸溶解液中的锕系元素、镧系元素、部分稀土元素,将除杂后的萃余液作为待萃取液;
其中,预先制备的萃淋树脂包括TRPO、TIAP和TOPO中的一种或按照任意比例组合的两种萃取剂;除杂萃取处理的处理条件为:酸溶解液的酸度为0.5M-2M,所述萃取剂的体积浓度为1%-10%,萃取时间为3min-30min,萃取温度为10℃-40℃,O/A比为1-0.05。
其中,TRPO(三烷基氧膦)一般为无色液体或晶体。易溶十乙醚、氯仿、苯、乙醇等有机溶剂,不溶于水。
TIAP(磷酸三异戊酯)无色油状液体,为酸性磷酸酯。能与乙醇、乙醚和四氯化碳等相混溶,不溶于水,用作萃取剂和溶剂。
TOPO(三正辛基氧化膦)是一种有机溶剂。
萃取机理中,各元素主要以Me(NO3)n·TRPO形式被萃取;但铀主要以UO2(NO3)2·2TRPO形式进行,其它两种萃取剂萃取机理与此类似。部分稀土元素包括钇、钛、锆。
作为本发明的一个优选实施例,在步骤S2中,除杂萃取处理的处理条件为:酸溶解液的酸度为0.5M-1M,萃取剂的体积浓度为2%-5%,萃取时间为3min-15min,萃取温度为15℃-30℃,O/A比为1-0.1。此为优选条件。
S3、对待萃取液进行第二调质处理,使待萃取液的酸度为2M-10M,得到调质后的待萃取液。
采用硝酸调酸度至2M-10M进行第二调质处理,使待萃取液的酸度为2M-10M。
作为本发明的一个优选实施例,在步骤S3中,对待萃取液进行第二调质处理,使待萃取液的酸度为2M-10M,得到调质后的待萃取液包括:
采用酸度为2M-10M的硝酸对待萃取液进行第二调质处理,并向待萃取液中加入还原剂对待萃取液中的离子杂质进行还原处理,得到调质后的待萃取液;其中,还原处理的还原条件为pH≤2。
还原剂可选为抗坏血酸,通过还原剂对待萃取液中的铁、锰、铬等杂质离子进行还原,还原条件需控制pH≤2,酸度过大时还原剂利用率较低。
S4、通过预先制备的萃淋树脂对调质后的待萃取液进行萃钪处理,得到负载钪的有机相。
其中,萃钪处理的条件为:调质后的待萃取液的酸度为≥1M,萃取剂的体积浓度为5%-60%,萃取时间为3min-30min,萃取温度为10℃-40℃,O/A比为3-0.1。
萃取机理:HSc(NO3)2(a)+(2-4)TRPO(O)=HSc(NO3)2·(2-4)TRPO(O)。反应式中数字具体与萃取剂浓度有关,其他萃取剂的萃取机理与此类似。本萃取体系不仅适合硝酸萃取体系,同时适合盐酸、硫酸以及三种酸的混合体系。
作为本发明的一个优选实施例,在步骤S4中,萃钪处理的条件为:萃取剂的体积浓度为15-50%,萃取时间5min-20min,萃取温度为15℃-30℃,O/A比为2-0.2。
S5、对负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪。
作为本发明的一个优选实施例,对负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪的步骤包括:
采用纯水或酸度为0.01M-2M的草酸溶液或0.01M-2M的草酸铵溶液对负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪水溶液;其中,反萃取处理的反萃取条件为:反萃取温度为10℃-90℃,反萃取时间为3min-30min,O/A比设定为10-0.2;
通过向含有钪水溶液中加入沉淀剂对含有钪水溶液中的钪进行沉淀处理,得到含有钪的沉淀;
将干燥处理后的含有钪的沉淀置于600℃-850℃的炉窑中焙烧2h-6h,得到提纯氧化钪。
其中,反萃剂浓度与有机相中钪浓度有关。反萃液的高温有助于钪反萃的进行,但同时将增大有机相的水溶性或萃淋树脂中有机相损失量。
空气气氛下,含有钪的沉淀干燥后在600℃-850℃炉窑中焙烧2h-6h。
作为本发明的一个优选实施例,沉淀剂为草酸或碳酸氢铵;其中,
当沉淀剂为草酸时,在沉淀处理的过程中,通过氨水调节所述含有钪水溶液的pH,使含有钪水溶液的pH≥1.5;
当沉淀剂为碳酸氢铵时,在沉淀处理的过程中,先通过氨水将含有钪水溶液的pH调节至3.5~4,再通过碳酸氢铵溶液将含有钪水溶液的pH调节至6.5~7.5。直接采用碳酸氢铵调节需消耗较多碳酸氢铵。
为了进一步说明本发明提供的方法的效果,提供了以下具体的验证例。
验证例1
TRPO(三烷基氧膦)萃取钪实验,萃取原始条件,含钪浓度为10g/L硝酸溶液,硝酸酸度为4M中,30%TRPO-磺化煤油萃取钪,萃取时间15min,萃取温度18℃,O/A比1:1,其单级萃取率为74.3%。在萃取操作条件不变,TRPO萃取剂浓度与钪萃取率关系表1所示。
TRPO浓度 5% 10% 20% 30% 40%
