CN114645143B - 一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法 - Google Patents

一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法 Download PDF

Info

Publication number
CN114645143B
CN114645143B CN202011518514.8A CN202011518514A CN114645143B CN 114645143 B CN114645143 B CN 114645143B CN 202011518514 A CN202011518514 A CN 202011518514A CN 114645143 B CN114645143 B CN 114645143B
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
liquid
separation process
acid
nickel
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.)
Active
Application number
CN202011518514.8A
Other languages
English (en)
Other versions
CN114645143A (zh
Inventor
王雪
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.)
Beijing Bocui Recycling Technology Co ltd
Original Assignee
Beijing Bocui Recycling Technology 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 Beijing Bocui Recycling Technology Co ltd filed Critical Beijing Bocui Recycling Technology Co ltd
Priority to CN202011518514.8A priority Critical patent/CN114645143B/zh
Publication of CN114645143A publication Critical patent/CN114645143A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN114645143B publication Critical patent/CN114645143B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated 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
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating 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
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated 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
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated 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
    • C22B47/00Obtaining manganese
    • 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)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法,所述分离方法包括如下步骤:(1)将红土镍矿依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,经固液分离得到料液;(2)将得到的所述料液进行萃取作业,得到含镍钴锰铜溶液或富锰液和镍钴铜溶液;其中,所述萃取作业中的萃取剂包括羧酸类萃取剂中的一种或至少两种的组合。实现了红土镍矿中钙镁等杂质金属与镍钴锰的高效分离,制备获得镍钴锰分别>80g/L的溶液,实现了红土镍矿中镍、钴等有价金属的高效提取。

