废镍氢电池中镍、钴和稀土金属回收工艺研究

介绍了湿法处理工艺对废镍氢电池中镍、钴、稀土(RE)金属的回收,考察了浸出时间、液固比、硫酸初始浓度及浸出温度等因素对镍、钴、稀土浸出率的影响;溶液pH、无水硫酸钠与浸出液中RE3+的摩尔比、反应温度等因素对稀土回收率的影响。通过正交试验确定了镍、钴、稀土在稀硫酸中的优化浸出条件以及产生稀土复盐沉淀的优化沉淀条件。实验结果表明,优化硫酸浸出条件为:浸出时间为3.8h,液固比为15,硫酸初始浓度为1.8mol·L-1,浸出温度80℃。在优化浸出条件下,镍的浸出率达96.8%,钴的浸出率达97.3%,稀土的浸出率达94.6%。稀土复盐的优化沉淀条件为:溶液pH为2.0,无水硫酸钠与浸出液中RE3+的摩尔比为4,反应温度为60℃。在此条件下,RE回收率为96.7%。     

电解锰渣回收锰制备高纯硫酸锰的研究

利用二氧化锰矿粉和硫酸的氧化作用浸出锰金属,再通过调节浸出液pH除大部分的铁,然后在不同pH条件下采用P204萃取剂两步法除钙铁和回收锰,最后经硫酸反萃取后浓缩结晶制备高纯硫酸锰。最佳工艺条件为:在硫酸浓度100g/L、液固体积质量比6mL/g、渣料质量比8、浸出温度90℃、浸出时间180min,锰浸出率可达93.5%;调节浸出液pH=4.0除大部分的铁,除铁率达到了84.8%,溶液浓缩定容至20mL,调节浸出液pH=1.6,加入体积比1∶1、皂化率30%的P204和磺化煤油萃取剂,萃取10min,钙、铁萃取率分别达到了91.2%和80.5%,再次调节浸出液至pH=3.5,加入体积比2∶1、皂化率30%的P204和磺化煤油萃取剂,萃取10min,锰萃取率最高达92.9%,最后经硫酸反萃取后浓缩结晶制备高纯硫酸锰,锰的总回收率达到了82.6%,溶液经浓缩结晶后得到的高纯硫酸锰纯度达到了99.78%,含铁0.0012%、钙0.0023%。     

用活化焙烧-硫酸浸出-溶剂萃取法从钴渣中提取硫酸钴的试验研究

研发了一种从钴渣中提取硫酸钴的新工艺,即钴渣活化焙烧-硫酸浸出-溶剂萃取工艺.在活化焙烧温度900 ℃,活化剂添加量2∶1(添加剂与钴渣的质量比),焙烧时间1 h;硫酸浸出液固体积质量比5∶1,硫酸浓度20%,浸出温度90 ℃,浸出时间1.5 h条件下,钴浸出率为98.8%.然后采用P204萃取除杂-P507萃取分离钴、镍工艺得到纯净的高浓度钴溶液,蒸发结晶后得到质量符合HG3-914-78化学纯度要求的硫酸钴.     

提钒尾渣中钒铬的浸出与萃取

采用硫酸浸出和萃取分离从提钒尾渣中回收有价元素。结果表明,尾渣经80%质量浓度的硫酸溶液浸出后,钒、铬浸出率分别达98.2%、84.8%;以20%P204+80%磺化煤油(体积百分数)为萃取剂,对浸出液进行三级萃取并反萃后,钒的回收率可达56.2%,萃取过程中铬的损失率低于4%,萃余液水解后可得到纯度为89.6%的Cr_2O_3产品。实现了浸出液中钒、铬的分离和回收。     

复杂稀有金属伴生矿富集渣提取稀土和铌的工艺研究

研究了从复杂稀有金属伴生矿富集渣中提取稀土和铌的工艺。结果表明,采用硫酸酸化-分段浸出工艺可实现富集渣中稀土和铌的高效浸出。在酸矿质量比1.8、酸化温度350℃、酸化时间120min、一段浸出液固比1∶1、浸出温度80℃、浸出时间90min、二段浸出液固比8∶1、浸出温度25℃、浸出时间90min的条件下,浸出渣中REO含量为0.96%,Nb2O5含量为0.75%,稀土浸出率为85.03%,铌浸出率为80.88%。其中铌一段浸出率为80.26%,稀土二段浸出率为83.85%,可通过分别处理一段浸出液和二段浸出液实现铌和稀土的回收。     

高炉瓦斯灰氨法浸出液萃取锌的研究

研究了高炉瓦斯灰氨法浸出液萃取锌的工艺过程。最佳浸出工艺条件为:浸出温度为30℃,浸出时间为60min,固液比为1∶5,搅拌速度为450r/min,氯化铵和氨水均为2.5mol/L。浸出液萃取锌的最佳试验条件为:P204为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂,P204体积分数为25%,萃取时间为40min,萃取温度为35℃,锌浓度为1.820g/L,浸出液初始pH值为9.5,A/O相比为1/1。在这些条件下,锌的萃取率可达97.41%。     

