从红土镍矿中分离镍和钴的方法与流程

1.本发明涉及冶金领域，具体涉及一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法。

背景技术：

2.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、湿法和火法-湿法联合生产工艺。火法工艺包括回转窑-电炉还原熔炼工艺(rkef)、竖炉电炉还原熔炼工艺(nst)、大江山冶炼工艺以及尚未工业化的转底炉工艺。湿法工艺有预还原-铵浸、常压酸浸、高压酸浸等。如cn108486369a公开了一种在红土镍矿中分离提取镍、钴、镁和铁的处理方法，其方法包括：将红土镍矿粉磨，微波加热。加入硫酸制成红土镍矿浸出液。通入氧气，加压升温，通过调节ph为2-3二次分离铁。浸出液加入p204萃取出其他微量金属，得到只含镍，钴，镁的水溶液。调节ph二次分离镁。浸出液加入p507和二甲基十四烷基胺，萃取出钴。镍以硫酸镍形式电积生产电镍。用高浓度硫酸溶液反萃钴，电积生产电解钴。电积镍、钴的过程中会析出氧气且再生硫酸，回收氧气和硫酸循环利用。对红土镍矿中含量较多的金属都进行了提取，循环过程减少氧气和硫酸用量，充分回收金属的同时减少了废液对环境的重金属。

3.cn106591579a公开了一种从红土镍矿中选择性提取镍、钴和铁的方法，包括：将红土镍矿粉碎后加入氟化钠和水并充分混合从而得到混合料；将浓硫酸喷入该混合料中并在自热状态下进行活化处理制得活化料；对该活化料进行常压水浸制得浸出矿浆；对浸出矿浆进行浓密分离得到浸出液和浸出渣；对浸出渣进行洗涤得到铁渣；采用氧化镁对浸出液进行中和沉镍钴处理从而得到中和后分离液及镍钴的氢氧化物；对中和后分离液依次进行沉淀脱氟和蒸发结晶从而回收硫酸镁。本发明可以在无需外部加热、加压的温和条件下实现镍、钴的高效选择性浸出，浸出率均可达90％以上，而铁的浸出率低至1％以下，因此本发明很好地实现了红土镍矿中镍、钴和铁的高效选择分离。

4.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，一般采用溶剂萃取工艺进行处理，将镍钴高效率提取回收并得到纯镍、钴化合物产品。火法-湿法联合工艺如还原焙烧-氨浸工艺、氯化焙烧-浸出工艺等对于贫镍红土矿中镍钴的提取具有较大应用前景。

5.上述所述从红土镍矿中提取镍钴的生产技术均存在操作复杂、资源利用率低、投资成本高、环保压力大等问题，为了满足国内环保经济的发展需求，开发一种适用范围宽、资源回收率高、成本低、对环境友好的镍钴提取技术十分迫切。

技术实现要素：

6.鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种从红土镍矿中分离镍和

钴的方法，该方法通过采用转底炉直接还原工艺得到镍铁合金，去除脉石杂质后采用湿法工艺制备电池级硫酸镍、硫酸钴溶液。其中，所述湿法工艺使用一种新型羧酸类萃取剂将镍钴进行同步回收，直接得到电池级硫酸镍、硫酸钴溶液，且出口水相中镍、钴金属离子浓度满足直排要求，所述方法工艺流程短，操作简便，工艺运行稳定，对环境友好，具有良好的经济效益。

7.为达此目的，本发明采用以下技术方案：

8.本发明提供了一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法，所述方法包括如下步骤：

9.(1)对红土镍矿依次进行焙烧和浸出，之后经固液分离得到浸出液；

10.(2)对步骤(1)得到的所述浸出液依次进行第一萃取和第二萃取，得到第二有机相和ph值为5-7.5的第二水相；

11.(3)对步骤(2)得到的所述第二有机相依次经洗涤和反萃，得到含镍和钴的溶液；

12.其中，步骤(2)所述第二萃取中使用的萃取剂ii为羧酸类萃取剂；所述羧酸类萃取剂结构通式如下：

[0013][0014]

其中，10≤m+n≤22，-c

nh2n+1

以及-c

mh2m+1

分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基。

[0015]

