CN115072789B - 一种高纯铼酸铵的制备方法 - Google Patents
一种高纯铼酸铵的制备方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115072789B CN115072789B CN202210945581.0A CN202210945581A CN115072789B CN 115072789 B CN115072789 B CN 115072789B CN 202210945581 A CN202210945581 A CN 202210945581A CN 115072789 B CN115072789 B CN 115072789B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ammonium rhenate
- liquid
- rhenate
- solid
- washing
- 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
Links
- HRLYFPKUYKFYJE-UHFFFAOYSA-N tetraoxorhenate(2-) Chemical compound [O-][Re]([O-])(=O)=O HRLYFPKUYKFYJE-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 192
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 title claims abstract description 180
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 title claims abstract description 18
- WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N rhenium atom Chemical compound [Re] WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 65
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 58
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 58
- 229910052702 rhenium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 55
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims abstract description 34
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 34
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 27
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims abstract description 22
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims abstract description 20
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 claims abstract description 18
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 136
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 73
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 65
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 52
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 29
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 29
- 239000011148 porous material Substances 0.000 claims description 28
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 25
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 claims description 24
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 22
- 239000008367 deionised water Substances 0.000 claims description 22
- 229910021641 deionized water Inorganic materials 0.000 claims description 22
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 22
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 19
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 18
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 18
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 16
- 229910001414 potassium ion Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000012043 crude product Substances 0.000 claims description 13
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 8