织金磷矿酸浸液分离富集稀土研究

为高效合理开发织金磷矿,优化稀土富集工艺,首先采用溶剂萃取法对织金磷矿4级盐酸浸出液进行除铁研究,然后再通过溶剂萃取法对萃取液中的稀土元素进行富集,研究了O/A、萃取时间、P204浓度、萃取次数对稀土萃取率的影响。结果显示,以15 mL N235+(1～5)mL异辛醇+(34～30)mL磺化煤油为萃铁剂时,异辛醇和磺化煤油的含量对萃铁效果影响较小,萃铁率接近100%。稀土的优化萃取条件为O/A=3∶1、P204浓度1.5 mol/L、萃取时间15 min,在优化条件下对同一提取液进行4次萃取操作,稀土萃取率为82.24%。     

萃取法提取铬(Ⅲ)分离铁(Ⅱ)的研究

采用皂化的P204+磺化煤油体系共萃铬、铁,选择性反萃分离铬、铁工艺,从电镀污泥硫酸浸出液中回收富集铬.考察皂化率、P204浓度、料液初始pH值、萃取时间、温度、相比等因素对于萃取效果的影响,考察反萃剂组成、浓度、相比等因素对反萃效果的影响.结果表明:P204皂化率及浓度是影响铬的萃取率重要因素.在萃取有机相组成为30 %P204+70 %磺化煤油,皂化率为70 %,料液pH=2.42,V_O/V_A=1/1,萃取温度28 ℃,振荡时间5 min条件下,经6级逆流萃取达到平衡之后,出口水相铬浓度为0.9 mg/L左右,铬萃取率为99.99 %.采用2段反萃工序有效的分离铬铁:采用2 mol/L硫酸反萃,相比V_O/V_A=5/1,温度32 ℃,振荡时间5 min,经过3级逆流反萃,铬反萃率为97.5 %,铬浓度富集到29.5 g/L,铁浓度为10 mg/L;反萃铬后负载有机相再用氢氧化钠溶液反萃铁.      

废旧氢镍电池负极材料中稀土的资源化利用

设计了综合回收氢镍电池负极材料中稀土元素并同时回收镍、钴的湿法冶金流程.该流程回收的主要步骤包括：硫酸浸出负极,使大部分稀土以硫酸稀土的形式与镍、钴分离,硫酸稀土经碱转化为氢氧化稀土;进入浸出液的稀土,用P507+煤油萃取使其与镍、钴分离,并同时将锌、锰等杂质与镍、钴分离;用HCl反萃稀土,反萃液与氢氧化稀土中和得到氯化稀土.稀土的综合回收率为98.4%,镍、钴的综合回收率为98.5%.     

镍氢动力电池材料浸出液中稀土回收工艺

针对非对称电容型镍氢动力电池正负极材料硫酸浸出液,采用氢氧化钠调节p H值,硫酸钠作为沉淀剂,回收浸出液中的稀土金属。研究了温度、p H值、时间、Na/RE摩尔比对稀土回收效果的影响。实验结果表明,在温度50℃,时间15min,p H值为2.5、Na/RE摩尔比为9时,稀土回收效果最佳,可达到99%。     

含稀土磷灰石精矿酸浸试验研究

分别用硝酸、硫酸和盐酸对某复杂含稀土磷灰石精矿进行浸出试验。结果表明,硝酸浸出时,磷灰石中绝大部分磷进入溶液,而稀土则分散于浸出液和渣中;硫酸浸出时,稀土浸出率较低,磷浸出率较高,可控制合适的条件初步分离精矿中的磷和稀土;盐酸浸出时,磷和稀土的浸出率均较高,可以通过溶剂萃取的方法从溶液中分离磷和稀土。     

从钕铁硼废料中提取稀土工艺研究

采用氧化焙烧-盐酸分解法,研究从钕铁硼废料中提取稀土的工艺条件,探讨了焙烧温度和时间对铁的氧化率的影响,在浸出过程中考察了盐酸浓度、反应时间、反应温度以及液固比对稀土浸出率的影响,并分析了pH值和陈化时间对浸出液除杂效果的影响.结果表明:在700℃焙烧1.5 h,铁的氧化率最高,铁基本完全氧化成三价铁,在最佳浸出条件下稀土浸出率高达到99.33%,浸出液中和除杂时,调节pH值为3.5,陈化时间大于2 h,料液中非稀土杂质含量低,特别是铁仅为0.0014 g/L,浸出液完全达到稀土萃取的要求.      

