專利名稱：從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法
技術領域：
本發明涉及從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法。
背景技術：
目前尚無從氧化鎳礦中獲得稀土元素的有效方法。
發明內容
本發明旨在至少解決現有技術中存在的技術問題之一。為此，本發明的一個目的在于提出一種具有能夠有效地從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法。根據本發明實施例的從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法，包括下列步驟將所述氧 化鎳礦與濃硫酸進行混合，以便獲得第一混合物；將所述第一混合物進行熟化，以便獲得經過熟化的氧化鎳礦；將所述經過熟化的氧化鎳礦進行焙燒，以便獲得經過焙燒的氧化鎳礦；以及將所述經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。利用根據本發明實施例的從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法能夠有效地從氧化鎳礦中浸出稀土元素，從而可以回收稀土元素。本發明的附加方面和優點將在下面的描述中部分給出，部分將從下面的描述中變得明顯，或通過本發明的實踐了解到。
本發明的上述和/或附加的方面和優點從結合下面附圖對實施例的描述中將變得明顯和容易理解，其中圖I是根據本發明一個實施例的從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法的流程示意圖。
具體實施例方式下面詳細描述本發明的實施例，所述實施例的示例在附圖中示出，其中自始至終相同或類似的標號表示相同或類似的元件或具有相同或類似功能的元件。下面通過參考附圖描述的實施例是示例性的，僅用于解釋本發明，而不能理解為對本發明的限制。根據本發明的一個方面，本發明提出了一種從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法。根據本發明的實施例，參考圖1，該方法包括下列步驟首先，將所述氧化鎳礦與濃硫酸進行混合，以便獲得第一混合物，即固液混合物，并將所述第一混合物進行熟化，以便獲得經過熟化的氧化鎳礦。根據本發明的一些實施例，可以用于本發明的氧化鎳礦的類型不受特別限制，只要其含有稀土元素即可。根據本發明的實施例，可以采用的氧化鎳礦主要包含低含量的稀土(RE)、鎳(Ni)以及其它元素如鋁(Al)及鐵(Fe)等的氧化物，根據具體的示例，氧化鎳礦為含稀土紅土鎳礦，該含稀土紅土鎳礦主要包含微量的約(O. 001-0. 9)%RE、約(O. 1-4. 0)%Ni、約(O. 2-20)%A1 和約(10-60)%Fe以及其它元素例如Co、Si、Mg、Ca、Cr、Mn。發明人驚奇地發現，本發明的方法特別適于上述含稀土紅土鎳礦的水浸獲得稀土元素。根據本發明的一些實施例，可以采用本發明的方法回收的稀土元素的類型不受特別限制。根據本發明的一個實施例，所述稀土元素為選自指鑭(La)、鈰(Ce)、鐠(Pr)、釹(Nd)、钷(Pm)、釤(Sm)、銪(Eu)、釓(Gd)、鋱(Tb)、鏑(Dy)、欽(Ho)、鉺(Er)、錢(Tm)、鐿(Yb)、镥(Lu)以及鈧(Sc)和釔(Y)的至少一種。由此，可以有效地從氧化鎳礦中回收這些稀土元素。根據本發明的一個實施例，所述稀土元素的總含量為O. 001-0. 9重量％。由此，可以進一步有效地從氧化鎳礦中浸出稀土元素。根據本發明的一個實施例，所述氧化鎳礦與所述濃硫酸的重量比例為I :0. 3 O. 9。由此，可以提高熟化的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，所述氧化鎳礦與所述濃硫酸的重量比例為I :0. 4 O. 6。由此，可以進一步提高利用濃硫酸進行熟化處理的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，在40 180攝氏度下進行所述熟化I 8小時。由此，可以進一步提高利用濃硫酸進行熟化處理的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，所述熟化是在60 150攝氏度下進行的。由此，可以進一步提高利用濃硫酸進行熟化處理的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的實施例，維持含稀土氧化鎳礦混合硫酸后的熟化溫度的方法不受特別限制，可以通過利用混合硫酸過程中釋放的熱量來維持溫度；或者將第一混合物放置在
保溫的容器中，采取外加熱的方式來維持熟化溫度，其中加熱方式可以為電加熱方式或利用焙燒生成的高溫煙氣進行加熱。接下來，將所述經過熟化的氧化鎳礦進行焙燒，以便獲得經過焙燒的氧化鎳礦。根據本發明的實施例，可以進行焙燒處理的條件并不受特別限制，只要能夠將稀土元素轉化為可以水浸的化合物例如氧化物即可。根據本發明的一個實施例，在180 750攝氏度下進行所述焙燒I 8小時。由此，可以提高焙燒的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，在200 700攝氏度下進行所述焙燒I 4小時。由此，可以進一步提高焙燒的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，在對所述經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理之前，對所述經過焙燒的氧化鎳礦進行冷卻處理，使得所述經過焙燒的氧化鎳礦的溫度為200 300攝氏度。