通过本发明提供的方法，将红土镍矿中的金属有效还原浸出，并从浸出液中同步、高效地将镍钴提取，得到硫酸镍和硫酸钴溶液，达到电池级要求，操作简单，工艺运行稳定，降低了分别回收镍、钴的分离成本及杂质金属离子的提取净化成本。同时，羧酸类萃取剂对镍钴提取率高，水溶性低，对环境友好，有机相可循环利用。

[0016]

本发明中，第二萃取中的萃取目标为第一萃取结束后得到的水相，步骤(2)中第二萃取得到的第二水相的ph值为5-7.5，例如可以是5、5.2、5.4、5.6、5.8、6、6.2、6.4、6.6、6.8、7或7.5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。

[0017]

本发明中，所述第一萃取和第二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。所述第一萃取和第二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。

[0018]

作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述焙烧为还原焙烧。

[0019]

优选地，步骤(1)所述焙烧中所用的还原剂包括褐煤、无烟煤或烟煤中的1种或至少2种组合，例如可以是褐煤和无烟煤的组合或无烟煤和烟煤的组合等，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。

[0020]

优选地，步骤(1)所述焙烧中还原剂的添加量为原矿质量的6-10％，例如可以是6％、7％、8％、9％或10％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。

[0021]

优选地，步骤(1)所述焙烧的温度为700-1000℃，例如可以700℃、750℃、800℃、850℃、900℃、950℃或1000℃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。

[0022]

优选地，步骤(1)所述焙烧的时间为40-60min，例如可以是40min、42min、45min、48min、50min、55min或60min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。

[0023]

本发明中，红土镍矿焙烧还原前经破碎处理为粉料(粒度≤74μm)，焙烧后的粉料中的镍、钴主要以金属态形式存在，铁大部分以fe3o4形式存在。

[0024]

作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述浸出在氧化气氛下进行。

[0025]

本发明中，所述氧化气氛可以是氧气、氯气或臭氧等氧化氛围。

[0026]

优选地，步骤(1)所述浸出中的浸出介质包括碳酸铵-氨溶液。

[0027]

优选地，所述碳酸铵-氨溶液中的n元素以nh3计的质量浓度为70-100g/l，例如可以是70g/l、75g/l、80g/l、85g/l、90g/l、95g/l或100g/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。

[0028]

优选地，所述碳酸铵-氨溶液中的c元素以co2计的质量浓度为40-70g/l，例如可以是40g/l、45g/l、50g/l、55g/l、60g/l、65g/l或70g/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。

[0029]

优选地，所述碳酸铵-氨溶液中n元素以nh3计的质量浓度和c元素以co2计的质量浓度的比值为3:(1.5-2.5)，例如可以是3:1.5、3:1.6、3:1.7、3:1.8、3:1.85、3:1.9、3:1.95、3:2、3:2.05、3:2.1、3:2.15、3:2、3:2.1、3:2.2、3:2.3、3:2.4或3:2.5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。

[0030]

优选地，步骤(1)所述浸出中粉料的粒度≤74μm，例如可以是74μm、72μm、70μm、65μm、60μm、50μm、40μm、30μm或10μm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。

[0031]

优选地，步骤(1)所述浸出中浸出料浆的矿浆浓度为100-150g/l，例如可以是100g/l、110g/l、120g/l、130g/l、140g/l或150g/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。

[0032]

本发明中，所述浸出料浆为焙烧后的矿物和浸出介质混合后的浆料。

[0033]

优选地，步骤(1)所述浸出的时间为120-180min，例如可以是120min、125min、130min、140min、150min、160min或180min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。

[0034]

本发明中，所述还原后的粉料中金属态的镍、钴在碳酸铵-氨溶液中生成稳定的氨络合物进入溶液，铁的氧化物不反应，金属铁最终形成fe(oh)3沉淀析出，实现镍、钴与铁的有效分离，即通过采用特定的浸出环境实现了矿物中有用组分的选择性浸出。

[0035]

本发明中，所述浸出液中的金属元素包括：ni、co、mn、fe、al、cu、zn或ca等。

[0036]

作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第一萃取中采用的萃取剂i包括磷型萃

取剂和/或羧酸萃取剂。

[0037]

优选地，所述磷型萃取剂包括p204、p507或c272中的1种或至少2种的组合。

[0038]

优选地，所述羧酸类萃取剂结构通式如下：

[0039][0040]

其中，10≤m+n≤22，-c

nh2n+1

以及c

mh2m+1

分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基。

[0041]