Sc萃取率 2.4% 15.9% 48.8% 74.3% 86.5%
表1
验证例2
镧系稀土和钇元素TRPO萃取实验,配制各离子浓度浓度为0.1mmol/L,硝酸酸度为0.5M中,有机相为6%TRPO-磺化煤油,萃取时间15min,萃取温度18℃,O/A比1:1。萃取结果中,镧系稀土和钇元素当中轻稀土萃取率相对中、重稀土较小。表2是不同酸度中轻稀土元素的最低萃取率情况。
萃取酸度 0.1M 0.5M 1M 5M 10M
轻稀土最小萃取率 19% 45% 70% 38% <1%
表2
通过表1可看出在高酸度的条件下,随着TRPO浓度的增大对钪的萃取率增加,30%以上浓度的TRPO对钪的萃取率达到70%以上,表2采用低浓度的TRPO随着萃取酸度的增大,萃取稀土杂质的萃取率降低,因此可通过调整萃取剂TRPO浓度和酸度实现除去稀土杂质和萃取钪的目的,对于除杂萃取和萃钪不需要更换萃取体系或酸介质,避免引入新的阴离子杂质,达到最佳萃取效果。
验证例3
PMBP(1-苯基-3-甲基-4-苯甲酰基-5-吡唑啉酮)萃取Sc、Fe(III)、Al实验,实验中配制钪铁铝的浓度均为500ppm,PMB萃取剂浓度为2%,O/A比设定为1:1,萃取时间10min,萃取温度18℃,不同pH值下各元素的萃取情况如下表3所示。镍钴萃取需在更大pH值中进行,PMBP萃取镍钴的情况如表4所示,萃取原始金属浓度同铁铝。实验结果表明在小的pH值下不能萃取镍钴。
Figure BDA0003135862540000121
表3
Figure BDA0003135862540000122
表4
通过表3和表4可看出PMBP在一定的酸度条件下对钪能够进行选择性萃取。
验证例4
红土镍矿在浸出温度195℃,硝酸酸度320kg/t,液固比1.5mL/g,浸出80min处理后。浸出液成分如表5所示,不同红土镍矿其浸出液成分不同。采用5%PMBP-环己烷萃取钪,调质将浸出液酸度调至0.2M,萃取时间10min,萃取温度18℃,O/A比1:3,钪单级萃取率90%。pH值较小时随着杂质萃取率增加,钪萃取率减小。
主要元素 Ni Co Mn Fe Al Mg Sc
浓度g/L 6.2 0.6 0.4 2.6 15.2 13.4 22mg/L
表5
采用酸度为1M的硝酸进行反萃负载PMBP后,得到富钪反萃液,反萃液成分如表6所示。先采用抗坏血酸进行还原高价离子。再采用5%TRPO有机进行萃取锕系元素与镧系元素以及钇、钛和锆的萃取,萃取条件为反应时间10min,萃取温度18℃,O/A比1:2。随后采用优级纯硝酸将溶液酸度调至3M,采用40%TRPO进行萃钪,萃取条件为反应时间10min,萃取温度20℃,O/A比1:2。钪萃取率达到99%,采用3M硝进行洗涤2次(洗涤条件O/A比3:1,反应时间10min,萃取温度20℃),实现钪与杂质镍、钴、镁、铬、锰、铜、锌、铁的分离。随后采用0.3M草酸溶液在50℃下反萃10min,O/A比3:1。随后将采用氨水稳定调节pH至1.5进行沉淀30min,沉淀温度90℃,相同温度下再陈化2h。干燥后的草酸钪在800℃煅烧4h得到样品,样品纯度等级超过国标GB/T13219-2018的161050-Sc2O3-5N标准。
主要元素 Sc Th U 16种其他稀土
浓度mg/L 3004 3.2 325μg/L <60
调质后萃取 <1% 99.9% 99.9% 99.9%
表6
通过验证例4可知,采用本发明提供的方法,能够提纯处符合国标要求的高纯度氧化钪。
通过上述具体实施方式可看出,本发明提供的氧化钪的提纯方法,通过本发明提供的工艺步骤能够与高压酸浸工艺无缝连接,实现对含有钪的物质(如红土镍矿中回收有价金属的各阶段的物质)中钪的提纯;整个提纯过程采用的萃取剂(TRPO、TIAP和TOPO)在酸介质(硝酸、硫酸、盐酸以及三种酸中任意比例的两种或两种以上的混合酸)中萃取与反萃取钪均可较易进行,相比传统P204或P507萃取体系,反萃更易进行,且选择性更强,并且可非常有效除去稀土杂质与锕系元素杂质;各个萃取体系并不需要转换酸介质或体系,不会引入新的阴离子杂质,且酸回用处理更为简单,废水处理成本更低。
如上参照附图以示例的方式描述了根据本发明提出的氧化钪的提纯方法。但是,本领域技术人员应当理解,对于上述本发明所提出的氧化钪的提纯方法,还可以在不脱离本发明内容的基础上做出各种改进。因此,本发明的保护范围应当由所附的权利要求书的内容确定。

Claims (10)

1.一种氧化钪的提纯方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1、对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.5M-2M,得到调质后的酸溶解液;