由此，可以進一步提聞水浸處理的效率，從而可以進一步提聞從氧化鎮礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，所述的熟化和焙燒過程可以在間斷靜態生產的馬弗爐、可連續生產的回轉窯或隧道窯等爐窯中進行。根據本發明的一個實施例，進一步包括將焙燒產出的煙氣經堿液吸收后排放，以及將經過焙燒的含稀土氧化鎳礦降溫至200-300°C后加水攪拌浸出稀土，再經過濾或虹吸將含稀土浸出液與未溶解的浸出渣固液分離。其中，根據本發明的實施例，可以采用的堿液為Na0H、Na2C03、Ca0或者氨水。根據本發明的一個實施例，所述焙燒為加酸焙燒。由此，可以進一步提高焙燒的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的一個實施例，采用硫酸進行所述加酸焙燒。由此，可以進一步提高焙燒的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率，并且能夠降低對設備材料的腐蝕。最后，將所述經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。根據本發明的一個實施例，所述經過焙燒的氧化鎳礦與水的比例為I :3
10。由此，可以進一步提高浸出的效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦中浸出稀土元素的效率。根據本發明的實施例，在對所述經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理之前，對所述經過焙燒的氧化浸出鎳礦進行冷卻處理，使得所述經過焙燒的氧化浸出礦的溫度為200 300攝氏度。根據本發明的一個實施例，進一步包括通過過濾或者虹吸將所述含有稀土元素的浸出液與所述浸出渣分離。根據本發明的一個實施例，在20 90攝氏度下進行所述分離。由此，可以進一步提高分離效率，從而可以進一步提高從氧化鎳礦浸出稀土元素的效率。根據本發明的實施例，可以向浸出液與浸出渣的混合物中加入絮凝劑，再進行所述的固液分離。由此，可以進一步提高分離的效率。根據本發明的實施例，用于進行水浸處理的方式不受特別限制。根據本發明的一個實施例，水浸處理可以采用單槽浸出，也可采用共流或逆流連續浸出。并且根據本發明的一個實施例，可以對浸出渣進行水洗，并將洗滌液與浸出液進行混合，從而提高稀土元素的回收效率。下面將結合實施例對本發明的方案進行解釋。本領域技術人員將會理解，下面的實施例僅用于說明本發明，而不應視為限定本發明的范圍。實施例中未注明具體技術或條件的，按照本領域內的文獻所描述的技術或條件或者按照產品說明書進行。所用試劑或儀器未注明生產廠商者，均為可以通過市購獲得的常規產品。 實施例I:本實施例所采用的含稀土氧化鎳礦，其主要成分如下表I所示表I
單位 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，在該氧化鎳礦中，主要雜質鐵的含量遠遠高于稀土元素含量，Fe的含量是稀土 Sc的13745倍，是稀土 Y的31798倍。首先，取200g上述氧化鎳礦與90g濃度為98%的濃硫酸混合并攪拌均勻，以便獲得混合物，即氧化鎳礦與濃硫酸的重量比例為I :0. 45。接著，將上述混合物置于180°C恒溫箱中進行熟化4小時后取出，置于馬弗爐中，于650°C下進行焙燒4小時。然后，取出經過焙燒的氧化鎳礦，冷卻至200°C，并取200g經過焙燒的氧化鎳礦，向其中加入1400mL水，并于60°C下攪拌，進行水浸處理4小時，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，對上述獲得的浸出液進行分析檢測。由結果可知，浸出液的pH為O. 59，其主要成分如下表2所示表2
單位 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，計算得出Fe浸出率為2.0%、Ni浸出率為100%、Sc浸出率為100%、Y浸出率為99. 6%。由此可知，有價稀土元素Sc和Y大部分轉移到浸出液中，得到了有效浸出，有價元素Ni的浸出率也很高，而主要雜質Fe只有少量轉移到浸出液中。實施例2:取200g實施例I所述的含稀土氧化鎳礦，與120g濃度為98%的濃硫酸混合并攪拌均勻，以便獲得混合物，即氧化鎳礦與濃硫酸的重量比例為I :0. 6。將上述混合物置于180°C恒溫箱中進行熟化4小時后取出，置于馬弗爐中，于650°C下進行焙燒4小時。然后，取出經過焙燒的氧化鎳礦，冷卻至200°C，并取200g經過焙燒的氧化鎳礦，向其中加入1400mL水，并于60°C下攪拌，進行水浸處理4小時，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，對上述獲得的浸出液進行分析檢測。由結果可知，浸出液的pH為O. 67，其主要成分如下表3所示
表3