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 claims description 2
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 30
- 239000011591 potassium Substances 0.000 abstract description 30
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 abstract description 30
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 abstract description 28
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 23
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 abstract description 13
- 238000000746 purification Methods 0.000 abstract description 10
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 7
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 7
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 abstract description 7
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 abstract description 7
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 abstract description 7
- WUUZKBJEUBFVMV-UHFFFAOYSA-N copper molybdenum Chemical compound [Cu].[Mo] WUUZKBJEUBFVMV-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 238000003795 desorption Methods 0.000 abstract description 4
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 abstract description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 abstract description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 3
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 16
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 12
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N ammonia Natural products N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 9
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 9
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 8
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 8
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 4
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 description 4
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 4
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 4
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 3
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 3
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NPYPAHLBTDXSSS-UHFFFAOYSA-N Potassium ion Chemical compound [K+] NPYPAHLBTDXSSS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000003863 ammonium salts Chemical class 0.000 description 2
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 2
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 2
- 239000003599 detergent Substances 0.000 description 2
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 2
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 2
- 239000008235 industrial water Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 239000008399 tap water Substances 0.000 description 2
- 235000020679 tap water Nutrition 0.000 description 2
- 241000283070 Equus zebra Species 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005984 hydrogenation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052961 molybdenite Inorganic materials 0.000 description 1
- CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N molybdenum disulfide Chemical compound S=[Mo]=S CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000003208 petroleum Substances 0.000 description 1
- 230000002035 prolonged effect Effects 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000001953 recrystallisation Methods 0.000 description 1
- 239000003870 refractory metal Substances 0.000 description 1
- -1 rhenate ions Chemical class 0.000 description 1
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 description 1
- 229940082569 selenite Drugs 0.000 description 1
- 238000005507 spraying Methods 0.000 description 1
- 238000001291 vacuum drying Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G47/00—Compounds of rhenium
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)
Abstract
本发明涉及一种高纯铼酸铵的制备方法,属于铼酸铵制备技术领域。本发明的高纯铼酸铵的制备方法,采用水对吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行洗涤,将钾在离子交换树脂解吸附前进行充分脱除,在后续的回收铼酸铵的工序中,在后续的铼酸铵提纯工序中,无需增加阳离子交换除杂过程,简化了铼酸铵的提纯流程;在粗铼酸铵的深度提纯过程中,采用热溶解‑热过滤‑冷却结晶的技术方案,避免了蒸发浓缩过程,简化了流程、增强了母液对可溶性杂质的脱除能力。本发明制备的铼酸铵中的钾含量低于5ppm。本发明的高纯铼酸铵的制备方法适用于从铜(钼)冶炼淋洗液中采用离子交换法回收铼的富集和提纯过程。
Description
技术领域
本发明涉及一种高纯铼酸铵的制备方法,属于铼酸铵制备技术领域。
背景技术
铼是一种稀有高熔点金属,常用于制备高温镍基含铼合金,少量用于制备石油加氢催化剂。由于铼是航空发动机涡扇和蒸汽轮机涡扇制备过程中不可或缺的元素,因此被认为是一种战略性元素。铼在自然界中没有独立的矿床,主要分布在斑岩型铜钼矿床的辉钼矿和黄铜矿中,铼在铜冶炼和钼冶炼过程中被氧化成为高价氧化物,进而升华进入烟气,在烟气制酸前的喷淋系统中,富集到淋洗液中,因此,淋洗液是从铜(钼)伴生铼矿中综合回收铼的重要原料。
采用阴离子交换树脂从淋洗液中直接吸附铼是最重要且应用广泛的一种铼回收方法,阴离子交换树脂吸附铼达到饱和后,采用氨水对吸附有铼的阴离子交换树脂进行解吸附,得到富铼溶液,再通过蒸发结晶的方法,得到铼酸铵产品。在高铼酸铵提纯过程中,往往采用溶解-蒸发-结晶的工序,每一步都需要进行蒸发,存在以下问题:一是提纯不同阶段的铼酸铵采用的蒸发设备往往是不混用的,需要购置多台蒸发装置,增加了蒸发设备的投入;二是蒸发操作耗时长,延长了提纯时间;三是提纯铼酸铵需要进行多次蒸发,会消耗更多能量。
另外,在铼酸铵提纯过程中,存在一些阳离子超标的情况,特别是钾在反复的溶解-蒸发浓缩-结晶过程中,富集,成为影响高铼酸铵纯度的重要影响因素。基于此,公开号为CN114349058A、CN114314672A、CN111874952A、CN110885098A的中国专利文献,采用将含铼溶液通过阳离子交换柱的方式,将阳离子吸附后,后续再通过溶解-蒸发-结晶等工序提纯,得到纯度较高的高铼酸铵产品。采用阳离子交换柱的方式脱除杂质,具有较好的除杂效果,但需要单独设置阳离子交换柱,增加了操作工序和生产成本;另外,采用阳离子交换柱除去阳离子的过程往往是在常温条件下进行的,但是在该温度下铼酸铵的溶解度较低,因此需要采用大量水将铼酸铵重新溶解,后续需要将多余的水分蒸发,才能得重新结晶得到铼酸铵产品,也进一步增加铼酸铵提纯过程中的能量消耗。
发明内容
本发明的目的在于提供一种高纯铼酸铵的制备方法,可以解决目前采用阳离子交换柱除去铼酸铵粗品中钾离子时存在操作工序多、生产成本高、能耗高的问题。
为了实现以上目的,本发明的高纯铼酸铵的制备方法所采用的技术方案为:
一种高纯铼酸铵的制备方法,包括以下步骤:采用水对吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行洗涤以除去钾离子,再采用氨水对洗涤后的吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行解吸附,得到富铼液,然后从富铼液中回收铼酸铵。
本发明的高纯铼酸铵的制备方法,采用水对吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行洗涤,将钾离子在离子交换树脂解吸附前进行充分脱除,在后续的回收铼酸铵的工序中,无需增加阳离子交换除杂过程,简化了铼酸铵的提纯流程。本发明制备的铼酸铵中的钾含量低于5ppm。本发明的高纯铼酸铵的制备方法适用于从铜(钼)冶炼淋洗液中采用离子交换法回收铼的富集和提纯过程。
可以理解的是,所述钾离子为吸附有铼酸根的阴离子交换树脂上残余的钾离子。在具体操作时,可以用水对吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行浸泡洗涤,也可以使用水冲洗位于离子交换柱内的吸附有铼酸根的阴离子交换树脂。当使用水冲洗位于离子交换柱内的吸附有铼酸根的阴离子交换树脂时,可以采用底部进液或者顶部进液的方式进行洗涤,以除去存在于离子交换柱内树脂间或者离子交换树脂颗粒内部空隙内溶液中的钾离子以及其他杂质离子。