S2、通过预先制备的萃淋树脂对所述调质后的酸溶解液进行除杂萃取处理,萃取除去所述调质后的酸溶解液中的锕系元素、镧系元素、钇元素、钛元素、锆元素,将除杂后的萃余液作为待萃取液;
其中,所述预先制备的萃淋树脂包括TRPO、TIAP和TOPO中的一种或按照任意比例组合的两种萃取剂;所述除杂萃取处理的处理条件为:所述酸溶解液的酸度为0.5M-2M,所述萃取剂的体积浓度为1%-10%,萃取时间为3 min -30 min,萃取温度为10℃-40℃,O/A比为1-0.05;
S3、对所述待萃取液进行第二调质处理,使所述待萃取液的酸度为2M-10 M,得到调质后的待萃取液;
S4、通过所述预先制备的萃淋树脂对所述调质后的待萃取液进行萃钪处理,得到负载钪的有机相;
其中,所述萃钪处理的条件为:所述调质后的待萃取液的酸度为≥1 M,所述萃取剂的体积浓度为5%-60%,萃取时间为3min-30min,萃取温度为10℃-40℃,O/A比为3-0.1;
S5、对所述负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪。
2.根据权利要求1所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,所述含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液或红土镍矿的铁铝渣或红土镍矿的含钪中间渣;其中,
所述红土镍矿的硝酸浸出液的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150 kg/t -350 kg/t,保温时间为30 min -90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5 MPa -2.5 MPa;
所述红土镍矿的铁铝渣的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150 kg/t -350 kg/t,保温时间为30 min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5 MPa-2.5 MPa;
向所述硝酸浸出液中加入碳酸钙,使硝酸浸出液的pH为3.5~5,中和去除铁铝元素得到铁铝渣;
所述红土镍矿的含钪中间渣的制备方法包括:
通过硝酸加压浸出工艺对红土镍矿进行加压浸出处理,得到红土镍矿的硝酸浸出液;其中,浸出温度为170℃-210℃,硝酸酸度为150 kg/t -350 kg/t,保温时间为30 min-90min,液固比为1-3,浸出压力为1.5 MPa -2.5 MPa;
向所述硝酸浸出液中加入碳酸钙,使硝酸浸出液的pH为3.5~5,中和去除铁铝元素,得到铁铝渣和除去铁铝后的剩余液;
向所述剩余液中继续加入碳酸钙中和沉淀镍钴,并加入MHP,得到红土镍矿的含钪中间渣。
3.根据权利要求2所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,当所述含有钪的物质为红土镍矿的硝酸浸出液时,在所述对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
对所述红土镍矿的硝酸浸出液进行第三调质处理,使所述红土镍矿的硝酸浸出液的酸度为0.01M-0.5M,得到第三调质后的浸出液;
通过向所述第三调质后的浸出液中加入PMBP萃取剂对所述第三调质后的浸出液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M的硝酸溶液对所述负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
4.根据权利要求2所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,当所述含有钪的物质为红土镍矿的铁铝渣时,在所述对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
采用pH为1.5-3.5的硝酸溶液对所述红土镍矿的铁铝渣进行优溶处理,使所述铁铝渣中的钪优先溶出浸出,得到优溶液;
对所述优溶液进行第四调质处理,使所述优溶液的酸度为0.01M-0.5M,得到第四调质后的优溶液;
通过向所述第四调质后的优溶液中加入PMBP萃取剂对所述第四调质后的优溶液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M 的硝酸溶液对所述负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