單位 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，計算得出Fe浸出率為10. 4%、Ni浸出率為100%、Sc浸出率為100%。由此可知，有價稀土元素Sc大部分轉移到浸出液中，得到了有效浸出，有價元素Ni的浸出率也很高，而主要雜質Fe只有少量轉移到浸出液中。對比實施例I可知，本實施例獲得的浸出液中雜質Fe的濃度比實施例I獲得的浸出液高，這可能是因為本實施例中氧化鎳礦與濃硫酸的重量比例較高。實施例3:取200g實施例I所述的含稀土氧化鎳礦，與120g濃度為98%的濃硫酸混合并攪拌均勻，以便獲得混合物，即氧化鎳礦與濃硫酸的重量比例為I :0. 6。將上述混合物置于180°C恒溫箱中進行熟化4小時后取出，置于馬弗爐中，于680°C下進行焙燒4小時。然后，取出經過焙燒的氧化鎳礦，冷卻至200°C，并取200g經過焙燒的氧化鎳礦，向其中加入1400mL水，并于60°C下攪拌，進行水浸處理4小時，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，對上述獲得的浸出液進行分析檢測。由結果可知，浸出液的pH為O. 87，其主要成分如下表4所示表4
單位 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，計算得出Fe浸出率為O. 28%、Ni浸出率為84. 5%、Sc浸出率為95. 2%。由此可知，有價稀土元素Sc大部分轉移到浸出液中，得到了有效浸出，有價元素Ni的浸出率也很高，而主要雜質Fe只有少量轉移到浸出液中。對比實施例2可知，本實施例獲得的浸出液中雜質Fe與Al的濃度比實施例2獲得的浸出液低，這可能與本實施例中的焙燒溫度較高有關。對比例I:取200g實施例I所述的含稀土氧化鎳礦，與45g濃度為98%的濃硫酸混合并攪拌均勻，以便獲得混合物，即氧化鎳礦與濃硫酸的重量比例為I :0. 225。將上述混合物置于180°C恒溫箱中進行熟化4小時后取出，置于馬弗爐中，于650°C下進行焙燒4小時。然后，取出經過焙燒的氧化鎳礦，冷卻至200°C，并取200g經過焙燒的氧化鎳礦，向其中加入1400mL水，并于60°C下攪拌，進行水浸處理4小時，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。然后，對上述獲得的浸出液進行分析檢測。由結果可知，浸出液的pH為O. 57，其主 要成分如下表5所示表權利要求
1.一種從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法，所述氧化鎳礦含有稀土元素，其特征在于，所述方法包括下列步驟 將所述氧化鎳礦與濃硫酸進行混合，以便獲得第一混合物； 將所述第一混合物進行熟化，以便獲得經過熟化的氧化鎳礦； 將所述經過熟化的氧化鎳礦進行焙燒，以便獲得經過焙燒的氧化鎳礦；以及 將所述經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。
2.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，所述稀土元素為選自指鑭(La)、鈰(Ce)、鐠(Pr)、釹(Nd)、钷(Pm)、釤(Sm)、銪(Eu)、釓(Gd)、鋱(Tb)、鏑(Dy)、欽(Ho)、鉺(Er)、銩(Tm)、鐿(Yb)、镥(Lu)以及鈧(Sc)和釔(Y)的至少一種。
3.根據權利要求2所述的方法，其特征在于，所述稀土元素的總含量為O.001-0. 9重量％。
4.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，所述氧化鎳礦與所述濃硫酸的重量比例為 I :0· 3 O. 9。
5.根據權利要求4所述的方法，其特征在于，所述氧化鎳礦與所述濃硫酸的重量比例為 I :0· 4 O. 6。
6.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，在40 180攝氏度下進行所述熟化I 8小時。
7.根據權利要求6所述的方法，其特征在于，所述熟化是在60 150攝氏度下進行的。
8.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，在180 750攝氏度下進行所述焙燒I 8小時。
9.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，在200 700攝氏度下進行所述焙燒I 4小時。
10.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，在對所述經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理之前，對所述經過焙燒的氧化鎳礦進行冷卻處理，使得所述經過焙燒的氧化鎳礦的溫度為200 300攝氏度。
11.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，進一步包括通過過濾或者虹吸將所述含有稀土元素的浸出液與所述浸出渣分離。
12.根據權利要求11所述的方法，其特征在于，在20 90攝氏度下進行所述分離。
13.根據權利要求I所述的方法，其特征在于，所述經過焙燒的氧化鎳礦與水的比例為I 3 10。
全文摘要
本發明提出了從氧化鎳礦浸出稀土元素的方法，包括下列步驟將氧化鎳礦與濃硫酸進行混合，以便獲得第一混合物；將第一混合物進行熟化，以便獲得經過熟化的氧化鎳礦；將經過熟化的氧化鎳礦進行焙燒，以便獲得經過焙燒的氧化鎳礦；以及將經過焙燒的氧化鎳礦進行水浸處理，以便獲得含有稀土元素的浸出液以及浸出渣。該方法能夠有效地從氧化鎳礦中浸出稀土元素。
文檔編號C22B59/00GK102864319SQ201210376719
公開日2013年1月9日 申請日期2012年9月29日 優先權日2011年10月8日
發明者王瑋瑋, 呂東, 徐月和, 覃波, 周文龍, 李少華, 曾天元, 王魁珽 申請人:中國恩菲工程技術有限公司