可以理解的是,本发明中的水中杂质离子含量越小,制备得到的铼酸铵的纯度越高,所述水中的钾离子含量不大于0.002mg/L,例如,所述水为蒸馏水和/或去离子水。
可以理解的是,从铜(钼)冶炼淋洗液中通过吸附铼酸根离子以回收铼的方法中所用的阴离子交换树脂均适用于本发明。
优选地,铼酸根的吸附量不小于阴离子交换树脂对铼酸根的最大吸附量的90%。
优选地,所述水的流速不高于1BV/h。优选地,所述洗涤在0~40℃下进行。
洗涤的目的主要是除去吸附有铼酸根的阴离子交换树脂上残余的钾离子,因此,洗涤液中钾离子的浓度越低,则得到的富铼液中钾离子的浓度越低。为了保证富铼液中钾离子的浓度处于较低值,当洗涤所得洗涤液中的钾离子含量不再增加时,结束洗涤。优选地,当洗涤所得洗涤液中钾离子的浓度不高于0.5mg/L时,结束洗涤。进一步优选地,当洗涤所得洗涤液中钾离子的浓度不高于0.1mg/L时,结束洗涤。
优选地,从富铼液中回收铼酸铵的方法包括以下步骤:
(1)将富铼液进行蒸发浓缩,降温析晶,第一次固液分离,得到粗铼酸铵;
(2)将所述粗铼酸铵与温度为T11的水或水溶液混合至粗铼酸铵中的铼酸铵溶解完全,得到第一混合液,然后将第一混合液进行第二次固液分离,再向第二次固液分离所得液体中加入双氧水进行混合反应,然后向混合反应后的体系中加入氨水,再在温度为T12的条件下混合结晶,第三次固液分离,得到铼酸铵粗品;所述水溶液主要由水和铼酸铵组成;所述T11为50~100℃;所述T12为0~30℃;
(3)将所述铼酸铵粗品与温度为T21的水混合至铼酸铵粗品中的铼酸铵溶解完全,得到第二混合液,然后将第二混合液进行第四次固液分离,再向第四次固液分离所得液体中加入双氧水进行混合反应,然后向混合反应后的体系中加入氨水,再在温度为T22的条件下混合结晶,第五次固液分离,干燥,得到铼酸铵;所述T21为50~100℃;所述T22为0~30℃。本发明的从富铼液中回收铼酸铵的方法中,仅包含一次蒸发操作,在后续的深度提纯过程中,主要是基于铼酸铵溶解度随温度差异较大的特性,采用热溶解-热过滤-冷却结晶的技术方案,省去了蒸发操作,简化了工艺流程,降低了能耗,增强了母液对可溶性杂质的脱除能力。并且本发明制备的铼酸铵的纯度可以达到99.99%以上,由富铼液中回收铼酸铵的收率大于70%。
可以理解的是,为了进一步提高铼酸铵的纯度,可以将步骤(3)制备的铼酸铵作为铼酸铵粗品继续重复步骤(3)以制备更高纯度的铼酸铵。
可以理解的是,步骤(1)中通过蒸发浓缩,降温析晶,第一次固液分离制备粗铼酸铵的具体工艺可参考现有技术,优选地,所述蒸发浓缩采用的温度为95~100℃。优选地,所述降温析晶在5~10℃下进行。
可以理解的是,将富铼液进行蒸发浓缩时,控制蒸发浓缩后的富铼液中的杂质离子的浓度,确保将蒸发浓缩后的富铼液进行降温析晶时,富铼液中的杂质离子不以铵盐的形式析出。优选地,步骤(1)中,将富铼液进行蒸发浓缩至富铼液中杂质离子的浓度不高于n,再进行所述降温析晶;降温析晶采用的温度为T01,n等于在T01温度下所述杂质离子的铵盐的饱和溶液中杂质离子的浓度,所述杂质离子选自硫酸根、亚硫酸根、钼酸根、亚硒酸根中的一种或任意组合。
优选地,步骤(2)中,所述粗铼酸铵的质量不大于铼酸铵在T11温度下在所述水或水溶液中的最大溶解质量的95%。
优选地,步骤(3)中,所述铼酸铵粗品的质量不大于铼酸铵在T21温度下在所述水中的最大溶解质量的95%。
优选地,所述T11为50~100℃。优选地,所述T12为0~30℃。优选地,所述T21为50~100℃。优选地,所述T22为0~30℃。
优选地,步骤(2)中,第二次固液分离的温度、加入双氧水进行混合反应的温度、混合反应后的体系的温度不大于T11且不小于T12。优选地,步骤(2)中,加入双氧水进行混合反应的温度小于T11且大于T12。优选地,步骤(2)中,加入双氧水进行混合反应后,在降温过程中加入所述氨水。在较低温度下加入氨水,可避免氨水中有效物质逸出挥发。
优选地,步骤(3)中,第四次固液分离的温度、加入双氧水进行混合反应的温度、混合反应后的体系的温度不大于T21且不小于T22。优选地,步骤(3)中,加入双氧水进行混合反应的温度小于T21且大于T22。优选地,步骤(3)中,加入双氧水进行混合反应后,在降温过程中加入所述氨水。在较低温度下加入氨水,可避免氨水中有效物质逸出挥发。
优选地,所述第二次固液分离为过滤,过滤滤孔的孔径为1~20μm。为了将粗铼酸铵中不溶的固体杂质颗粒充分分离,进一步优选地,第二次固液分离中,所述过滤滤孔的孔径为1~10μm。
优选地,步骤(2)中,所述双氧水和氨水的纯度均为分析纯以上。优选地,步骤(2)中,所述双氧水的质量分数为25~35%。优选地,步骤(2)中,所述双氧水的体积为第二次固液分离所得液体体积的0.1~5%。优选地,步骤(2)中,所述双氧水分批加入。例如,步骤(2)中,所述双氧水分5个批次加入。将双氧水少量多次加入,可避免一次性过多加入而导致冒槽现象发生,另外,加入双氧水的过程中要给予充分的搅拌,确保反应完全。
优选地,步骤(2)中,所述氨水的质量分数为20%~30%。优选地,步骤(2)中,所述氨水的体积为第二次固液分离所得液体体积的0.1~5%。优选地,步骤(2)中,所述氨水分批加入。在较低温度下加入氨水,可避免氨水挥发损失。
优选地,所述第三次固液分离为过滤,过滤滤孔的孔径大于第二次固液分离中的过滤滤孔的孔径。为了使混合结晶所得固体中的细小颗粒物杂质更易通过滤孔,进一步优选地,第三次固液分离中,所述过滤滤孔的孔径为10~74μm。
优选地,所述第四次固液分离为过滤,过滤滤孔的孔径为1~20μm。为了将粗铼酸铵中不溶的固体杂质颗粒充分分离,进一步优选地,第四次固液分离中,所述过滤滤孔的孔径为1~10μm。
优选地,步骤(3)中,所述双氧水和氨水的纯度均为分析纯以上。优选地,步骤(3)中,所述第二氧化剂为双氧水。优选地,步骤(3)中,所述双氧水的质量分数为25~35%。优选地,步骤(3)中,所述双氧水的体积为第四次固液分离所得液体体积的0.1~5%。优选地,步骤(3)中,所述双氧水分批加入。例如,步骤(3)中,所述双氧水分2个批次加入。将双氧水少量多次加入,可避免一次性过多加入而导致冒槽现象发生,另外,加入双氧水的过程中要给予充分的搅拌,确保反应完全。
优选地,步骤(3)中,所述氨水的质量分数为20%~30%。优选地,步骤(3)中,所述氨水的体积为第四次固液分离所得液体体积的0.1~5%。优选地,步骤(3)中,所述氨水分批加入。在较低温度下加入氨水,可避免氨水挥发损失。
优选地,所述第五次固液分离为过滤,过滤滤孔的孔径大于第四次固液分离中的过滤滤孔的孔径。为了使混合结晶所得固体中的细小颗粒物杂质更易通过滤孔,进一步优选地,第五次固液分离中,所述过滤滤孔的孔径为10~74μm。