Description

一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法
技术领域
本发明涉及湿法冶金领域,具体涉及一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法。
背景技术
镍是一种重要的有色金属原料,在地球上储量丰富。镍矿石主要分硫化铜镍矿和氧化镍矿,其中氧化镍矿的开发利用主要以红土镍矿为主。目前利用红土镍矿生产镍产品主要有火法和湿法两类生产工艺。湿法工艺湿法工艺有预还原-铵浸、常压酸浸、高压酸浸、细菌浸出等。
如CN111411225A公开了一种红土镍矿浸出与镍分离方法,方法步骤如下:选取红土镍矿,将红土镍矿磨细;将含镍细矿加入硫酸氢铵溶液中混合制成矿浆;将矿浆在搅拌条件下加热反应,进行第一次固液分离,获得粗液和浸出渣;获得的粗液经除金属杂质离子后与氨水一起泵入卧式连续反应装置中进行沉淀反应;将卧式连续反应装置流出的料浆进行第二次固液分离,获得氢氧化镍和硫酸铵溶液;将硫酸铵溶液蒸发结晶后获得硫酸铵固体和水;将获得的硫酸铵固体加热,分解产生硫酸氢铵和氨气。本发明主要物料可实现循环,过程简单、能耗低,可实现金属镍的有效分离。
CN106430218A公开了一种红土镍矿熔碱法浸出综合利用工艺,氢氧化钠放入反应釜中,加去离子水将氢氧化钠完全溶解后加入红土镍矿,加热至,离心分离得到滤液和滤渣;滤液加热80℃流速通入CO2气体得二氧化硅和碳酸钠溶液;石灰乳与碳酸钠迅速反应;碳酸钠溶液苛化后得到CaCO3沉淀和氢氧化钠;将滤渣与水混合,边搅拌边通入二氧化碳气体真空抽滤,滤饼为碳化渣,反复洗涤,所得滤液为碳酸氢镁溶液,经碳酸氢镁溶液在过加热分解沉淀碳酸镁,碳酸镁煅烧得到氧化镁。工艺过程中无废气、废水、废渣的排放,并实现了化工原料的循环利用,是一项绿色环保的资源综合利用新工艺,符合国家发展循环经济的要求。
然而,采用湿法冶炼工艺处理红土镍矿的项目,一般采用高压酸浸-浓密机洗涤分离-除铁铝-镍钴沉淀的工艺制备氢氧化镍钴中间产品或硫化镍钴中间产品,中间产品再进一步采用浸出-净化-蒸发结晶或电积的工艺生产硫酸镍、硫酸钴或电镍、电钴等最终产品。对于以氢氧化镍钴为中间产品的工艺,一般用氢氧化钠或氧化镁作为镍钴沉淀的中和剂,通过中和沉淀反应将镍钴回收,同时在溶液中产生硫酸钠或硫酸镁,从而产生含钠或含镁的工艺废水。
传统工艺采用沉淀法回收镍钴等有价金属元素,回收过程会产生大量的废渣和工艺废水,酸碱消耗量较大,经济成本高。
发明内容
鉴于现有技术中存在的问题,本发明的目的在于提供一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法,该分离方法可实现红土镍矿中钙镁等杂质金属与镍钴锰的高效分离,制备获得镍钴锰大于80g/L的溶液,本工艺流程短,操作简便,萃取效率高,实现了红土镍矿中镍、钴等有价金属的高效提取,解决了现有工艺渣量大、处理成本高的问题。
为达此目的,本发明采用以下技术方案:
本发明提供了一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法,所述分离方法包括如下步骤:
(1)将红土镍矿依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,经固液分离得到料液;
(2)将步骤(1)得到的所述料液进行萃取作业,得到含镍钴锰铜溶液或富锰液和镍钴铜溶液;
其中,步骤(2)所述萃取作业中的萃取剂包括羧酸类萃取剂中的一种或至少两种的组合;所述羧酸类萃取剂的结构通式如下:
其中,10≤m+n≤22,-CnH2n+1以及-CmH2m+1分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基。
本发明提供的分离方法,通过采用湿法浸出和萃取相结合实现红土镍矿中钙镁等杂质金属与镍钴锰的高效分离,制备获得镍钴锰大于80g/L的溶液,本工艺流程短,操作简便,萃取效率高,实现了红土镍矿中镍、钴等有价金属的高效提取,解决了现有工艺渣量大、处理成本高的问题。
作为本发明优选的技术方案,步骤(1)所述第一浸出的方式包括酸浸。
优选地,所述酸浸为采用硫酸和/或盐酸进行浸出。
优选地,所述酸浸中酸的摩尔浓度为1-10mol/L,例如可以是1mol/L、2mol/L、3mol/L、4mol/L、5mol/L、6mol/L、7mol/L、8mol/L、9mol/L或10mol/L等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第一浸出的时间为2-4h,例如可以是2h、2.5h、3h、3.5h或4h等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第一浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5),例如可以是1:3、1:3.5、1:4、1:4.5或1:5等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第一浸出的温度为30-100℃,例如可以是30℃、40℃、50℃、60℃、70℃、80℃、90℃或100℃等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第一浸出中的搅拌速率为80-300r/min,例如可以是80r/min、100r/min、120r/min、140r/min、160r/min、180r/min、200r/min、220r/min、240r/min、260r/min、280r/min或300r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,步骤(1)所述第二浸出的方式包括酸浸。
优选地,所述酸浸为采用硫酸和盐酸进行浸出。