优选地，所述羧酸类萃取剂为包括至少2种所述羧酸类萃取剂的混合物。

[0042]

优选地，步骤(2)所述第一萃取中萃取剂i的体积分数为5-30％，例如可以是5％、10％、15％、20％、25％或30％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。

[0043]

作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第一萃取的方式包括单级萃取或多级逆流萃取。

[0044]

优选地，所述多级逆流萃取的级数为2-20级，例如可以是2、3、5、10、12、15、18、19或20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。

[0045]

优选地，步骤(2)所述第一萃取中萃取剂i和所述浸出液的体积比为(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。

[0046]

作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第一萃取中的搅拌速度为100-250r/min，例如可以是100r/min、150r/min、200r/min或250r/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。

[0047]

优选地，步骤(2)所述第一萃取的时间为5-30min，例如可以是5min、10min、15min、20min、25min或30min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。

[0048]

作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第二萃取中萃取剂ii的体积分数为5-30％，例如可以是5％、10％、15％、20％、25％或30％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。

[0049]

优选地，步骤(2)所述萃取剂ii为包括至少2种所述羧酸类萃取剂的混合物。

[0050]

优选地，步骤(2)所述第二萃取中有机相和水相的体积比为(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。

[0051]

作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第二萃取中的搅拌速度为100-250r/min，例如可以是100r/min、150r/min、200r/min或250r/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。

[0052]

优选地，步骤(2)所述第二萃取的时间为5-30min，例如可以是5min、10min、15min、20min、25min或30min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。

[0053]

优选地，步骤(2)所述第二萃取的方式包括多级逆流萃取。

[0054]

优选地，所述多级逆流萃取的级数为2-20级，例如可以是2、3、5、10、12、15、18、19或20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。

[0055]

优选地，步骤(2)所述第二水相的ph为5.5-6.8。

[0056]

作为本发明优选的技术方案，步骤(3)所述洗涤采用多级逆流洗涤进行。

[0057]

优选地，所述多级逆流洗涤的级数为2-10级，例如可以是2、3、4、5、6、7、8、9或10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。

[0058]

优选地，步骤(3)所述反萃得到的有机相返回所述第一萃取中。

[0059]

本发明中，第二有机相的洗涤和反萃采用硫酸进行；在洗涤和反萃中有机相和酸的体积比为(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，所述洗涤和反萃所用硫酸浓度为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。

[0060]

本发明中，第一萃取的ph值的作业ph值由于萃取剂不同会有不同的ph值作业区间，本发明中不做具体限定，可参照现有技术中第一萃取中所去除的杂质离子进行选择，如采用p204时，第一萃取的ph值为2.5-3.5。

[0061]

本发明中，第一萃取结束后得到的第一有机相采用酸多级逆流洗涤后，再采用酸溶液反萃，得到含铁、铜、锌及铝等混合溶液除油后浓缩结晶，有机相返回皂化工序循环使用，所述洗涤和反萃采用酸包括盐酸和/或硫酸。洗涤和反萃中有机相和酸的体积比为(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。

[0062]

本发明中，第二萃取中得到的第二水相经依次进行的除油及结晶，得到硫酸氨晶体，结晶的方式为mvr蒸发。所述除油为采用现有技术常规的除油方法即可，实现油水分离就可以。

[0063]

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)。

[0064]

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。

[0065]

作为本发明优选的技术方案，所述方法包括如下步骤：

[0066]

(1)对红土镍矿依次进行焙烧和浸出，之后经固液分离得到浸出液；

[0067]

(2)对步骤(1)得到的所述浸出液依次进行第一萃取和第二萃取，得到第二有机相和ph值为5-7.5的第二水相；

[0068]

(3)对步骤(2)得到的所述第二有机相依次经洗涤和反萃，得到含镍和钴的溶液；

[0069]

其中，步骤(2)所述第二萃取中使用的萃取剂ii为羧酸类萃取剂；所述羧酸类萃取剂结构通式如下：

[0070][0071]

其中，10≤m+n≤22，-c

nh2n+1

以及-c

mh2m+1

分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基；所述第二萃取中萃取剂ii的体积分数为5-30％；所述第二萃取中有机相和水相的体积比为(0.1-10):1所述第二萃取的时间为5-30min。

[0072]

与现有技术方案相比，本发明至少具有以下有益效果：

[0073]