为了提高铼酸铵的收率,避免铼酸铵的浪费,优选地,从富铼液中回收铼酸铵的方法还包括以下步骤:采用水对第二次固液分离所得固体进行洗涤,洗涤所得液体为第一洗液。优选地,采用水对第二次固液分离所得固体进行洗涤的次数为3~7次。例如,采用水对第二次固液分离所得固体进行洗涤的次数为4次。优选地,采用水对第四次固液分离所得固体进行洗涤,洗涤所得液体为第二洗液。优选地,采用水对第四次固液分离所得固体进行洗涤的次数为3~7次。例如,采用水对第四次固液分离所得固体进行洗涤的次数为4次。
优选地,将第一洗液、第二洗液、第三次固液分离所得液体、第五次固液分离所得液体按照步骤(1)的方法制备粗铼酸铵;
或者将第一洗液、第二洗液、第三次固液分离所得液体、第五次固液分离所得液体与富铼液混合后按照步骤(1)的方法制备粗铼酸铵。
优选地,所述水溶液为第一洗液、第二洗液、第五次固液分离所得液体中的一种或任意组合;
或者所述水溶液由第一洗液、第二洗液、第五次固液分离所得液体中的一种或任意组合与水混合制成。
优选地,所述干燥在真空条件下进行。优选地,所述干燥在真空干燥箱中进行。
附图说明
图1为本发明中实施例1的高纯铼酸铵的制备方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明的技术方案进行进一步说明。
实施例1
本实施例的高纯铼酸铵的制备方法,如图1所示,具体包括以下步骤:
(1)采用弱碱性阴离子交换树脂从某钼冶炼厂的淋洗液中吸附铼,单柱体积为0.2m3,对吸附铼酸根饱和的离子交换树脂,在25℃条件下,以钾含量不大于0.0011mg/L的去离子水作为洗涤剂,采用顶部进液的方式进行洗涤,控制去离子水流速为0.5BV/h,当去离子水用量为0.6m3时,底部流出液中钾含量低于0.1mg/L,停止洗涤;
(2)以质量分数为5%的氨水作为解吸剂对步骤(1)中洗涤后的离子交换树脂进行解吸附,当解吸剂用量为0.8m3时,铼酸根解吸附完全,收集的富铼液中铼元素的含量为7g/L;采用单效蒸发器将富铼液进行蒸发浓缩,蒸发浓缩过程中控制蒸发量为93%,再进行降温析晶,此时富铼液中有94.5%的铼元素以铼酸铵的形式析出,然后进行过滤,过滤所得固体为粗铼酸铵,粗铼酸铵的纯度为98.5%,钾含量<1ppm;
(3)根据铼酸铵在90℃的溶解度为384.1g,将3841g粗铼酸铵加入到温度为90℃、体积为1.2L的铼酸铵水溶液(铼元素浓度为50.2g/L)中,搅拌至粗铼酸铵中的铼酸铵完全溶解,得到第一混合液;
(4)采用圆筒过滤器,选用1340目(孔径10μm)的超细滤布对第一混合液进行过滤,过滤所得液体为第一滤液,采用温度为90℃的去离子水对过滤所得固体进行洗涤4次,洗涤所用的去离子水的总量为80mL,收集洗涤液,即为第一洗液;第一洗液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程,也可以用于制备步骤(3)中的水溶液;
(5)在80℃和搅拌条件下,将总量为30mL的AR级、质量分数为30%的双氧水分5次加入第一滤液中,加入完毕后,搅拌20min,然后降至室温,降温过程中分批加入总量为20mL的AR级、质量分数为25~28%的氨水,然后在冷餐室中于5℃条件下自然冷却结晶4h以上,得到第一结晶混合液;
(6)采用圆筒过滤器,选择200目(孔径74μm)的滤布对第一结晶混合液进行过滤,得到固体产品和滤液(第一母液);将固体产品进行干燥,得到铼酸铵粗品,质量为3706.6g,纯度在99.9%以上,钾含量<1ppm,由粗铼酸铵制备铼酸铵粗品(包括铼酸铵水溶液中的铼酸铵)的产率为96.5%;第一母液(第一母液中含有一定杂质离子)可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程;
(7)根据铼酸铵在90℃时的溶解度为384.1g,将3706.6g铼酸铵粗品加入到温度为90℃、体积为1.05L的去离子水中,搅拌至铼酸铵粗品中的铼酸铵完全溶解,得到第二混合液;
(8)采用圆筒过滤器,选用1340目(孔径10μm)的超细滤布对第二混合液进行过滤,过滤所得液体为第二滤液,采用温度为90℃的去离子水对过滤所得固体(滤饼)进行洗涤4次(每次洗涤过程中确保去离子水能没过滤饼),洗涤所用的去离子水的总量为80mL,收集洗涤液,即为第二洗液;第二洗液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程,也可以用于制备步骤(3)中的水溶液;
(9)在80℃和搅拌条件下,将总量为10mL的AR级、质量分数为30%的双氧水分2次加入第二滤液中,加入完毕后,搅拌20min,然后降至室温,降温过程中分批加入总量为20mL的AR级、质量分数为25~28%的氨水,然后在冷餐室中于5℃条件下自然冷却结晶4h以上,得到第二结晶混合液;
(10)采用圆筒过滤器,选择200目(孔径74μm)的滤布对第二结晶混合液进行过滤,得到固体产品和滤液(第二母液);将固体产品进行干燥,得到铼酸铵,质量为2854.1g,纯度在99.99%以上,钾含量<5ppm,由铼酸铵粗品制备铼酸铵的产率为77%;第二母液中铼元素的浓度为50.2g/L,第二母液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程,也可以用于制备步骤(3)中的水溶液;
整个过程,单次作业回收率(制备得到的铼酸铵的物质的量与富铼液中铼元素的物质的量的百分比)为70.2%。
本实施例制备的铼酸铵中杂质含量如表1所示;
表1实施例1制备的铼酸铵中杂质含量(ppm)
为了重复利用第二母液中的铼酸铵,提高产品收率,将第二母液替换步骤(3)中的铼酸铵水溶液,可以实现连续生产,制备得到的铼酸铵的产率、纯度、钾含量与实施例1的一致。
实施例2
本实施例的高纯铼酸铵的制备方法,具体包括以下步骤:
(1)采用弱碱性阴离子交换树脂从某铜冶炼厂的淋洗液中吸附铼,单柱体积为1m3,对吸附铼酸根饱和的离子交换树脂,在10℃条件下,以钾含量不大于0.002mg/L的去离子水作为洗涤剂,采用顶部进液的方式进行洗涤,控制去离子水流速为0.2BV/h,当去离子水用量为2.6m3时,底部流出液中钾含量低于0.1mg/L,停止洗涤;
(2)以质量分数为4%的氨水作为解吸剂对步骤(1)中洗涤后的离子交换树脂进行解吸附,当解吸剂用量为4m3时,铼酸根解吸附完全,收集的富铼液中铼元素的含量为3g/L;采用单效蒸发器将富铼液进行蒸发处理,蒸发处理过程中控制蒸发量为85%,再进行降温析晶,此时富铼液中有90.6%的铼元素以铼酸铵的形式析出,然后进行过滤,过滤所得固体为粗铼酸铵,粗铼酸铵的纯度为99.0%,钾含量<1ppm;
(3)将15kg粗铼酸铵加入到温度为95℃、体积为4.0L的铼酸铵水溶液(铼元素浓度为40.7g/L)中,搅拌至粗铼酸铵中的铼酸铵完全溶解,得到第一混合液;