优选地,所述酸浸中酸的摩尔浓度为1-10mol/L,例如可以是1mol/L、2mol/L、3mol/L、4mol/L、5mol/L、6mol/L、7mol/L、8mol/L、9mol/L或10mol/L等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第二浸出的时间为2-4h,例如可以是2h、2.5h、3h、3.5h或4h等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第二浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5),例如可以是1:3、1:3.5、1:4、1:4.5或1:5等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第二浸出的温度为30-100℃,例如可以是30℃、40℃、50℃、60℃、70℃、80℃、90℃或100℃等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第二浸出中的搅拌速率为80-300r/min,例如可以是80r/min、100r/min、120r/min、140r/min、160r/min、180r/min、200r/min、220r/min、240r/min、260r/min、280r/min或300r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,步骤(1)所述第三浸出的方式包括高压酸浸。
优选地,所述高压酸浸中的浸出压力为3-6MPa,例如可以是3MPa、4MPa、5MPa或6MPa等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第三浸出的温度为100-300℃,例如可以是100℃、120℃、140℃、160℃、180℃、200℃、220℃、240℃、260℃、280℃或300℃等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第三浸出的搅拌速率为80-300r/min,例如可以是80r/min、100r/min、120r/min、140r/min、160r/min、180r/min、200r/min、220r/min、240r/min、260r/min、280r/min或300r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第三浸出的时间为1-4h,例如可以是1h、2h、3h或4h等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述第三浸出中物料的固液比g/mL为1:(4-6),例如可以是1:4、1:4.5、1:5、1:5.5或1:6等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,步骤(1)除杂处理为采用除去液相中的铁和铝。
优选地,步骤(1)所述除杂处理中的沉淀剂包括氢氧化钠、碳酸钠、碳酸氢钠、氧化镁或氢氧化钙中的1种或至少2种的组合。
优选地,步骤(1)所述除杂处理中沉淀剂和液相的固液比kg/m3为(10-100):1,例如可以是10:1、20:1、30:1、40:1、50:1、60:1、70:1、80:1、90:1或100:1等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述除杂处理的温度为50-100℃,例如可以是50℃、60℃、70℃、80℃、90℃或100℃等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述除杂处理中的搅拌速率为80-200r/min,例如可以是80r/min、100r/min、120r/min、140r/min、160r/min、180r/min或200r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,步骤(1)所述除杂处理的时间为1-2h,例如可以是1h、1.1h、1.2h、1.3h、1.4h、1.5h、1.6h、1.7h、1.8h、1.9h或2h等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,步骤(2)所述萃取作业包括依次进行的萃取、洗涤和反萃。
优选地,所述萃取的方式包括单级萃取和/或多级逆流萃取。
优选地,所述多级逆流萃取的级数为2-30级,例如可以是2级、4级、6级、8级、10级、12级、14级、16级、18级、20级、22级、24级、26级、28级或30级等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述萃取中萃取剂的体积浓度为4-35%,例如可以是4%、6%、8%、10%、12%、14%、16%、18%、20%、22%、24%、26%、28%、30%、32%、34%或35%等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述萃取中萃取剂和料液的体积比为(0.1-10):4,例如可以是0.1:4、0.5:4、1:4、2:4、3:4、4:4、5:4、6:4、7:4、8:4、9:4或10:4等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述萃取中的搅拌速率为120-200r/min,例如可以是120r/min、130r/min、140r/min、150r/min、160r/min、170r/min、180r/min、190r/min或200r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述萃取中搅拌的时间为2-10min,例如可以是2min、3min、4min、5min、6min、7min、8min、9min或10min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,所述洗涤的方式包括单级洗涤和/或多级逆流洗涤。
