1.本发明属于冶金工程领域，尤其涉及一种从红土镍矿中选择性提钪的方法。
背景技术：
2.钪(sc)是
稀土元素的一种，在地壳中高度分散，其平均地壳丰度为22g/t。钪具有高活性、轻质、柔软、高熔点等特点，广泛应用于国防军工、冶金化工、轻质耐高温合金以及
新能源材料等领域。目前，钪主要应用于铝钪合金和锆基固体氧化物燃料电池。钪的全球消费量约为每年15吨。钪含量为0.002-0.005％的矿石可作为钪提取资源，值得开发利用。黑稀金矿、钪钇石以及硅铍钇矿含有大量钪，但资源短缺，难以满足大规模工业开采的要求。然而，
铝土矿、锐钛矿、黑钨矿和红土镍矿等矿石资源中常伴生存在微量钪，通常当作其他金属生产过程中的副产品被回收利用。缺乏长期稳定的钪生产来源，加之高昂价格限制了它的商业化应用。简言之，工业应用正在等待充足、可靠和价格合理的钪供应链。
3.红土镍矿含钪量50g/t—600g/t，被认为是未来最有前景的钪资源。高压酸浸和常压酸浸工艺是目前红土镍矿
湿法冶金处理的两种主流技术。近年来，常压酸浸工艺处理红土镍矿由于设备投资少、反应条件温和、技术风险低，已成为研究热点。但常压浸出液中钪浓度低，铁浓度较高，无法实现钪与铁的选择性浸出分离，对后续提钪提出了严峻挑战。中和沉淀法是分离和富集钪的常规方法。但它不适用于从红土镍矿常压浸出液中回收钪。随着红土镍矿品位逐年降低，常压酸浸工艺必将成为未来发展的趋势，但亟需解决高杂、高酸体系选择性提取微量钪的难题。因此，开发常压选择性提取红土镍矿中微量高价值钪工艺势在必行。
技术实现要素：
4.本发明所要解决的技术问题是，克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，提供一种从红土镍矿中选择性提钪的方法。
5.为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：
6.一种从红土镍矿中选择性提钪的方法，包括以下步骤：
7.(1)将粒度为-0.074mm的红土镍矿进行常压酸浸，得到浸出液和浸出渣；
8.(2)将步骤(1)后的浸出液采用p204和n1923组成的复合萃取剂进行萃取，得到含钪有机相及萃余液；
9.(3)将步骤(2)得到的含钪有机相进行反萃，得到富钪溶液及有机相；
10.(4)在步骤(3)得到的富钪溶液中加入草酸溶液进行反应，得到草酸钪。
11.上述的方法，优选的，步骤(2)中，复合萃取剂中p204和n1923的体积比1～10：10。
12.上述的方法，优选的，步骤(2)中，萃取过程中，相比为1～10：10，萃取时间为10～30min，萃取级数为3～5级。
13.上述的方法，优选的，步骤(3)中，反萃过程中的反萃剂为浓度为3～6mol/l的硝酸溶液。
14.上述的方法，优选的，步骤(3)中，反萃过程中相比为1～5：1，反萃时间为10～30min，反萃级数为1～3级。
15.上述的方法，优选的，步骤(1)中，酸浸过程中采用的酸为浓度为0.5～3.0mol/l的硫酸，酸浸时间为1.0～5.0h，酸浸温度为50～90℃，酸浸的液固比为3～8，比值单位为ml/g。
16.上述的方法，优选的，步骤(4)中，所述草酸溶液的质量分数为10～30wt％。
17.上述的方法，优选的，步骤(4)中，反应过程中体系的ph为1.5～2.0。
18.上述的方法，优选的，将步骤(4)得到的草酸钪进行煅烧得到氧化钪产品，所述煅烧温度为500～600℃，煅烧时间为2～4h。
19.上述的方法，优选的，步骤(3)中反萃后分离出的有机相返回步骤(2)中循环使用。
20.本发明采用p204和n1923组成的复合萃取剂进行协同萃取浸出液，协同萃取机理如下：
[0021][0022]
采用p204和n1923组成的复合萃取剂，会形成氢键n-h
+
···
o＝p，使p204的h质子更容易解离，从而增强钪的选择性提取富集，因而可实现高铁、高酸、低钪溶液中钪与铁的高效分离。
[0023]
与现有技术相比，本发明的优点在于：
[0024]
(1)本发明采用p204和n1923作为萃取剂，二者相互协同萃取红土镍矿常压浸出液中的钪，可实现高酸、高铁、低钪常压浸出液中钪的选择性萃取分离，这是现有技术中采用常规萃取剂所不到的技术效果；本发明的技术方案解决了一直制约着常压酸浸红土镍矿工业化的技术瓶颈。
[0025]
(2)本发明的提钪方法在常压常温的温和条件下进行，低碳环保，采用溶剂萃取工艺选择性萃取提钪，避免了传统沉淀法
固废产生量大的难题，实现了固废的源头减量。
[0026]