(1)本发明提供的方法，对金属离子分离效果好，将镍钴进行同步回收，直接得到电池级硫酸镍、硫酸钴溶液，且出口水相中镍、钴金属离子浓度满足直排要求，操作简单，降低了分别回收镍、钴的分离成本及杂质金属离子的提取净化成本，此外，所采用羧酸类萃取剂水溶性小，可循环利用。

[0074]

(2)本发明提供的方法中镍和钴的浸出率分别＞85％、40％，滤渣中铁的质量分数＞58％，除杂率≥99％，镍钴提取率≥99％。

附图说明

[0075]

图1是本发明实施例1中从红土镍矿中分离镍和钴的方法的示意图。

[0076]

下面对本发明进一步详细说明。但下述的实例仅仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明的保护范围以权利要求书为准。

具体实施方式

[0077]

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：

[0078]

实施例1

[0079]

本实施例提供一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法，如图1所示，本实施例中的红土镍矿的成分如下：

[0080]

元素tfenicoal2o3caomgowt％25.41.60.054.03.522.0

[0081]

将上述红土镍矿经干燥、破碎处理得到入炉原料；

[0082]

入炉原料经选择性还原，还原剂为褐煤，褐煤的添加量为原矿质量的8％，焙烧温度为750℃，焙烧时间为40min，经选择性还原后镍、钴主要以金属态形式存在，铁大部分以fe3o4形式存在；

[0083]

还原后炉料进行选择性浸出，浸出过程在氧化性气氛中进行，参与浸出料的粒度研磨至-74μm以下，浸出中的浸出介质包括碳酸铵-氨溶液，所述碳酸铵-氨溶液中的n元素以nh3计的质量浓度为90g/l，c元素以co2计的质量浓度为60g/l，所述碳酸铵-氨溶液中n元素以nh3计的质量浓度和c元素以co2计的质量浓度的比值为3:2，浸出时间控制在120min，金属态的镍、钴在碳酸铵-氨溶液中生成稳定的氨络合物进入溶液，铁的氧化物不反应，金属铁最终形成fe(oh)3沉淀析出，镍、钴与铁实现有效分离，下表为浸出液的组成：

[0084]

元素fenicoalcamg

g/l1.504.800.100.450.400.90

[0085]

本实施例中第一萃取采用p204作为萃取剂，体积分数为20％，稀释剂为磺化煤油，并采用8mol/l的naoh溶液进行皂化。

[0086]

采用皂化后的p204对含镍钴浸出液进行5级逆流萃取，萃取剂与含镍钴浸出液的体积比为0.2:1，混合时间为5min，搅拌速度为200r/min，实验温度为20℃，分相后分别获得第一有机相和ph值为3的第一水相，采用ph为1的盐酸对有机相1进行4级逆流洗涤后，再采用4mol/l的盐酸进行反萃2次，第一有机相与洗涤液或反萃液的体积为10:1，得到氯化钙、氯化铁、氯化铝等混合溶液除油后浓缩结晶，有机相返回皂化工序循环使用。

[0087]

采用皂化后的bc191(体积分数为25％，稀释剂为escaid 110，皂化剂10mol/l的naoh溶液)对第一水相进行第二萃取，萃取级数为7级的多级逆流萃取，bc194萃取剂与第一水相的体积比为0.5:1，混合时间为5min，搅拌速度为200r/min，实验温度为20℃，分别获得第二有机相和ph值为6.8的第二水相，采用ph为1的硫酸对第二有机相进行8级逆流洗涤后，再采用2mol/l的硫酸进行反萃4次，第二有机相与洗涤液或反萃液的体积为9:1，得到富镍、钴溶液。

[0088]

本实施例中镍和钴的浸出率分别为86.6％和43.5％，滤渣中铁的质量分数为59.5％，除杂率为99.5％，ni和co的提取率分别为99.8％和99.7％，反萃率分别为99.7％和99.8％。

[0089]

实施例2

[0090]

本实施例提供一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法，本实施例中的红土镍矿的成分如下：

[0091]

元素tfenicoal2o3caomgowt％28.61.590.084.54.024.0

[0092]

将上述红土镍矿经干燥、破碎处理得到入炉原料；

[0093]

入炉原料经选择性还原，还原剂为无烟煤，无烟煤的添加量为原矿质量的10％，焙烧温度为800℃，焙烧时间为45min，经选择性还原后镍、钴主要以金属态形式存在，铁大部分以fe3o4形式存在；