优选地,所述多级逆流洗涤的技术为2-14级,例如可以是2级、3级、4级、5级、6级、7级、8级、9级、10级、11级、12级、13级或14级,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述洗涤中的搅拌速率为120-200r/min,例如可以是120r/min、130r/min、140r/min、150r/min、160r/min、170r/min、180r/min、190r/min或200r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述洗涤中的搅拌时间为2-10min,例如可以是2min、3min、4min、5min、6min、7min、8min、9min或10min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,所述反萃为采用酸进行反萃。
优选地,所述酸包括硫酸和/或盐酸。
优选地,所述酸的质量浓度为10-12%,例如可以是10%、10.2%%、10.4%、10.6%、10.8%、11%、11.2%、11.4%、11.6%、11.8%或12%等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述反萃的的方式包括单级反萃和/或多级逆流反萃。
优选地,所述多级逆流反萃的级数为2-10级,例如可以是2级、3级、4级、5级、6级、7级、8级、9级或10级等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述反萃中的搅拌速率为120-200r/min,例如可以是120r/min、130r/min、140r/min、150r/min、160r/min、170r/min、180r/min、190r/min或200r/min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地,所述反萃中的搅拌时间为2-10min,例如可以是2min、3min、4min、5min、6min、7min、8min、9min或10min等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,步骤(2)所述富锰液为来自于所述多级逆流萃取5-15级后得到的萃余液,例如可以是5级、6级、7级、8级、9级、10级、11级、12级、13级、14级或15级等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案,所述分离方法包括如下步骤:
(1)将红土镍矿依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,经固液分离得到料液;所述第一浸出的时间为2-4h;所述第一浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5);所述第一浸出的温度为30-100℃;所述第二浸出的时间为2-4h;所述第二浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5);所述第二浸出的温度为30-100℃;所述第三浸出的温度为100-300℃;所述第三浸出的时间为1-4h;所述第三浸出中物料的固液比g/mL为1:(4-6);
(2)将步骤(1)得到的所述料液进行萃取作业,得到含镍钴锰铜溶液或富锰液和镍钴铜溶液;
其中,步骤(1)所述第一浸出的方式包括酸浸所述第二浸出的方式包括酸浸;所述第三浸出的方式包括高压酸浸;所述高压酸浸中的浸出压力为3-6MPa;
步骤(2)所述萃取作业中的萃取剂包括羧酸类萃取剂中的一种或至少两种的组合;所述羧酸类萃取剂的结构通式如下:
其中,10≤m+n≤22,-CnH2n+1以及-CmH2m+1分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基;
步骤(2)所述萃取作业包括依次进行的萃取、洗涤和反萃;所述萃取中萃取剂的体积浓度为4-35%;所述萃取中萃取剂和料液的体积比为(0.1-10):4。
本发明中,在洗涤和反萃中有机相和酸(盐酸和或硫酸)的体积比为(0.1-10):1,例如可以是0.1:1、0.5:1、1:1、2:1、3:1、4:1、5:1、6:1、7:1、8:1、9:1或10:1等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。所述洗涤或反萃采用盐酸浓度为1-4mol/L,例如可以是1mol/L、1.5mol/L、2mol/L、2.5mol/L、3mol/L或4mol/L等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用,所述反萃或洗涤中所用硫酸浓度为0.5-3.5mol/L,例如0.5mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L或3.5mol/L等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中,所述萃取中的萃取剂的稀释剂包括溶剂油、煤油、Escaid110、己烷、庚烷、十二烷中的1种或至少2种的组合。所述组合可以是溶剂油和煤油的组合,Escaid110和己烷的组合或庚烷和十二烷的组合等,但不限于所列举的组合,该范围内其他未列举的组合同样适用。所述溶剂油可以是200号溶剂油和/或260号溶剂油。所述十二烷可以是正十二烷等。所述萃取中的萃取剂使用前进行皂化,皂化采用6-14mol/L的碱液进行,例如可以是6mol/L、7mol/L、8mol/L、9mol/L、10mol/L、11mol/L、12mol/L、13mol/L或14mol/L等,但不限于所列举的数值,该范围内其他未列举的数值同样适用。所述碱液包括氢氧化钠溶液、氢氧化钾溶液或氨水中的1种或至少2种的组合。所述组合可以是氢氧化钠溶液和氢氧化钾溶液的组合或氢氧化钾溶液和氨水的组合等,但不限于所列举的组合,该范围内其他未列举的组合同样适用。
本发明中,所述的羧酸类萃取剂可为一种或多种羧酸的混合物,例如萃取剂BC196(通式中m=8,n=6所对应的化合物),萃取剂BC191(通式中m=8,n=8所对应的化合物),萃取剂BC196和BC191的混合物,萃取剂BC194(通式中m=6,n=6所对应的化合物)。
