专利名称：从氧化镍矿浸出稀土元素的方法
技术领域：
本发明涉及从氧化镍矿浸出稀土元素的方法。
背景技术：
目前尚无从氧化镍矿中获得稀土元素的有效方法。
发明内容
本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种具有能够有效地从氧化镍矿浸出稀土元素的方法。根据本发明实施例的从氧化镍矿浸出稀土元素的方法，包括下列步骤将所述氧 化镍矿与浓硫酸进行混合，以便获得第一混合物；将所述第一混合物进行熟化，以便获得经过熟化的氧化镍矿；将所述经过熟化的氧化镍矿进行焙烧，以便获得经过焙烧的氧化镍矿；以及将所述经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。利用根据本发明实施例的从氧化镍矿浸出稀土元素的方法能够有效地从氧化镍矿中浸出稀土元素，从而可以回收稀土元素。本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中图I是根据本发明一个实施例的从氧化镍矿浸出稀土元素的方法的流程示意图。
具体实施例方式下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。根据本发明的一个方面，本发明提出了一种从氧化镍矿浸出稀土元素的方法。根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括下列步骤首先，将所述氧化镍矿与浓硫酸进行混合，以便获得第一混合物，即固液混合物，并将所述第一混合物进行熟化，以便获得经过熟化的氧化镍矿。根据本发明的一些实施例，可以用于本发明的氧化镍矿的类型不受特别限制，只要其含有稀土元素即可。根据本发明的实施例，可以采用的氧化镍矿主要包含低含量的稀土(RE)、镍(Ni)以及其它元素如铝(Al)及铁(Fe)等的氧化物，根据具体的示例，氧化镍矿为含稀土红土镍矿，该含稀土红土镍矿主要包含微量的约(O. 001-0. 9)%RE、约(O. 1-4. 0)%Ni、约(O. 2-20)%A1 和约(10-60)%Fe以及其它元素例如Co、Si、Mg、Ca、Cr、Mn。发明人惊奇地发现，本发明的方法特别适于上述含稀土红土镍矿的水浸获得稀土元素。根据本发明的一些实施例，可以采用本发明的方法回收的稀土元素的类型不受特别限制。根据本发明的一个实施例，所述稀土元素为选自指镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钦(Ho)、铒(Er)、钱(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)以及钪(Sc)和钇(Y)的至少一种。由此，可以有效地从氧化镍矿中回收这些稀土元素。根据本发明的一个实施例，所述稀土元素的总含量为O. 001-0. 9重量％。由此，可以进一步有效地从氧化镍矿中浸出稀土元素。根据本发明的一个实施例，所述氧化镍矿与所述浓硫酸的重量比例为I :0. 3 O. 9。由此，可以提高熟化的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，所述氧化镍矿与所述浓硫酸的重量比例为I :0. 4 O. 6。由此，可以进一步提高利用浓硫酸进行熟化处理的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，在40 180摄氏度下进行所述熟化I 8小时。由此，可以进一步提高利用浓硫酸进行熟化处理的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，所述熟化是在60 150摄氏度下进行的。由此，可以进一步提高利用浓硫酸进行熟化处理的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的实施例，维持含稀土氧化镍矿混合硫酸后的熟化温度的方法不受特别限制，可以通过利用混合硫酸过程中释放的热量来维持温度；或者将第一混合物放置在
保温的容器中，采取外加热的方式来维持熟化温度，其中加热方式可以为电加热方式或利用焙烧生成的高温烟气进行加热。接下来，将所述经过熟化的氧化镍矿进行焙烧，以便获得经过焙烧的氧化镍矿。根据本发明的实施例，可以进行焙烧处理的条件并不受特别限制，只要能够将稀土元素转化为可以水浸的化合物例如氧化物即可。根据本发明的一个实施例，在180 750摄氏度下进行所述焙烧I 8小时。由此，可以提高焙烧的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，在200 700摄氏度下进行所述焙烧I 4小时。由此，可以进一步提高焙烧的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，在对所述经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理之前，对所述经过焙烧的氧化镍矿进行冷却处理，使得所述经过焙烧的氧化镍矿的温度为200 300摄氏度。由此，可以进一步提闻水浸处理的效率，从而可以进一步提闻从氧化镇矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，所述的熟化和焙烧过程可以在间断静态生产的马弗炉、可连续生产的回转窑或隧道窑等炉窑中进行。根据本发明的一个实施例，进一步包括将焙烧产出的烟气经碱液吸收后排放，以及将经过焙烧的含稀土氧化镍矿降温至200-300°C后加水搅拌浸出稀土，再经过滤或虹吸将含稀土浸出液与未溶解的浸出渣固液分离。其中，根据本发明的实施例，可以采用的碱液为Na0H、Na2C03、Ca0或者氨水。根据本发明的一个实施例，所述焙烧为加酸焙烧。由此，可以进一步提高焙烧的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的一个实施例，采用硫酸进行所述加酸焙烧。由此，可以进一步提高焙烧的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率，并且能够降低对设备材料的腐蚀。最后，将所述经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。根据本发明的一个实施例，所述经过焙烧的氧化镍矿与水的比例为I :3