(3)从红土镍矿中常压选择性提钪技术国内外鲜有报道，本发明的方法弥补了此技术领域的空白，操作条件简单、方便，易于控制，生产装备简便易得，投资费用及生产成本低，钪回收率高，实现了
低品位红土镍矿中微量高附加值钪的清洁高效提取及高值化制备。
附图说明
[0027]
图1是本发明实施例中从红土镍矿中选择性提钪的工艺流程图。
具体实施方式
[0028]
为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本文发明做更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
[0029]
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
[0030]
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
[0031]
实施例1：
[0032]
本实施例中待处理的红土镍矿组成为：ni 0.75wt.％、co 0.061wt.％、mn 0.57wt.％、sc 0.0055wt.％、fe 47.8wt.％、mg 0.43wt.％、al 3.98wt.％和cr 1.23wt.％。
[0033]
本实施例的从红土镍矿中选择性提钪的方法，工艺流程如图1所示，包括以下步骤：
[0034]
(1)将红土镍矿破碎、磨细，得到粒度为-0.074mm的红土镍矿；
[0035]
(2)将步骤(1)磨细后的红土镍矿置于3.0mol/l硫酸溶液中进行常压酸浸，浸出时间为3.0h，浸出温度为80℃，浸出液固比为5，比值范围ml/g，浸出完成后过滤，得到浸出液和浸出渣，该过程中，ni、co、mn、sc、fe、mg、al和cr的浸出率分别为76.76％、71.7％、86.87％、84.27％、72.14％、67.19％、71.72％和43.24％；
[0036]
(3)将步骤(2)所得浸出液进行萃取，萃取体系由p204和n1923按体积比1：10的比例混合而成，相比(o/a)为1：10，萃取时间为20min，萃取级数为3级，震荡，静置，分离得到含钪有机相及萃余液，sc和fe的萃取率分别为91.76％和2.35％；
[0037]
(4)将步骤(3)得到的含钪有机相进行反萃，反萃剂采用浓度为6mol/l的硝酸溶液，相比(o/a)为1：1，反萃时间为30min，反萃级数为1级，震荡，静置，分离得到富钪溶液及有机相，有机相返回步骤(3)循环使用，该过程中sc的反萃率为89.76％。
[0038]
(5)在步骤(4)得到的富钪溶液中加入质量分数为10wt％的草酸溶液进行沉钪，沉钪ph为1.8，得到草酸钪；
[0039]
(6)将步骤(5)所得的草酸钪在温度为500℃下煅烧2h，得到氧化钪产品，产率为85.95％，纯度为91.36％。
[0040]
实施例2：
[0041]
本实施例中待处理的红土镍矿组成为：ni 0.75wt.％、co 0.061wt.％、mn 0.57wt.％、sc 0.0055wt.％、fe 47.8wt.％、mg 0.43wt.％、al 3.98wt.％和cr 1.23wt.％。
[0042]
本实施例的从红土镍矿中选择性提钪的方法，工艺流程如图1所示，包括以下步骤：
[0043]
(1)将红土镍矿破碎、磨细，得到粒度为-0.074mm的红土镍矿；
[0044]
(2)将步骤(1)得到的红土镍矿置于2.0mol/l硫酸溶液中进行常压酸浸，浸出时间为5.0h，浸出温度为90℃，浸出液固比为7，比值单位为ml/g，过滤后得到浸出液和浸出渣，该过程中ni、co、mn、sc、fe、mg、al和cr的浸出率分别为68.34％、62.45％、78.64％、80.62％、60.74％、55.93％、64.49％和34.79％。
[0045]
(3)将步骤(2)得到的浸出液进行萃取，萃取体系由p204和n1923按体积比1：5的比例混合而成，相比(o/a)为1：5，萃取时间为30min，萃取级数为5级，震荡，静置，分离得到含钪有机相及萃余液，该过程中sc和fe的萃取率分别为88.16％和5.94％。
[0046]
(4)将步骤(3)得到的含钪有机相进行反萃，反萃剂为浓度为5mol/l的硝酸溶液，相比(o/a)为1：1，反萃时间为30min，反萃级数为2级，震荡，静置，分离得到富钪溶液及有机相，有机相返步骤(3)循环使用，该过程中sc的反萃率为85.48％。
[0047]