本发明中,所述逆流萃取是萃取分离操作法之一,含有被萃取物的水相及有机相分别从萃取器的两端流入,以相反方向流动,进行连续多级搅拌接触分层而达到分离的目的。
与现有技术方案相比,本发明具有以下有益效果:
(1)本发明提供的分离方法,通过采用湿法浸出和萃取相结合实现红土镍矿中钙镁等杂质金属与镍钴锰的高效分离,制备获得镍钴锰分别>80g/L的溶液,羧酸类萃取剂除杂率达到99.4%以上,硫酸反萃率达到99.5%以上,镍钴锰的提取率分别达到99.5%、99.5%和99.4%以上。
(2)本工艺流程短,操作简便,萃取效率高,实现了红土镍矿中镍、钴等有价金属的高效提取,解决了现有工艺渣量大、处理成本高的问题。
具体实施方式
为更好地说明本发明,便于理解本发明的技术方案,本发明的典型但非限制性的实施例如下:
实施例1
本实施例提供一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法,红土镍矿的成分如下:
元素 Fe Ni Co Mn Al2O3 Cu CaO MgO Cr2O3
wt% 14.9 1.6 0.05 0.15 3.9 0.1 3.5 15.0 1.0
将上述红土镍矿破碎筛分至100目依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,得到料液;
除杂处理中向浸出液中加入碳酸钠,生成铁铝铬渣沉淀,将其过滤,使得大部分铁铝铬得以分离出去。
料液组成如下:
元素 Fe Ni Co Al Mn Cu Ca Mg Cr
g/L 0.02 4.95 0.15 0.03 0.45 0.3 0.58 0.95 0.01
采用皂化后的有机相(萃取剂为羧酸萃取剂BC194,稀释剂为Escaid 110,羧酸萃取剂占萃取剂体积分数的25%,皂化度为60%,皂化剂为10.5M NaOH)与沉淀除铁铝铬后的料液进行10级萃取(有机相与料液的体积比为1:3,萃取混合时间5min,静置时间15min,采用连续萃取槽逆流萃取)、8级洗涤(有机相与洗涤液的体积比为1:0.1,洗涤液为pH=1的稀硫酸,采用连续萃取槽逆流洗涤)、6级反萃(有机相与反萃剂的体积比为1:0.07,反萃剂为2M硫酸,采用连续萃取槽逆流反萃)、2级再生(有机相与再生剂的体积比为1:0.07,再生剂为4M硫酸,采用连续萃取槽逆流再生),得到含镍钴锰铜反萃液、铁铝溶液和硫酸钙镁萃余液。
测试结果指标如表1所示。
实施例2
本实施例提供一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法,红土镍矿的成分如下:
元素 Fe Ni Co Mn Al2O3 Cu CaO MgO Cr2O3
wt% 14.9 1.6 0.05 0.15 3.9 0.1 3.5 15.0 1.0
将上述红土镍矿破碎筛分至100目依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,得到料液;
除杂处理中向浸出液中加入碳酸钠,生成铁铝铬渣沉淀,将其过滤,使得大部分铁铝铬得以分离出去。
料液组成如下:
元素 Fe Ni Co Al Mn Cu Ca Mg Cr
g/L 0.02 4.95 0.15 0.03 0.45 0.3 0.58 0.95 0.01
采用皂化后的有机相(萃取剂为羧酸萃取剂BC196,稀释剂为Escaid 110,羧酸萃取剂占萃取剂体积分数的25%,皂化度为60%,皂化剂为10.5M NaOH)与沉淀除铁铝铬后的溶液进行10级萃取(有机相与料液的体积比为1:3,萃取混合时间5min,静置时间15min,采用连续萃取槽逆流萃取)、8级洗涤(有机相与洗涤液的体积比为1:0.1,洗涤液为pH=1的稀硫酸,采用连续萃取槽逆流洗涤)、6级反萃(有机相与反萃剂的体积比为1:0.07,反萃剂为2M硫酸,采用连续萃取槽逆流反萃)、2级再生(有机相与再生剂的体积比为1:0.07,再生剂为4M硫酸,采用连续萃取槽逆流再生),分别得到含富锰液、镍钴锰反萃液、铁铝溶液和硫酸钙镁萃余液。
测试结果指标如表1所示。
实施例3
与实施例1区别仅在于,所述萃取的级数为20级,其他条件和参数与实施例1完全相同。测试结果指标如表1所示。
实施例4
与实施例1区别仅在于,所述萃取的级数为25级,其他条件和参数与实施例1完全相同。测试结果指标如表1所示。
对比例1
与实施例1的区别仅在于萃取中所用的萃取剂为P204,测试结果指标如表1所示。
对比例2
与实施例1的区别仅在于萃取中所用的萃取剂为P507,测试结果指标如表1所示。
对比例3
与实施例1的区别仅在于不进行第一浸出,测试结果指标如表1所示。
对比例4
与实施例1的区别仅在于不进行第二浸出,测试结果指标如表1所示。
对比例5
与实施例1的区别仅在于不进行第三浸出,测试结果指标如表1所示。
表1
通过上述实施例和对比例的结果可知,通过采用湿法浸出和萃取相结合实现红土镍矿中钙镁等杂质金属与镍钴锰的高效分离,制备获得镍钴锰分别>80g/L的溶液,羧酸类萃取剂除杂率达到99.4%,硫酸反萃率达到99.5%以上。
申请人声明,本发明通过上述实施例来说明本发明的详细结构特征,但本发明并不局限于上述详细结构特征,即不意味着本发明必须依赖上述详细结构特征才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了,对本发明的任何改进,对本发明所选用部件的等效替换以及辅助部件的增加、具体方式的选择等,均落在本发明的保护范围和公开范围之内。
以上详细描述了本发明的优选实施方式,但是,本发明并不限于上述实施方式中的具体细节,在本发明的技术构思范围内,可以对本发明的技术方案进行多种简单变型,这些简单变型均属于本发明的保护范围。
另外需要说明的是,在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征,在不矛盾的情况下,可以通过任何合适的方式进行组合,为了避免不必要的重复,本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
此外,本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合,只要其不违背本发明的思想,其同样应当视为本发明所公开的内容。