(4)采用圆筒过滤器,选用1340目(孔径10μm)的超细滤布对第一混合液进行过滤,过滤所得液体为第一滤液,采用温度为90℃的去离子水对过滤所得固体进行洗涤4次,洗涤所用的去离子水的总量为0.5L,收集洗涤液,即为第一洗液;第一洗液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程,也可以用于制备步骤(3)中的水溶液;
(5)在70℃和搅拌条件下,将总量为100mL的AR级、质量分数为30%的双氧水分5次加入第一滤液中,加入完毕后,搅拌20min,然后降至室温,降温过程中分批加入总量为60mL的AR级、质量分数为25~28%的氨水,然后在冷餐室中于0℃条件下自然冷却结晶4h以上,得到第一结晶混合液;
(6)采用圆筒过滤器,选择200目(孔径74μm)的滤布对第一结晶混合液进行过滤,得到固体产品和滤液(第一母液);将固体产品进行干燥,得到铼酸铵粗品,质量为14.55kg,纯度在99.9%以上,钾含量<1ppm,由粗铼酸铵制备铼酸铵粗品(包括铼酸铵水溶液中的铼酸铵)的产率为97.0%;第一母液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程;
(7)将14.55kg铼酸铵粗品加入到温度为95℃、体积为4.0L的去离子水中,搅拌至铼酸铵粗品中的铼酸铵完全溶解,得到第二混合液;
(8)采用圆筒过滤器,选用1340目(孔径10μm)的超细滤布对第二混合液进行过滤,过滤所得液体为第二滤液,采用温度为90℃的去离子水对过滤所得固体(滤饼)进行洗涤4次(每次洗涤过程中确保去离子水能没过滤饼),洗涤所用的去离子水的总量为0.4L,收集洗涤液,即为第二洗液;第二洗液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程,也可以用于制备步骤(3)中的水溶液;
(9)在80℃和搅拌条件下,将总量为20mL的AR级、质量分数为30%的双氧水分2次加入第二滤液中,加入完毕后,搅拌20min,然后降至室温,降温过程中分批加入总量为50mL的AR级、质量分数为25~28%的氨水,然后在冷餐室中于0℃条件下自然冷却结晶4h以上,得到第二结晶混合液;
(10)采用圆筒过滤器,选择200目(孔径74μm)的滤布对第二结晶混合液进行过滤,得到固体产品和滤液(第二母液);将固体产品进行干燥,得到铼酸铵,质量为11.71kg,纯度在99.99%以上,钾含量<5ppm,由铼酸铵粗品制备铼酸铵的产率为80.5%;第二母液中铼元素的浓度为40.7g/L,第二母液可以与富铼液混合后进入蒸发处理过程,也可以用于制备步骤(3)中的水溶液;
整个过程,单次作业回收率(制备得到的铼酸铵的物质的量与富铼液中铼元素的物质的量的百分比)为70.7%。
为了重复利用第二母液中的铼酸铵,提高产品收率,将第二母液替换步骤(3)中的铼酸铵水溶液,可以实现连续生产,制备得到的铼酸铵的产率、纯度、钾含量与实施例2的一致。
对比例1
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法与实施例1的高纯铼酸铵的制备方法的区别仅在于,本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(1)中,将去离子水替换为工业用水。
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(2)中,得到的粗铼酸铵的纯度为98.4%,钾含量为37ppm;
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(6)中,得到的铼酸铵粗品的纯度为99.8%,钾含量为102ppm;
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(10)中,得到的铼酸铵的纯度为99.97%,钾含量为265ppm。
本对比例制备的铼酸铵中杂质含量如表2所示;
表2对比例1制备的铼酸铵中杂质含量(ppm)
从本对比例可以看到,采用工业用水对树脂进行洗涤,解吸附后通过蒸发浓缩结晶,得到的粗铼酸铵产品中钾含量为37ppm,高于实施例1中得到的粗铼酸铵产品中的钾含量(<1ppm);另外,在经过两次热溶解-冷却结晶后,最终得到的铼酸铵产品中,钾含量达到265ppm,影响了产品的纯度,并且可以发现,采用热溶解-冷却结晶法提纯铼酸铵的操作中,铼酸铵产品中的钾含量呈现出富集的趋势。
对比例2
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法与实施例1的高纯铼酸铵的制备方法的区别仅在于,本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(1)中,将去离子水替换为自来水。
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(2)中,得到的粗铼酸铵的纯度为97%,钾含量为6ppm;
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(6)中,得到的铼酸铵粗品的纯度为99.6%,钾含量为16ppm;
本对比例的高纯铼酸铵的制备方法的步骤(10)中,得到的铼酸铵的纯度为99.99%,钾含量为42ppm。
从本对比例可以看到,采用自来水对树脂进行洗涤,解吸附后通过蒸发浓缩结晶,得到的粗铼酸铵产品中钾含量为6ppm,高于实施例1中得到的粗铼酸铵产品中的钾含量(<1ppm);另外,在经过两次热溶解-冷却结晶后,最终得到的铼酸铵产品中,钾含量达到42ppm,难以达到铼酸铵质量行业标准(YS/T 894-2018)中优等品和一等品的要求。
Claims (9)
1.一种高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,包括以下步骤:采用水对吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行洗涤以除去钾离子,当洗涤所得洗涤液中钾离子的浓度不高于0.5mg/L时,结束洗涤,再采用氨水对洗涤后的吸附有铼酸根的阴离子交换树脂进行解吸附,得到富铼液,然后从富铼液中回收铼酸铵;所述水为蒸馏水和/或去离子水;
从富铼液中回收铼酸铵的方法包括以下步骤:
(1)将富铼液进行蒸发浓缩,降温析晶,第一次固液分离,得到粗铼酸铵;