[0094]

还原后炉料进行选择性浸出，浸出过程在氧化性气氛中进行，参与浸出料的粒度研磨至-74μm以下，浸出中的浸出介质包括碳酸铵-氨溶液，所述碳酸铵-氨溶液中的n元素以nh3计的质量浓度为80g/l，c元素以co2计的质量浓度为50g/l，所述碳酸铵-氨溶液中n元素以nh3计的质量浓度和c元素以co2计的质量浓度的比值为8:5，浸出时间控制在150min，金属态的镍、钴在碳酸铵-氨溶液中生成稳定的氨络合物进入溶液，铁的氧化物不反应，金属铁最终形成fe(oh)3沉淀析出，镍、钴与铁实现有效分离，浸出液的组成如下表所示：

[0095]

元素fenicoalcamgg/l1.604.200.120.520.380.80

[0096]

本实施例中第一萃取采用c272作为萃取剂，体积分数为15％，稀释剂为260号溶剂油，并用8mol/l的naoh溶液进行皂化。

[0097]

采用皂化后的c272对含镍钴浸出液进行多级逆流萃取，萃取级数6级，有机相与浸出液的体积比为0.5:1，混合时间为10min，搅拌速度为120r/min，实验温度为常规温度25℃，分相后分别获得第一有机相和ph值为3.5的第一水相，采用ph为1的稀硫酸对第一有机

相进行6级逆流洗涤后，再采用2mol/l硫酸进行反萃3次，第一有机相与洗涤液或反萃液的体积为10:1，得到硫酸铁、硫酸铝溶液除油后浓缩结晶，有机相返回皂化工序循环使用。

[0098]

采用皂化后的bc191(体积分数为25％，稀释剂为260号溶剂油，皂化剂14mol/l的naoh溶液)对第一水相进行多级逆流萃取，萃取级数15级，bc191与第一水相的体积比为0.5:1，混合时间为10min，搅拌速度为120r/min，静置10min，实验温度为常规温度25℃，分别获得第二有机相和ph值为6的第二水相，采用ph为1.5稀硫酸对第二有机相进行5级逆流洗涤后，再采用1mol/l硫酸进行反萃6次，第二有机相与洗涤液或反萃液的体积为9:1，得到富镍、钴溶液。

[0099]

本实施例中镍和钴的浸出率分别为87.5％和44.8％，滤渣中铁的质量分数为60.5％，除杂率为99.6％，ni和co的提取率分别为99.7％和99.6％，反萃率为99.6％和99.5％。

[0100]

实施例3

[0101]

本实施例提供一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法，本实施例中的红土镍矿的成分如下：

[0102]

元素tfenicoal2o3caomgowt％28.61.500.104.83.823.0

[0103]

将上述红土镍矿经干燥、破碎处理得到入炉原料；

[0104]

入炉原料经选择性还原，还原剂为烟煤，烟煤的添加量为原矿质量的6％，焙烧温度为850℃，焙烧时间为40min，经选择性还原后镍、钴主要以金属态形式存在，铁大部分以fe3o4形式存在；

[0105]

还原后炉料进行选择性浸出，浸出过程在氧化性气氛中进行，参与浸出料的粒度研磨至-74μm以下，浸出中的浸出介质包括碳酸铵-氨溶液，所述碳酸铵-氨溶液中的n元素以nh3计的质量浓度为70g/l，c元素以co2计的质量浓度为45g/l，所述碳酸铵-氨溶液中n元素以nh3计的质量浓度和c元素以co2计的质量浓度的比值为14:9，浸出时间控制在180min，金属态的镍、钴在碳酸铵-氨溶液中生成稳定的氨络合物进入溶液，铁的氧化物不反应，金属铁最终形成fe(oh)3沉淀析出，镍、钴与铁实现有效分离，浸出液的组成详见下表：

[0106][0107][0108]

本实施例中采用bc196作为萃取剂，体积分数为25％，稀释剂为escaid110，并用6mol/l的naoh溶液进行皂化。

[0109]

采用皂化后的bc196对含镍钴浸出液进行8级逆流萃取，萃取剂与含镍钴浸出液的体积比为0.1:1，混合时间为8min，搅拌速度为150r/min，实验温度为25℃，分相后分别获得第一有机相和ph值为5.5的第一水相，采用ph为1.5的稀硫酸对第一有机相进行8级逆流洗涤后，再采用2.5mol/l硫酸进行反萃3次，第一有机相与洗涤液或反萃液的体积为10:1，得到硫酸铁、硫酸铝混合溶液除油后浓缩结晶，有机相返回皂化工序循环使用。