Claims (45)

1.一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法,其特征在于,所述分离方法包括如下步骤:
(1)将红土镍矿依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出的渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,得到料液;
(2)将步骤(1)得到的所述料液进行萃取作业,得到含镍钴锰铜溶液或富锰液和镍钴铜溶液;
其中,步骤(2)所述萃取作业中的萃取剂包括羧酸类萃取剂中的一种或至少两种的组合;所述羧酸类萃取剂的结构通式如下:
其中,10≤m+n≤22,-CnH2n+1以及-CmH2m+1分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基;
所述萃取作业中萃取剂的体积浓度为4-35%,萃取剂和料液的体积比为(0.1-10):4。
2.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第一浸出的方式包括第一酸浸。
3.如权利要求2所述的分离方法,其特征在于,所述第一酸浸为采用硫酸和/或盐酸进行浸出。
4.如权利要求2所述的分离方法,其特征在于,所述第一酸浸中酸的摩尔浓度为1-10mol/L。
5.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第一浸出的时间为2-4h。
6.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第一浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5)。
7.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第一浸出的温度为30-100℃。
8.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第一浸出中的搅拌速率为80-300r/min。
9.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第二浸出的方式包括第二酸浸。
10.如权利要求9所述的分离方法,其特征在于,所述第二酸浸为采用硫酸和/或盐酸进行浸出。
11.如权利要求9所述的分离方法,其特征在于,所述第二酸浸中酸的摩尔浓度为1-10mol/L。
12.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第二浸出的时间为2-4h。
13.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第二浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5)。
14.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第二浸出的温度为30-100℃。
15.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第二浸出中的搅拌速率为80-300r/min。
16.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第三浸出的方式包括高压酸浸。
17.如权利要求16所述的分离方法,其特征在于,所述高压酸浸中的浸出压力为3-6MPa。
18.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第三浸出的温度为100-300℃。
19.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第三浸出的搅拌速率为80-300r/min。
20.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第三浸出的时间为1-4h。
21.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述第三浸出中物料的固液比g/mL为1:(4-6)。
22.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)除杂处理为除去液相中的铁和铝。
23.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述除杂处理中的沉淀剂包括氢氧化钠、碳酸钠、碳酸氢钠、氧化镁或氢氧化钙中的1种或至少2种的组合。
24.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述除杂处理中沉淀剂和液相的固液比kg/m3为(10-100):1。
25.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述除杂处理的温度为50-100℃。
26.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述除杂处理中的搅拌速率为80-200r/min。
27.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(1)所述除杂处理的时间为1-2h。
28.如权利要求1所述的分离方法,其特征在于,步骤(2)所述萃取作业包括依次进行的萃取、洗涤和反萃。
29.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述萃取的方式包括单级萃取和/或多级逆流萃取。
30.如权利要求29所述的分离方法,其特征在于,所述多级逆流萃取的级数为2-30级。
31.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述萃取中的搅拌速率为120-200r/min。
32.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述萃取中搅拌的时间为2-10min。
33.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述洗涤的方式包括单级洗涤和/或多级逆流洗涤。
34.如权利要求33所述的分离方法,其特征在于,所述多级逆流洗涤的技术为2-14级。
35.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述洗涤中的搅拌速率为120-200r/min。
36.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述洗涤中的搅拌时间为2-10min。
37.如权利要求28所述的分离方法,其特征在于,所述反萃为采用酸进行反萃。
38.如权利要求37所述的分离方法,其特征在于,所述酸包括硫酸和/或盐酸。
39.如权利要求37所述的分离方法,其特征在于,所述酸的质量浓度为10-12%。
40.如权利要求37所述的分离方法,其特征在于,所述反萃的方式包括单级反萃和/或多级逆流反萃。
41.如权利要求40所述的分离方法,其特征在于,所述多级逆流反萃的级数为2-10级。
42.如权利要求37所述的分离方法,其特征在于,所述反萃中的搅拌速率为120-200r/min。
43.如权利要求37所述的分离方法,其特征在于,所述反萃中的搅拌时间为2-10min。
44.如权利要求29所述的分离方法,其特征在于,步骤(2)所述富锰液为来自于所述多级逆流萃取5-15级后得到的萃余液。
45.如权利要求1-44任一项所述的分离方法,其特征在于,所述分离方法包括如下步骤:
(1)将红土镍矿依次进行第一浸出和第二浸出,经固液分离得到浸出液2和浸出渣2,将所述第一浸出的渣和另外的红土镍矿混合,进行第三浸出经固液分离得到浸出液3和浸出渣3,将浸出液2和浸出液3混合后进行除杂处理,得到料液;所述第一浸出的时间为2-4h;所述第一浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5);所述第一浸出的温度为30-100℃;所述第二浸出的时间为2-4h;所述第二浸出中物料的固液比g/mL为1:(3-5);所述第二浸出的温度为30-100℃;所述第三浸出的温度为100-300℃;所述第三浸出的时间为1-4h;所述第三浸出中物料的固液比g/mL为1:(4-6);
(2)将步骤(1)得到的所述料液进行萃取作业,得到含镍钴锰铜溶液或富锰液和镍钴铜溶液;
其中,步骤(1)所述第一浸出的方式包括第一酸浸;所述第二浸出的方式包括第二酸浸;所述第三浸出的方式包括高压酸浸;所述高压酸浸中的浸出压力为3-6MPa;
步骤(2)所述萃取作业中的萃取剂包括羧酸类萃取剂中的一种或至少两种的组合;所述羧酸类萃取剂的结构通式如下:
其中,10≤m+n≤22,-CnH2n+1以及-CmH2m+1分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基;
步骤(2)所述萃取作业包括依次进行的萃取、洗涤和反萃;所述萃取中萃取剂的体积浓度为4-35%;所述萃取中萃取剂和料液的体积比为(0.1-10):4。
CN202011518514.8A 2020-12-21 2020-12-21 一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法 Active CN114645143B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202011518514.8A CN114645143B (zh) 2020-12-21 2020-12-21 一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202011518514.8A CN114645143B (zh) 2020-12-21 2020-12-21 一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN114645143A CN114645143A (zh) 2022-06-21
CN114645143B true CN114645143B (zh) 2023-10-20