(2)将所述粗铼酸铵与温度为T11的水或水溶液混合至粗铼酸铵中的铼酸铵溶解完全,得到第一混合液,然后将第一混合液进行第二次固液分离,再向第二次固液分离所得液体中加入双氧水进行混合反应,然后向混合反应后的体系中加入氨水,再在温度为T12的条件下混合结晶,第三次固液分离,得到铼酸铵粗品;所述水溶液主要由水和铼酸铵组成;所述T11为50~100℃;所述T12为0~30℃;
(3)将所述铼酸铵粗品与温度为T21的水混合至铼酸铵粗品中的铼酸铵溶解完全,得到第二混合液,然后将第二混合液进行第四次固液分离,再向第四次固液分离所得液体中加入双氧水进行混合反应,然后向混合反应后的体系中加入氨水,再在温度为T22的条件下混合结晶,第五次固液分离,干燥,得到铼酸铵;所述T21为50~100℃;所述T22为0~30℃。
2.如权利要求1所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,所述水的流速不高于1BV/h;所述洗涤在0~40℃下进行。
3.如权利要求1所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,步骤(2)中,所述粗铼酸铵的质量不大于铼酸铵在T11温度下在所述水或水溶液中的最大溶解质量的95%。
4.如权利要求1所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,步骤(3)中,所述铼酸铵粗品的质量不大于铼酸铵在T21温度下在所述水中的最大溶解质量的95%。
5.如权利要求1所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,所述第二次固液分离为过滤,过滤滤孔的孔径为1~20μm。
6.如权利要求1所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,步骤(2)中,所述双氧水和氨水的纯度均为分析纯以上;步骤(3)中,所述双氧水和氨水的纯度均为分析纯以上。
7.如权利要求1所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,从富铼液中回收铼酸铵的方法还包括以下步骤:采用水对第二次固液分离所得固体进行洗涤,洗涤所得液体为第一洗液;采用水对第四次固液分离所得固体进行洗涤,洗涤所得液体为第二洗液。
8.如权利要求7所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,将第一洗液、第二洗液、第三次固液分离所得液体、第五次固液分离所得液体按照步骤(1)的方法制备粗铼酸铵;
或者将第一洗液、第二洗液、第三次固液分离所得液体、第五次固液分离所得液体与富铼液混合后按照步骤(1)的方法制备粗铼酸铵。
9.如权利要求7所述的高纯铼酸铵的制备方法,其特征在于,所述水溶液为第一洗液、第二洗液、第五次固液分离所得液体中的一种或任意组合;
或者所述水溶液由第一洗液、第二洗液、第五次固液分离所得液体中的一种或任意组合与水混合制成。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202210945581.0A CN115072789B (zh) | 2022-08-08 | 2022-08-08 | 一种高纯铼酸铵的制备方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202210945581.0A CN115072789B (zh) | 2022-08-08 | 2022-08-08 | 一种高纯铼酸铵的制备方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN115072789A CN115072789A (zh) | 2022-09-20 |
CN115072789B true CN115072789B (zh) | 2024-06-07 |
Family
ID=83244703
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202210945581.0A Active CN115072789B (zh) | 2022-08-08 | 2022-08-08 | 一种高纯铼酸铵的制备方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN115072789B (zh) |
Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FR1302956A (fr) * | 1961-03-03 | 1962-09-07 | Chase Brass & Copper Co | Procédé de production de rhénium de haute pureté, et de ses composés |
GB919528A (en) * | 1960-05-02 | 1963-02-27 | Chase Brass & Copper Co | Process for producing high purity rhenium and its compounds |
GB1245804A (en) * | 1967-11-13 | 1971-09-08 | Kennecott Copper Corp | Improvements in or relating to process for recovering rhenium values from ion exchange materials |
JPS62123021A (ja) * | 1985-11-25 | 1987-06-04 | Nippon Mining Co Ltd | 過レニウム酸アンモニウムの製造方法 |
WO2007092022A1 (en) * | 2006-02-10 | 2007-08-16 | Saint-Gobain Ceramics & Plastics, Inc. | Process for making porous ceramic material |
CN105384195A (zh) * | 2015-12-11 | 2016-03-09 | 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 | 一种从钼冶炼废酸中回收铼的方法 |
CN106148737A (zh) * | 2016-07-06 | 2016-11-23 | 东华理工大学 | 一种从砂岩型铀矿地浸采铀工艺吸附尾液中回收伴生铼资源的方法 |
CN108794104A (zh) * | 2017-04-28 | 2018-11-13 | 唐健发 | 一种钾污水的生态利用方法 |