[0110]

采用皂化后的bc196对第一水相进行多级逆流萃取，萃取级数8级，有机相bc196与第一水相的体积比为0.3:1，混合时间为8min，搅拌速度为150r/min，静置15min，实验温度

为25℃，分别获得第二有机相和ph值为6.4的第二水相，采用ph为1.5的稀硫酸对第二有机相进行7级逆流洗涤后，再采用2.5mol/l的硫酸进行反萃3次，有机相2与洗涤液或反萃液的体积比为10:1，得到富镍、钴溶液。

[0111]

本实施例中镍和钴的浸出率分别为88.7％和46.3％，滤渣中铁的质量分数为61.1％，除杂率为99.6％，ni和co的提取率分别为99.7％和99.8％，反萃率为99.8％和99.7％。

[0112]

对比例1

[0113]

与实施例1的区别仅在于浸出过程不提供氧化气氛，镍钴浸出率较低，且杂质铁不能有效沉淀除去，镍和钴的浸出率分别为76.0％和31.5％，滤渣中铁的质量分数为50.6％。

[0114]

对比例2

[0115]

与实施例2的区别仅在于浸出过程中的浸出介质为氨水，浸出过程ph不稳定，镍钴浸出率较低，镍和钴的浸出率分别为83.8％和40.5％，滤渣中铁的质量分数为56.2％。

[0116]

对比例3

[0117]

与实施例2的区别仅在于浸出过程中的浸出介质为碳酸铵溶液，镍钴浸出率低，铁与镍钴分离效果不好，镍和钴的浸出率分别为80.0％和37.8％，滤渣中铁的质量分数为54.3％。

[0118]

对比例4

[0119]

与实施例1的区别仅在于控制第二萃取所得第二水相的ph值为5，ni、co的单级提取率均小于10％。

[0120]

对比例5

[0121]

与实施例1的区别仅在于第二萃取中的萃取剂替换为等量的p507，镍钴与镁离子分离效果较差，ni和co的提取率分别为98.4％和98.2％。

[0122]

对比例6

[0123]

与实施例1的区别仅在于将第二萃取中的萃取剂替换为羧酸类萃取剂versatic 10，ni和co的提取率分别为98.7％和98.6％，且其水溶性高，易造成工艺不稳定，废水处理成本高。

[0124]

通过上述实施例和对比例的结果可知，本发明提供的方法，对金属离子分离效果好，将镍钴进行同步回收，直接得到电池级硫酸镍、硫酸钴溶液，且出口水相中镍、钴金属离子浓度满足直排要求，操作简单，降低了分别回收镍、钴的分离成本及杂质金属离子的提取净化成本。同时，所采用的羧酸类萃取剂除杂率≥99.0％，硫酸反萃率≥99.5％。

[0125]

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。

[0126]

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。

[0127]

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。

[0128]

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。技术特征：

1.一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：(1)对红土镍矿依次进行焙烧和浸出，之后经固液分离得到浸出液；(2)对步骤(1)得到的所述浸出液依次进行第一萃取和第二萃取，得到第二有机相和ph值为5-7.5的第二水相；(3)对步骤(2)得到的所述第二有机相依次经洗涤和反萃，得到含镍和钴的溶液；其中，步骤(2)所述第二萃取中使用的萃取剂ii为羧酸类萃取剂；所述羧酸类萃取剂结构通式如下：其中，10≤m+n≤22，-c

