CN103074491A - 一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法 - Google Patents
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Abstract
一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,涉及湿法冶金过程含铜、铬、镍资源酸浸溶液中铜、铬、镍分离方法。其工艺过程的步骤依次包括:(1)将酸浸溶液加入萃取剂进行铜萃取;(2)将萃取铜后的有机相采用硫酸反萃分离出铜;(3)萃取铜后的萃余相除油后,加入可溶性磷酸盐,进行磷酸沉铬反应;(4)进行过滤分离,分别得到磷酸铬氢氧化铬复合沉淀物和含镍滤液。本发明的方法工艺操作简单、流程短、成本低;在较宽的金属离子浓度范围内具有强选择性,而且铜、铬、镍分离效果理想;铜回收率大于99%,铬、镍回收率均大于98%,经济效益显著;使用的磷酸盐沉淀剂可循环利用,生产过程无环境二次污染。
Description
技术领域
一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,涉及湿法冶金过程中含铜、铬、镍资源酸浸溶液,特别是含铜、铬、镍成分电镀污泥的酸浸出液中铜、铬、镍分离方法。
背景技术
在湿法冶金过程中,会产生含铜、铬、镍的酸浸溶液。对于溶液中的铜和镍的分离提取已经有较***的研究,应用也比较多,常见的分离方法有萃取分离法(P204、P507萃取镍或者M5640、LIX984、N902萃取铜)、硫化物沉淀铜分离法,碱沉淀镍分离法等。
目前在含铜、铬和镍酸性混合溶液中金属分离的方法有:分步中和沉淀法;萃取分离铜—碳酸盐沉淀镍—中和沉铬的分离方法;置换分离铜—P204萃取分离镍—中和沉淀铬的工艺。由于铬与铜、镍同属第四周期过渡元素,元素化学性质相近,分离过程中存在相互干扰的现象,因而分离效果不理想,产品杂质含量高。
申请号201110228702.1的发明专利涉及一种从电镀污泥中回收有价金属的方法,以电镀泥为原料,综合运用湿法冶金中的浸出原理、氧化还原原理、萃取原理、铁屑置换原理、蒸发结晶原理等先进理论和科学手段,采用“电镀污泥酸分解-浸出液净化除铬铁-P204除杂-P507富集-浓缩结晶”工艺,同时采用萃取除钙镁的方法除钙镁,替代传统的氟化钠除钙镁。镍的回收率达95%,回收海绵铜的铜含量大于80%。
申请号200910190516.6的发明专利涉及一种从电镀污泥中回收镍、铜的方法,包括以下步骤:将硫酸加入电镀污泥中,浸出该电镀污泥中含有的镍、铜、铁和铬金属;加入过氧化氢,采用E.Z.针铁矿法去除铁和铬;加入萃取剂,实现镍与铜的分离以及镍的富集,所述萃取剂包括P507和煤油;回收萃取后的铜生产硫酸铜或电极铜,在萃取富集后的含镍萃余液中再次加入包括P507和煤油的萃取剂而得到硫酸镍。
申请号200910016243.3的发明专利涉及一种电镀污泥资源化的处理方法,该方法的过程包括:电镀污泥首先在常温下经酸浸溶出其中的有价金属,然后将过滤分离出的酸浸液倒入铜电解槽中回收得到电解铜,接着采用黄铵铁矾法沉淀除去铜酸浸液中的铁和铬,经过滤分离出铁铬渣和含镍酸浸液;最后,将含镍酸浸液倒入镍电解槽中回收部分电解镍,剩余的硫酸镍溶液可被电镀车间回用,作为电镀液的原料。
申请号200610050002.7是发明专利涉及一种从电镀污泥中回收有价金属的方法,包括如下顺序步骤:(1)用稀酸浸出电镀污泥中含有的有价金属,经过滤分离出酸浸渣和酸浸液;(2)在85-100℃用硫化物沉淀上述酸浸液中的铜,经过滤分离出硫化铜和沉淀母液;(3)将5-20%的碱溶液加入上述沉淀母液中,并控制溶液的pH值在5.0-6.0,使溶液中的铬、铝沉淀,过滤分离出铬铝渣及含铁、锌、镍的母液。
申请号200910184773.9的发明专利是一种从电镀污泥中回收铜、镍、铬、锌、铁的方法,属于冶金化工技术领域。包括酸浸出、硫化分离富集、热压浸出、萃取分离、铬热压氧化、铬溶液净化、提取氯化铁等过程。
申请号200610050002.7的发明专利涉及一种从电镀污泥中回收有价金属的方法,包括如下顺序步骤:(1)用稀酸浸出电镀污泥中含有的有价金属,经过滤分离出酸浸渣和酸浸液;(2)在85-100℃用硫化物沉淀上述酸浸液中的铜,经过滤分离出硫化铜和沉淀母液;(3)将5-20%的碱溶液加入上述沉淀母液中,并控制溶液的pH值在5.0-6.0,使沉溶液中的铬、铝沉淀,过滤分离出铬铝渣及含铁、锌、镍的母液。