(5)在步骤(3)得到的富钪溶液中加入质量分数为10wt％的草酸溶液进行沉钪，沉钪ph为2.0，得到草酸钪。
0.57wt.％，sc 0.0055wt.％，fe 47.8wt.％，mg 0.43wt.％，al 3.98wt.％，cr 1.23wt.％。
[0067]
本对比例的从红土镍矿中提钪的方法，包括以下步骤：
[0068]
(1)将待处理的红土镍矿破碎、磨细，得到粒度为-0.074mm的红土镍矿。
[0069]
(2)将步骤(1)得到的红土镍矿置于3.0mol/l硫酸溶液中进行常压酸浸，浸出时间为2.0h，浸出温度为80℃，浸出液固比为3，比值单位为ml/g，浸出完成后过滤，得到浸出液和浸出渣，该过程中ni、co、mn、sc、fe、mg、al和cr的浸出率分别为70.43％、70.08％、81.17％、84.05％、64.27％、59.69％、70.57％和40.76％。
[0070]
(3)将步骤(2)所得浸出液进行萃取，萃取体系由n1923和磺化煤油按体积比1：10的比例混合而成，相比(o/a)为1：5，萃取时间为10min，萃取级数为4级，震荡，静置，分离，得到含钪有机相及萃余液，该过程中sc和fe的萃取率分别为75.76％和49.82％。
[0071]
(4)将步骤(3)得到的含钪有机相进行反萃，反萃剂为浓度为6mol/l的硝酸溶液，相比(o/a)为5：1，反萃时间为30min，反萃级数为3级，震荡，静置，分离，得到富钪溶液及有机相，有机相返步骤(3)循环使用，sc和fe的反萃率为91.45％和87.91％。
[0072]
从实施例3和对比例1、2的试验数据比较可以看出，本发明采用p204和n1923作为萃取剂，可以实现高铁、低钪常压浸出液中钪的选择性萃取分离。
[0073]
实施例4：
[0074]
本实施例中待处理的红土镍矿组成为：ni 2.00wt.％，co 0.048wt.％，mn 0.36wt.％，sc 0.0035wt.％，fe 20.8wt.％，mg 10.3wt.％，al 1.32wt.％，cr 0.53wt.％；
[0075]
本实施例的从红土镍矿中选择性提钪的方法，工艺流程如图1所示，包括以下步骤：
[0076]
(1)将待处理的红土镍矿破碎、磨细，得到粒度为-0.074mm的红土镍矿。
[0077]
(2)将步骤(1)得到的红土镍矿置于3.0mol/l硫酸溶液中进行常压酸浸，浸出时间为3.0h，浸出温度为80℃，浸出液固比为5，比值单位为ml/g，浸出完成后过滤，得到浸出液和浸出渣，该过程中ni、co、mn、sc、fe、mg、al和cr的浸出率分别为79.89％、44.28％、54.66％、78.86％、65.51％、88.64％、65.07％和55.19％。
[0078]
(3)将步骤(2)所得浸出液进行萃取，萃取体系由p204和n1923按体积比1：10的比例混合而成，相比(o/a)为1：10，萃取时间为20min，萃取级数为3级，震荡，静置，分离，得到含钪有机相及萃余液，该过程中sc和fe的萃取率分别为92.19％和1.98％。
[0079]
(4)将步骤(3)得到的含钪有机相进行反萃，反萃剂为浓度为6mol/l的硝酸溶液，相比(o/a)为1：1，反萃时间为30min，反萃级数为1级，震荡，静置，分离，得到富钪溶液及有机相，有机相返步骤(3)循环使用，sc的反萃率为90.18％。
[0080]
(5)在步骤(4)得到的富钪溶液中加入质量分数为10wt％的草酸溶液进行沉钪，沉钪ph为1.8，得到草酸钪。
[0081]
(6)将步骤(5)得到的草酸钪在温度为500℃下煅烧2h，得到氧化钪产品，产率为87.18％，纯度为92.70％。
[0082]
实施例5：
[0083]
本实施例中待处理的红土镍矿组成为：ni 2.00wt.％，co 0.048wt.％，mn 0.36wt.％，sc 0.0035wt.％，fe 20.8wt.％，mg 10.3wt.％，al 1.32wt.％，cr 0.53wt.％。
[0084]
本实施例的从红土镍矿中选择性提钪的方法，工艺流程如图1所示，包括以下步
骤：
[0085]
(1)将待处理的红土镍矿破碎、磨细，得到粒度为-0.074mm的红土镍矿。
[0086]
(2)将步骤(1)得到的红土镍矿置于5.0mol/l硫酸溶液中进行常压酸浸，浸出时间为5.0h，浸出温度为90℃，浸出液固比为7，比值单位为ml/g，浸出完成后过滤，得到浸出液和浸出渣，该过程中ni、co、mn、sc、fe、mg、al和cr的浸出率分别为82.67％、52.63％、56.33％、79.90％、69.14％、90.47％、69.12％和56.49％。