5.根据权利要求2所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,当所述含有钪的物质为红土镍矿的含钪中间渣时,在所述对含有钪的物质的酸溶解液进行第一调质处理,使所述酸溶解液的酸度为0.01M-0.5M,得到调质后的酸溶解液之前还包括:
通过向所述红土镍矿的含钪中间渣中加入酸,对所述含钪中间渣进行脱硅浸出处理,得到脱硅浸出液;
对所述脱硅浸出液进行第五调质处理,使所述脱硅浸出液的酸度为0.01 M-0.5M,得到第五调质后的脱硅浸出液;
通过向所述第五调质后的脱硅浸出液中加入PMBP萃取剂对所述第五调质后的脱硅浸出液进行提钪处理,得到负载钪的有机相;
采用酸度为0.5M-2M 的硝酸溶液对所述负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪的物质的酸溶解液。
6.根据权利要求1所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,在所述步骤S2中,所述除杂萃取处理的处理条件为:
所述酸溶解液的酸度为0.5M-1M,所述萃取剂的体积浓度为2%-5%,萃取时间为3min -15min,萃取温度为15℃-30℃,O/A比为1-0.1。
7.根据权利要求1所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,在步骤S3中,对所述待萃取液进行第二调质处理,使所述待萃取液的酸度为2M-10M,得到调质后的待萃取液包括:
采用酸度为2M-10M的硝酸对所述待萃取液进行第二调质处理,并向所述待萃取液中加入还原剂对所述待萃取液中的离子杂质进行还原处理,得到调质后的待萃取液;其中,所述还原处理的还原条件为pH≤2。
8.根据权利要求1所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,在步骤S4中,所述萃钪处理的条件为:
所述萃取剂的体积浓度为15-50%,萃取时间5min -20min,萃取温度为15℃-30℃,O/A比为2-0.2。
9.根据权利要求1所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,所述对所述负载钪的有机相依次进行反萃取、沉淀和煅烧处理得到提纯氧化钪的步骤包括:
采用纯水或酸度为0.01M -2M的草酸溶液或0.01M-2M的草酸铵溶液对所述负载钪的有机相进行反萃取处理,得到含有钪水溶液;其中,所述反萃取处理的反萃取条件为:反萃取温度为10℃-90℃,反萃取时间为3min-30min,O/A比设定为10-0.2;
通过向所述含有钪水溶液中加入沉淀剂对所述含有钪水溶液中的钪进行沉淀处理,得到含有钪的沉淀;
将干燥处理后的所述含有钪的沉淀置于600℃-850℃的炉窑中焙烧2h-6 h,得到提纯氧化钪。
10.根据权利要求9所述的氧化钪的提纯方法,其特征在于,所述沉淀剂为草酸或碳酸氢铵;其中,
当沉淀剂为草酸时,在沉淀处理的过程中,通过氨水调节所述含有钪水溶液的pH,使所述含有钪水溶液的pH≥1.5;
当沉淀剂为碳酸氢铵时,在沉淀处理的过程中,先通过氨水将所述含有钪水溶液的pH调节至3.5~4,再通过碳酸氢铵溶液将所述含有钪水溶液的pH调节至6.5~7.5。
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Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN85105352A (zh) * 1985-07-13 1987-01-07 清华大学 从放射性废液中分离锕系元素的方法
CN88101566A (zh) * 1987-03-23 1988-10-26 罗纳普朗克公司 稀土元素液-液萃取分离方法
JP2013057115A (ja) * 2011-09-09 2013-03-28 Kanazawa Inst Of Technology Sc3+とSc3+以外の金属イオンとを含む水溶液からSc3+を分離するための方法
CN103468979A (zh) * 2013-08-15 2013-12-25 中国恩菲工程技术有限公司 从红土镍矿冶炼铁铝渣中回收钪的方法
CN103468972A (zh) * 2013-08-15 2013-12-25 中国恩菲工程技术有限公司 红土镍矿综合回收钪和镍钴的处理方法
WO2015021926A1 (zh) * 2013-08-15 2015-02-19 中国恩菲工程技术有限公司 处理红土镍矿的方法和回收钪的方法
CN105793447A (zh) * 2014-02-17 2016-07-20 学校法人关西大学 钪的分离方法