CN114314672A (zh) * | 2021-12-31 | 2022-04-12 | 湖南元极新材料有限公司 | 一种铼酸铵的纯化方法 |
Family Cites Families (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE102008026910A1 (de) * | 2008-06-05 | 2009-12-10 | H.C. Starck Gmbh | Verfahren zur Herstellung von reinem Ammoniumperrphenat |
-
2022
- 2022-08-08 CN CN202210945581.0A patent/CN115072789B/zh active Active
Patent Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB919528A (en) * | 1960-05-02 | 1963-02-27 | Chase Brass & Copper Co | Process for producing high purity rhenium and its compounds |
FR1302956A (fr) * | 1961-03-03 | 1962-09-07 | Chase Brass & Copper Co | Procédé de production de rhénium de haute pureté, et de ses composés |
GB1245804A (en) * | 1967-11-13 | 1971-09-08 | Kennecott Copper Corp | Improvements in or relating to process for recovering rhenium values from ion exchange materials |
JPS62123021A (ja) * | 1985-11-25 | 1987-06-04 | Nippon Mining Co Ltd | 過レニウム酸アンモニウムの製造方法 |
WO2007092022A1 (en) * | 2006-02-10 | 2007-08-16 | Saint-Gobain Ceramics & Plastics, Inc. | Process for making porous ceramic material |
CN105384195A (zh) * | 2015-12-11 | 2016-03-09 | 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 | 一种从钼冶炼废酸中回收铼的方法 |
CN106148737A (zh) * | 2016-07-06 | 2016-11-23 | 东华理工大学 | 一种从砂岩型铀矿地浸采铀工艺吸附尾液中回收伴生铼资源的方法 |
CN108794104A (zh) * | 2017-04-28 | 2018-11-13 | 唐健发 | 一种钾污水的生态利用方法 |
CN114314672A (zh) * | 2021-12-31 | 2022-04-12 | 湖南元极新材料有限公司 | 一种铼酸铵的纯化方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
明亮.《实验化学 第2版》.2022,121. * |
高纯铼酸铵及高纯铼生产技术研究进展;房孟钊;方准;余珊;赵浩然;万金成;;硫酸工业;20200328(03);全文 * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN115072789A (zh) | 2022-09-20 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN100420761C (zh) | 一种从钼精矿焙烧烟道灰及淋洗液中提取铼的方法 | |
CN104060295B (zh) | 一种铜电解液吸附脱杂净化方法 | |
CN102534214B (zh) | 一种用螯合树脂从拜耳母液中回收镓的新方法 | |
CN110885098A (zh) | 一种高铼酸铵提纯方法 | |
CN108622938B (zh) | 一种从含钼溶液中制备二钼酸铵的方法 | |
CN114933288B (zh) | 一种高纯磷酸二氢钾及其制备方法 | |
JP5636142B2 (ja) | 高純度パラタングステン酸アンモニウムの製造方法 | |
US3558268A (en) | Process for recovering rhenium values from ion exchange materials | |
CN111392778B (zh) | 一种高铼酸铵溶液深度净化除钾的方法 | |
CN105366722A (zh) | 常温萃取法生产高纯五氧化二钒 | |
CN114959311A (zh) | 一种从高铜钼精矿中综合回收稀贵金属的方法 | |
CN113443639B (zh) | 一种电子级氢氧化钾的制备工艺 | |
CN112678871B (zh) | 一种超高纯仲钨酸铵的制备方法 | |
CN111362308B (zh) | 一种高铼酸铵溶液深度净化除铅的方法 | |
CN110983070B (zh) | 一种铜电解液脱铜后液制备精制硫酸镍的方法 | |
CN115072789B (zh) | 一种高纯铼酸铵的制备方法 | |
CN111204726B (zh) | 由锂磷铝石制备磷酸锂的方法 | |
CN102633293B (zh) | 一种多级循环免蒸发硫酸铜精制方法 | |
CN109881010B (zh) | 钴粉前驱体碳酸钴制备过程中的碳酸钴母液的处理方法 | |
US4279869A (en) | Process for recovering concentrated, purified tungsten values from brine | |
CN113355523B (zh) | 球形碳酸钴制备过程中的碳酸钴母液的处理方法 | |
CN113800566B (zh) | 一种从粗制钼酸制备钼酸铵的方法 | |
CN118421965A (zh) | 卤水提铷的方法 | |
CN116443831B (zh) | 一种从盐湖生产锂盐的方法 | |
CN114350961B (zh) | 一种含铵废水和提钒残渣资源化利用的方法 |
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 |