10。由此，可以进一步提高浸出的效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿中浸出稀土元素的效率。根据本发明的实施例，在对所述经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理之前，对所述经过焙烧的氧化浸出镍矿进行冷却处理，使得所述经过焙烧的氧化浸出矿的温度为200 300摄氏度。根据本发明的一个实施例，进一步包括通过过滤或者虹吸将所述含有稀土元素的浸出液与所述浸出渣分离。根据本发明的一个实施例，在20 90摄氏度下进行所述分离。由此，可以进一步提高分离效率，从而可以进一步提高从氧化镍矿浸出稀土元素的效率。根据本发明的实施例，可以向浸出液与浸出渣的混合物中加入絮凝剂，再进行所述的固液分离。由此，可以进一步提高分离的效率。根据本发明的实施例，用于进行水浸处理的方式不受特别限制。根据本发明的一个实施例，水浸处理可以采用单槽浸出，也可采用共流或逆流连续浸出。并且根据本发明的一个实施例，可以对浸出渣进行水洗，并将洗涤液与浸出液进行混合，从而提高稀土元素的回收效率。下面将结合实施例对本发明的方案进行解释。本领域技术人员将会理解，下面的实施例仅用于说明本发明，而不应视为限定本发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件的，按照本领域内的文献所描述的技术或条件或者按照产品说明书进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规产品。 实施例I:本实施例所采用的含稀土氧化镍矿，其主要成分如下表I所示表I
单位 Γ~% 1-% 1-% Γ~% 1-% 1-% 1-% 1-%
元素AlNiCaMgMnScY
含量 42.61 Γ08 1708 0TT3 ΙΤθ 0 66 0.0031 0.00134其中，在该氧化镍矿中，主要杂质铁的含量远远高于稀土元素含量，Fe的含量是稀土 Sc的13745倍，是稀土 Y的31798倍。首先，取200g上述氧化镍矿与90g浓度为98%的浓硫酸混合并搅拌均匀，以便获得混合物，即氧化镍矿与浓硫酸的重量比例为I :0. 45。接着，将上述混合物置于180°C恒温箱中进行熟化4小时后取出，置于马弗炉中，于650°C下进行焙烧4小时。然后，取出经过焙烧的氧化镍矿，冷却至200°C，并取200g经过焙烧的氧化镍矿，向其中加入1400mL水，并于60°C下搅拌，进行水浸处理4小时，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，对上述获得的浸出液进行分析检测。由结果可知，浸出液的pH为O. 59，其主要成分如下表2所示表2
单位 g/L g/Lg/Lg/L g/Lg/Lmg/L mg/L
元素 FeAlNiCaMgMnSc
含量 7 2 47 1744 oTTi 1773 1702 δΤΤδ 2Γ23
基于表I和表2，计算得出Fe浸出率为2.0%、Ni浸出率为100%、Sc浸出率为100%、Y浸出率为99. 6%。由此可知，有价稀土元素Sc和Y大部分转移到浸出液中，得到了有效浸出，有价元素Ni的浸出率也很高，而主要杂质Fe只有少量转移到浸出液中。实施例2:取200g实施例I所述的含稀土氧化镍矿，与120g浓度为98%的浓硫酸混合并搅拌均匀，以便获得混合物，即氧化镍矿与浓硫酸的重量比例为I :0. 6。将上述混合物置于180°C恒温箱中进行熟化4小时后取出，置于马弗炉中，于650°C下进行焙烧4小时。然后，取出经过焙烧的氧化镍矿，冷却至200°C，并取200g经过焙烧的氧化镍矿，向其中加入1400mL水，并于60°C下搅拌，进行水浸处理4小时，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，对上述获得的浸出液进行分析检测。由结果可知，浸出液的pH为O. 67，其主要成分如下表3所示
表3
单位 g/L g/Lg/Lg/Lg/Lg/Lmg/L
元素 Fe AlNiCaMgMnSc
含量 5 59 2 44 1738 0ΤΤ2 1736 08 δΓθ4~基于表I和表3，计算得出Fe浸出率为10. 4%、Ni浸出率为100%、Sc浸出率为100%。由此可知，有价稀土元素Sc大部分转移到浸出液中，得到了有效浸出，有价元素Ni的浸出率也很高，而主要杂质Fe只有少量转移到浸出液中。对比实施例I可知，本实施例获得的浸出液中杂质Fe的浓度比实施例I获得的浸出液高，这可能是因为本实施例中氧化镍矿与浓硫酸的重量比例较高。实施例3:取200g实施例I所述的含稀土氧化镍矿，与120g浓度为98%的浓硫酸混合并搅拌均匀，以便获得混合物，即氧化镍矿与浓硫酸的重量比例为I :0. 6。将上述混合物置于180°C恒温箱中进行熟化4小时后取出，置于马弗炉中，于680°C下进行焙烧4小时。然后，取出经过焙烧的氧化镍矿，冷却至200°C，并取200g经过焙烧的氧化镍矿，向其中加入1400mL水，并于60°C下搅拌，进行水浸处理4小时，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，对上述获得的浸出液进行分析检测。由结果可知，浸出液的pH为O. 87，其主要成分如下表4所示表4