[0087]
(3)将步骤(2)所得浸出液进行萃取，萃取体系由p204和n1923按体积比1：10的比例混合而成，相比(o/a)为1：10，萃取时间为30min，萃取级数为5级，震荡，静置，分离，得到含钪有机相及萃余液，该过程中sc和fe的萃取率分别为88.97％和2.07％。
[0088]
(4)将步骤(3)得到的含钪有机相进行反萃，反萃剂为浓度为6mol/l的硝酸溶液，相比(o/a)为1：1，反萃时间为30min，反萃级数为2级，震荡，静置，分离，得到富钪溶液及有机相，有机相返步骤(3)循环使用，sc的反萃率为92.49％。
[0089]
(5)在步骤(4)得到的富钪溶液中加入质量分数为10wt％的草酸溶液进行沉钪，沉钪ph为1.8，得到草酸钪。
[0090]
(6)将步骤(5)得到的草酸钪在温度为600℃下煅烧2h，得到氧化钪产品，产率为86.40％，纯度为91.55％。技术特征：
1.一种从红土镍矿中选择性提钪的方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)将粒度为-0.074mm的红土镍矿进行常压酸浸，得到浸出液和浸出渣；(2)将步骤(1)后的浸出液采用p204和n1923组成的复合萃取剂进行萃取，得到含钪有机相及萃余液；(3)将步骤(2)得到的含钪有机相进行反萃，得到富钪溶液及有机相；(4)在步骤(3)得到的富钪溶液中加入草酸溶液进行反应，得到草酸钪。2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，复合萃取剂中p204和n1923的体积比1～10：10。3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，萃取过程中，相比为1～10：10，萃取时间为10～30min，萃取级数为3～5级。4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中，反萃过程中的反萃剂为浓度为3～6mol/l的硝酸溶液。5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中，反萃过程中相比为1～5：1，反萃时间为10～30min，反萃级数为1～3级。6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中，酸浸过程中采用的酸为浓度为0.5～3.0mol/l的硫酸，酸浸时间为1.0～5.0h，酸浸温度为50～90℃，酸浸的液固比为3～8，比值单位为ml/g。7.如权利要求1～6中任一项所述的方法，其特征在于，步骤(4)中，所述草酸溶液的质量分数为10～30wt％。8.如权利要求1～6中任一项所述的方法，其特征在于，步骤(4)中，反应过程中体系的ph为1.5～2.0。9.如权利要求1～6中任一项所述的方法，其特征在于，将步骤(4)得到的草酸钪进行煅烧得到氧化钪产品，所述煅烧温度为500～600℃，煅烧时间为2～4h。10.如权利要求1～6中任一项所述的方法，其特征在于，步骤(3)中反萃后分离出的有机相返回步骤(2)中循环使用。
技术总结
本发明公开了一种从红土镍矿中选择性提钪的方法：(1)将粒度为-0.074mm的红土镍矿进行常压酸浸，得到浸出液和浸出渣；(2)将步骤(1)后的浸出液采用P204和N1923组成的复合萃取剂进行萃取，得到含钪有机相及萃余液；(3)将步骤(2)得到的含钪有机相进行反萃，得到富钪溶液及有机相；(4)在步骤(3)得到的富钪溶液中加入草酸溶液进行反应，得到草酸钪。本发明采用P204和N1923作为萃取剂，二者相互协同萃取红土镍矿常压浸出液中钪，可实现高酸、高铁、低钪常压浸出液中钪的选择性萃取分离，这是现有技术中采用常规萃取剂所不到的技术效果。技术中采用常规萃取剂所不到的技术效果。技术中采用常规萃取剂所不到的技术效果。
技术研发人员：田庆华 董波
郭学益 许志鹏 王青骜
受保护的技术使用者：中南大学
技术研发日：2021.12.29
技术公布日：2022/5/6
声明：
“从红土镍矿中选择性提钪的方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色技术网
来源：中南大学
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2024年07月25日 ~ 27日 