n

h

2n+1

以及-c

m

h

2m+1

分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基。2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述焙烧为还原焙烧；优选地，步骤(1)所述焙烧中所用的还原剂包括褐煤、无烟煤或烟煤中的1种或至少2种组合；优选地，步骤(1)所述焙烧中还原剂的添加量为原矿质量的6-10％；优选地，步骤(1)所述焙烧的温度为700-1000℃；优选地，步骤(1)所述焙烧的时间为40-60min。3.如权利要求1或2所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述浸出在氧化气氛下进行；优选地，步骤(1)所述浸出中的浸出介质包括碳酸铵-氨溶液；优选地，所述碳酸铵-氨溶液中的n元素以nh3计的质量浓度为70-100g/l；优选地，所述碳酸铵-氨溶液中的c元素以co2计的质量浓度为40-70g/l；优选地，所述碳酸铵-氨溶液中n元素以nh3计的质量浓度和c元素以co2计的质量浓度的比值为3:(1.5-2.5)；优选地，步骤(1)所述浸出中粉料的粒度≤74μm；优选地，步骤(1)所述浸出中浸出料浆的矿浆浓度为100-150g/l；优选地，步骤(1)所述浸出的时间为120-180min。4.如权利要求1-3任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述第一萃取中采用的萃取剂i包括磷型萃取剂和/或羧酸萃取剂；优选地，所述磷型萃取剂包括p204、p507或c272中的1种或至少2种的组合；优选地，所述羧酸类萃取剂结构通式如下：其中，10≤m+n≤22，-c

n

h

2n+1

以及c

m

h

2m+1

分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基；优选地，所述羧酸类萃取剂为包括至少2种所述羧酸类萃取剂的混合物；优选地，步骤(2)所述第一萃取中萃取剂i的体积分数为5-30％。

5.如权利要求1-4任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述第一萃取的方式包括单级萃取或多级逆流萃取；优选地，所述多级逆流萃取的级数为2-20级；优选地，步骤(2)所述第一萃取中萃取剂i和所述浸出液的体积比为(0.1-10):1。6.如权利要求1-5任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述第一萃取中的搅拌速度为100-250r/min；优选地，步骤(2)所述第一萃取的时间为5-30min。7.如权利要求1-6任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述第二萃取中萃取剂ii的体积分数为5-30％；优选地，步骤(2)所述萃取剂ii为包括至少2种所述羧酸类萃取剂的混合物；优选地，步骤(2)所述第二萃取中有机相和水相的体积比为(0.1-10):1。8.如权利要求1-7任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述第二萃取中的搅拌速度为100-250r/min；优选地，步骤(2)所述第二萃取的时间为5-30min；优选地，步骤(2)所述第二萃取的方式包括多级逆流萃取；优选地，所述多级逆流萃取的级数为2-20级；优选地，步骤(2)所述第二水相的ph为5.5-6.8。9.如权利要求1-8任一项所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述洗涤采用多级逆流洗涤进行；优选地，所述多级逆流洗涤的级数为2-10级；优选地，步骤(3)所述反萃得到的有机相返回所述第一萃取中。10.如权利要求1-9任一项所述的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：(1)对红土镍矿依次进行焙烧和浸出，之后经固液分离得到浸出液；(2)对步骤(1)得到的所述浸出液依次进行第一萃取和第二萃取，得到第二有机相和ph值为5-7.5的第二水相；(3)对步骤(2)得到的所述第二有机相依次经洗涤和反萃，得到含镍和钴的溶液；其中，步骤(2)所述第二萃取中使用的萃取剂ii为羧酸类萃取剂；所述羧酸类萃取剂结构通式如下：其中，10≤m+n≤22，-c

n

h

2n+1

以及-c

m

h

2m+1

分别独立地为碳原子数为1-21的直链或支链的烷基；所述第二萃取中萃取剂ii的体积分数为5-30％；所述第二萃取中有机相和水相的体积比为(0.1-10):1所述第二萃取的时间为5-30min。

技术总结

本发明涉及一种从红土镍矿中分离镍和钴的方法，所述方法包括如下步骤：(1)对红土镍矿依次进行焙烧和浸出，之后经固液分离得到浸出液；(2)对步骤(1)得到的所述浸出液依次进行第一萃取和第二萃取，得到第二有机相和pH值为5-7.5的第二水相；(3)对步骤(2)得到的所述第二有机相依次经洗涤和反萃，得到含镍和钴的溶液；其中，步骤(2)所述第二萃取中使用的萃取剂II为羧酸类萃取剂。将红土镍矿中的金属有效还原浸出，并从浸出液中同步、高效地将镍钴提取，得到硫酸镍和硫酸钴溶液，达到电池级要求，操作简单，工艺运行稳定，降低了分别回收镍、钴的分离成本及杂质金属离子的提取净化成本。分离成本及杂质金属离子的提取净化成本。分离成本及杂质金属离子的提取净化成本。

技术研发人员：王雪

受保护的技术使用者：北京博萃循环科技有限公司

技术研发日：2020.11.27

技术公布日：2022/5/31