浸出条件对稀土和铁浸出率的影响试验

以稀土精矿浓硫酸焙烧工艺中焙烧矿水浸过程为对象,研究了焙烧矿浸出温度、浸出时间、焙烧矿粒度等条件对稀土、铁浸出率的影响,并对水浸渣中稀土赋存状态进行了研究。研究表明,浸出温度和焙烧矿粒度对稀土、铁的浸出速率有较大影响,但对其浸出率没有影响,延长浸出时间,焙烧矿中的可溶性稀土、铁均可被浸出。水浸渣中的稀土主要以磷酸盐和氟氧化稀土形式存在,铁主要以磷酸铁形式存在,并含有少量硫化铁。     

含铟转炉渣的热活化浸出

以硫酸为浸出剂,采用热活化浸出的方法处理含铟0.4%的转炉渣回收铟。考察了热活化温度、热活化时间、硫酸初始浓度、液固比、浸出温度、浸出时间等因素对铟浸出率的影响,并比较了热活化浸出和常规浸出的试验结果,确定了热活化浸出的最佳条件:液固比(mL/g)5∶1、初始酸浓度6 mol/L、浸出温度363 K、浸出时间5 h、热活化温度1 323 K、热活化时间3 h。在最佳试验条件下,铟的浸出率由常规浸出时的50.32%提高到81.32%。     

硝酸法生产磷酸过程中稀土的浸出研究

研究了采用硝酸法生产磷酸工艺中稀土的浸出情况。详细探讨了温度、硝酸浓度、时间、粒度、液固比等因素对磷精矿中稀土浸出率的影响。结果表明,浸出稀土的适宜工艺条件是:40%HNO3、60℃、液固比2.5、搅拌转速300 r/min、-0.038 mm占82%、浸出90 min。此条件下稀土浸出率与磷矿分解率均大于98%。     

织金稀土磷精矿的硫酸循环浸出

采用硫酸循环浸出稀土磷精矿,对磷酸溶液和石膏洗液中P2O5与稀土的富集以及浸出率的情况进行研究。结果表明:在硫酸过量系数为1.03,液固比3.5∶1,时间3h,温度75℃的浸出条件下,再经2次石膏洗涤后,磷酸溶液中P2O5的浓度可以富集到280g/L,ΣREO的浓度可以富集到340mg/L左右,P2O5和ΣREO的浸出率分别为92.46%和31.76%。     

铜阳极泥浮选尾矿铅、锑、铋定向分离试验

采用工业食盐浸出铜阳极泥浮选尾矿中的铅,硫酸和工业食盐浸出尾矿中的锑、铋,考察液固比、温度、时间、NaCl浓度、H₂SO₄浓度对浸出过程中铅、锑、铋浸出率的影响.研究结果表明:液固比（质量比,下同）为5:1,浸出温度为80 ℃,浸出时间为2 h,NaCl浓度为6 mol/L时,铅、锑、铋的浸出率分别为72.2 %、7.83 %和10.77 %.液固比为5:1,浸出温度为60 ℃,浸出时间为2 h,H₂SO₄浓度为3 mol/L时,锑、铋的浸出率分别为74.97 %和84.27 %.锑、铋水解回收后,水解液可循环利用.      

Preparation of enriched cerium oxide from bastnasite with hydrochloric acid by two-step leaching

Roasted with sodium carbonate, bastnasite (Ln(Ce)CO₃F) was converted to calcine containing rare earth oxides (REO), among them cerium, which existed mainly as CeO₂. The calcine was first leached with diluted hydrochloric acid, which resulted in a sludge with the enriched cerium (IV) dioxide. The sludge was further leached with a concentrated hydrochloric acid, adding hydrogen peroxide as a reducing agent; in this manner, the enriched cerium tri-chloride (CeCl₃) was prepared. The optimal technological parameters are suggested as follows: first, the hydrochloric acid concentration, the leaching temperature, the ratio of solid to liquid, and the leaching time are 1 mol/L, 60°C, 1:20, and 90 minutes, respectively; second, the hydrochloric acid concentration, the dosage of hydrogen peroxide in every 5 g of the sludge, the ratio of solid to liquid, the leaching temperature, and the leaching time are 6 mol/L, 6 mL, 1:20, 50°C, and 90 minutes, respectively. As a result, the cerium-enriched rare earth (RE) solution, containing over 95 pct cerium oxide, is obtained, which is in turn available for use in preparing a kind of polishing powder containing high cerium. The total recovery of cerium was 91 pct (85.3 pct, in the second step).     

Preparation of enriched cerium oxide from bastnasite with hydrochloric acid by two-step leaching

Roasted with sodium carbonate, bastnasite (Ln(Ce)CO₃F) was converted to calcine containing rare earth oxides (REO), among them cerium, which existed mainly as CeO₂. The calcine was first leached with diluted hydrochloric acid, which resulted in a sludge with the enriched cerium (IV) dioxide. The sludge was further leached with a concentrated hydrochloric acid, adding hydrogen peroxide as a reducing agent; in this manner, the enriched cerium tri-chloride (CeCl₃) was prepared. The optimal technological parameters are suggested as follows: first, the hydrochloric acid concentration, the leaching temperature, the ratio of solid to liquid, and the leaching time are 1 mol/L, 60 °C, 1:20, and 90 minutes, respectively; second, the hydrochloric acid concentration, the dosage of hydrogen peroxide in every 5 g of the sludge, the ratio of solid to liquid, the leaching temperature, and the leaching time are 6 mol/L, 6 mL, 1:20, 50 °C, and 90 minutes, respectively. As a result, the cerium-enriched rare earth (RE) solution, containing over 95 pct cerium oxide, is obtained, which is in turn available for use in preparing a kind of polishing powder containing high cerium. The total recovery of cerium was 91 pct (85.3 pct, in the second step).