Family

ID=81990927

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202011518514.8A Active CN114645143B (zh) 2020-12-21 2020-12-21 一种红土镍矿中镍钴铜锰的分离方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN114645143B (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN117925998B (zh) * 2024-03-25 2024-06-21 金族(兰州)精细化工有限公司 从红土镍矿酸浸液中均相沉淀分离镍钴锰的方法

Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101289704A (zh) * 2008-06-18 2008-10-22 北京矿冶研究总院 一种高镁红土镍矿的处理方法
WO2009100602A1 (zh) * 2008-01-31 2009-08-20 Guohua Cao 盐酸法从红土镍矿提取镍钴的方法
CN101805828A (zh) * 2010-04-19 2010-08-18 中南大学 一种低成本处理红土镍矿的方法
CN102010993A (zh) * 2010-11-10 2011-04-13 吉林吉恩镍业股份有限公司 用矿浆萃取技术从红土矿中提取镍钴
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
CN103468949A (zh) * 2013-08-15 2013-12-25 中国恩菲工程技术有限公司 一种含钪氢氧化镍钴的处理方法
CN105296744A (zh) * 2015-10-26 2016-02-03 广西银亿再生资源有限公司 一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法
CN108396157A (zh) * 2018-03-15 2018-08-14 李宾 一种红土镍矿硫酸浸出液和硅胶螯合树脂提纯生产硫酸镍钴的方法
CN109234526A (zh) * 2018-11-26 2019-01-18 中国恩菲工程技术有限公司 红土镍矿的处理方法
CN111592459A (zh) * 2020-06-28 2020-08-28 北京博萃循环科技有限公司 羧酸类化合物、其制备方法及应用