单位 g/L g/Lg/Lg/Lg/Lg/Lmg/L
元素 Fe AlNiCaMgMnSc
含量 αΤδ 048 1736 αΤδ ITio Os 4Γ92~基于表I和表4，计算得出Fe浸出率为O. 28%、Ni浸出率为84. 5%、Sc浸出率为95. 2%。由此可知，有价稀土元素Sc大部分转移到浸出液中，得到了有效浸出，有价元素Ni的浸出率也很高，而主要杂质Fe只有少量转移到浸出液中。对比实施例2可知，本实施例获得的浸出液中杂质Fe与Al的浓度比实施例2获得的浸出液低，这可能与本实施例中的焙烧温度较高有关。对比例I:取200g实施例I所述的含稀土氧化镍矿，与45g浓度为98%的浓硫酸混合并搅拌均匀，以便获得混合物，即氧化镍矿与浓硫酸的重量比例为I :0. 225。将上述混合物置于180°C恒温箱中进行熟化4小时后取出，置于马弗炉中，于650°C下进行焙烧4小时。然后，取出经过焙烧的氧化镍矿，冷却至200°C，并取200g经过焙烧的氧化镍矿，向其中加入1400mL水，并于60°C下搅拌，进行水浸处理4小时，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，对上述获得的浸出液进行分析检测。由结果可知，浸出液的pH为O. 57，其主 要成分如下表5所示表权利要求
1.一种从氧化镍矿浸出稀土元素的方法，所述氧化镍矿含有稀土元素，其特征在于，所述方法包括下列步骤 将所述氧化镍矿与浓硫酸进行混合，以便获得第一混合物； 将所述第一混合物进行熟化，以便获得经过熟化的氧化镍矿； 将所述经过熟化的氧化镍矿进行焙烧，以便获得经过焙烧的氧化镍矿；以及 将所述经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。
2.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述稀土元素为选自指镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钦(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)以及钪(Sc)和钇(Y)的至少一种。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述稀土元素的总含量为O.001-0. 9重量％。
4.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述氧化镍矿与所述浓硫酸的重量比例为 I :0· 3 O. 9。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述氧化镍矿与所述浓硫酸的重量比例为 I :0· 4 O. 6。
6.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，在40 180摄氏度下进行所述熟化I 8小时。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述熟化是在60 150摄氏度下进行的。
8.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，在180 750摄氏度下进行所述焙烧I 8小时。
9.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，在200 700摄氏度下进行所述焙烧I 4小时。
10.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，在对所述经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理之前，对所述经过焙烧的氧化镍矿进行冷却处理，使得所述经过焙烧的氧化镍矿的温度为200 300摄氏度。
11.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，进一步包括通过过滤或者虹吸将所述含有稀土元素的浸出液与所述浸出渣分离。
12.根据权利要求11所述的方法，其特征在于，在20 90摄氏度下进行所述分离。
13.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述经过焙烧的氧化镍矿与水的比例为I 3 10。
全文摘要
本发明提出了从氧化镍矿浸出稀土元素的方法，包括下列步骤将氧化镍矿与浓硫酸进行混合，以便获得第一混合物；将第一混合物进行熟化，以便获得经过熟化的氧化镍矿；将经过熟化的氧化镍矿进行焙烧，以便获得经过焙烧的氧化镍矿；以及将经过焙烧的氧化镍矿进行水浸处理，以便获得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。该方法能够有效地从氧化镍矿中浸出稀土元素。
文档编号C22B59/00GK102864319SQ201210376719
公开日2013年1月9日 申请日期2012年9月29日 优先权日2011年10月8日
发明者王玮玮, 吕东, 徐月和, 覃波, 周文龙, 李少华, 曾天元, 王魁珽 申请人:中国恩菲工程技术有限公司