CN106460092A (zh) * 2014-08-26 2017-02-22 石原产业株式会社 钪的分离方法
CN109022839A (zh) * 2018-09-28 2018-12-18 中国恩菲工程技术有限公司 富集钪的方法
CN111575493A (zh) * 2020-07-13 2020-08-25 厦门钨业股份有限公司 一种高纯钪产品中杂质的去除方法
WO2021006144A1 (ja) * 2019-07-11 2021-01-14 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
JP2021014637A (ja) * 2019-07-11 2021-02-12 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US20120207656A1 (en) * 2011-02-11 2012-08-16 Emc Metals Corporation System and Method for Recovery of Scandium Values From Scandium-Containing Ores
US9982325B2 (en) * 2014-11-05 2018-05-29 Scandium International Mining Corp. Systems and methodologies for direct acid leaching of scandium-bearing ores
JP6583445B2 (ja) * 2018-01-25 2019-10-02 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

Patent Citations (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN85105352A (zh) * 1985-07-13 1987-01-07 清华大学 从放射性废液中分离锕系元素的方法
CN88101566A (zh) * 1987-03-23 1988-10-26 罗纳普朗克公司 稀土元素液-液萃取分离方法
JP2013057115A (ja) * 2011-09-09 2013-03-28 Kanazawa Inst Of Technology Sc3+とSc3+以外の金属イオンとを含む水溶液からSc3+を分離するための方法
CN103468979A (zh) * 2013-08-15 2013-12-25 中国恩菲工程技术有限公司 从红土镍矿冶炼铁铝渣中回收钪的方法
CN103468972A (zh) * 2013-08-15 2013-12-25 中国恩菲工程技术有限公司 红土镍矿综合回收钪和镍钴的处理方法
WO2015021926A1 (zh) * 2013-08-15 2015-02-19 中国恩菲工程技术有限公司 处理红土镍矿的方法和回收钪的方法
CN105793447A (zh) * 2014-02-17 2016-07-20 学校法人关西大学 钪的分离方法
CN106460092A (zh) * 2014-08-26 2017-02-22 石原产业株式会社 钪的分离方法
CN109022839A (zh) * 2018-09-28 2018-12-18 中国恩菲工程技术有限公司 富集钪的方法
WO2021006144A1 (ja) * 2019-07-11 2021-01-14 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
JP2021014637A (ja) * 2019-07-11 2021-02-12 住友金属鉱山株式会社 スカンジウムの回収方法
CN111575493A (zh) * 2020-07-13 2020-08-25 厦门钨业股份有限公司 一种高纯钪产品中杂质的去除方法

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
HNO_3介质中TiAP萃取Th(Ⅳ)的动力学研究;刘晓青等;《四川大学学报(自然科学版)》;20141128(第06期);全文 *
三烷基氧化膦萃取稀土元素的研究;辛仁轩等;《稀土》;20020825(第04期);全文 *
红土镍矿硝酸加压浸出工艺;王成彦等;《过程工程学报》;20190630;图2,第53页 2.2节实验方法 *

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