Patent Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2009100602A1 (zh) * 2008-01-31 2009-08-20 Guohua Cao 盐酸法从红土镍矿提取镍钴的方法
CN101289704A (zh) * 2008-06-18 2008-10-22 北京矿冶研究总院 一种高镁红土镍矿的处理方法
CN101805828A (zh) * 2010-04-19 2010-08-18 中南大学 一种低成本处理红土镍矿的方法
CN102010993A (zh) * 2010-11-10 2011-04-13 吉林吉恩镍业股份有限公司 用矿浆萃取技术从红土矿中提取镍钴
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
CN103468949A (zh) * 2013-08-15 2013-12-25 中国恩菲工程技术有限公司 一种含钪氢氧化镍钴的处理方法
CN105296744A (zh) * 2015-10-26 2016-02-03 广西银亿再生资源有限公司 一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法
CN108396157A (zh) * 2018-03-15 2018-08-14 李宾 一种红土镍矿硫酸浸出液和硅胶螯合树脂提纯生产硫酸镍钴的方法
CN109234526A (zh) * 2018-11-26 2019-01-18 中国恩菲工程技术有限公司 红土镍矿的处理方法
CN111592459A (zh) * 2020-06-28 2020-08-28 北京博萃循环科技有限公司 羧酸类化合物、其制备方法及应用

Also Published As

Publication number Publication date
CN114645143A (zh) 2022-06-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108002408B (zh) 电池废料制备硫酸镍、锰、锂、钴及四氧化三钴的方法
CN102163760B (zh) 一种从锂电池正极材料中分离回收锂和钴的方法
CN112357899A (zh) 一种废旧磷酸铁锂电池的综合回收利用方法
CN103468979B (zh) 从红土镍矿冶炼铁铝渣中回收钪的方法
CN110835683B (zh) 废旧锂离子电池材料中选择性提取锂的方法
CN112375910B (zh) 废动力电池粉的回收处理方法
CN113443664B (zh) 一种利用氢氧化镍钴锰原料生产硫酸镍钴锰的方法
CN112575208B (zh) 一种从电解锰硫化渣中制备高纯硫酸锰的方法
CN105296753B (zh) 氧化镍矿酸浸液中钴、镍、镁的分离方法
CN103468978B (zh) 一种从红土镍矿硫酸浸出液中提钪的方法
CN1786225A (zh) 一种含铁硫化镍物料的湿法处理方法
CN103060562B (zh) 一种无机强酸镍盐溶液的提纯方法
CN113387402B (zh) 利用氢氧化镍钴原料结晶法生产硫酸镍钴盐的方法
CN112522517A (zh) 一种回收镍钴锰锂的方法
CN112430733A (zh) 一种处理红土镍矿的方法
CN114085996B (zh) 一种含镍钴料协同处理回收镍钴的方法
CN113088705B (zh) 低成本资源化处理钴中间品、废电池料制取钴盐的方法
CN113666437B (zh) 由镍铁铜合金制备硫酸镍的方法
CN112458280A (zh) 利用酸性蚀刻液浸出低冰镍提取有价金属的方法
CN105274352B (zh) 一种从碳酸铜锰钴钙锌混合物中分离铜钴锰的方法
CN114085994A (zh) 一种从废镍氢电池中回收有价金属的方法
CN116377243A (zh) 一种镍钴氢氧化物原料分离镍钴锰的方法
CN117144139A (zh) 一种从废旧三元锂离子电池中提取钴的方法
CN112593080A (zh) 一种火法-湿法联合处理红土镍矿的方法
CN112501445A (zh) 一种制备电池级镍钴锰的方法

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