针对酸性条件下铜、铬、镍之间高效分离的研究成果还不多,规模化应用的分离效果还不理想,缺乏支撑产业化应用的经济适用技术,目前没有大规模工业化应用的报道。这也是一直困扰含铜、铬和镍电镀污泥等二次资源循环利用的技术难题之一,不利于铬的无害化处置和有价成分金属铜、铬、镍的高效回收与资源化利用。
发明内容
本发明的目的是针对上述已有技术中存在的不足,提供一种工艺简单、流程短、环境友好的酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于其工艺过程的步骤依次包括:
(1)将含铜、铬、镍离子的酸浸溶液,加入萃取剂进行铜萃取;
(2)将萃取铜后的有机相采用硫酸反萃分离出铜;
(3)萃取铜后的萃余相除油后,调整溶液pH值,加入可溶性磷酸盐,进行磷酸沉铬反应,使磷酸铬与氢氧化铬形成复合共沉淀物;
(4)进行过滤分离,分别得到磷酸铬氢氧化铬复合沉淀物和含镍滤液。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的含铜、铬、镍离子的酸浸溶液中,铜离子含量为0.1~15g/L,铬离子含量为0.1~20g/L, 镍离子含量为0.1~30g/L,溶液pH值小于1。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的进行铜萃取过程采用LIX984N为萃取剂,煤油为稀释剂,萃取相比O/A为0.5~2,常温下搅拌萃取5~15min,2~4级萃取。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的采用硫酸反萃分离出铜过程是采用100~300g/L硫酸反萃含铜有机相,反萃相比O/A为0.5~2,常温下搅拌反萃5~15min,1~2级反萃,反萃液得到硫酸铜。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的步骤(3)是将萃余液经活性炭除油后,加入碱液调整萃余液pH值为1.0~2.5。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于其萃取分离铜后,采用可溶性磷酸盐来选择性沉淀分离铬和镍离子,添加的磷酸根与铬离子摩尔比为0.2~0.8。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于进行磷酸沉铬反应是在60~90℃温度下,反应60~120min。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于进行磷酸沉铬反应过程中进行搅拌,搅拌的线速度控制为100~400 m/min。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于沉淀反应完成后过滤分离,铬形成磷酸铬与氢氧化铬复合沉淀物留着滤饼中,镍保持在溶液中,达到铬、镍选择性分离效果。
本发明的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,采用的 LIX984N是高效铜萃取剂,具有容量高、选择性好、相分离速度快、反萃取相对容易等优点。LIX984N萃取后铜基本进入萃取有机相,而其他金属仍保持在萃余相中,首先实现铜的分离提取。然后利用Cr3+、Ni2+的磷酸盐溶解度差异而实现的一种选择性沉淀分离铬和镍的方法,CrPO4·2H2O的溶度积Ksp为2.4×10-23,Cr(OH)3的溶度积Ksp为6.3×10-31,而Ni3(PO4)2易溶于酸,磷酸铬能与氢氧化铬结合生成胶体状复合沉淀物,通过调整溶液pH值、化学沉淀反应、过滤分离等工艺步骤,最终得到磷酸铬氢氧化铬复合沉淀物和含镍滤液,实现铬和镍选择性分离提取,从而实现酸浸溶液中铜、铬、镍的分步冶金分离。
本发明的方法具有以下优点:(1)工艺操作简单、流程短、成本低;(2)工艺在较宽的金属离子浓度范围内具有强选择性,而且铜、铬、镍分离效果理想;(3)铜回收率大于99%,铬、镍回收率均大于98%,经济效益显著;(4)过程中使用的磷酸盐沉淀剂可循环利用,生产过程无环境二次污染。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,是将含铜、铬、镍离子的酸浸溶液,经过加萃取分离铜、萃余液调整溶液pH值、加化学沉淀剂进行沉铬反应和过滤分离的步骤,实现铜、铬和镍的分步选择性分离;其含铜、铬、镍酸浸溶液中,铜离子含量0.1~15g/L,铬离子含量0.1~20g/L, 镍离子含量0.1~30g/L,溶液pH值小于1;其萃取铜选用LIX984N为萃取剂,煤油为稀释剂,萃取相比O/A为0.5~2,常温下搅拌萃取5~15min,2~4级萃取,洗涤后使用100~300g/L硫酸反萃含铜有机相,反萃相比O/A为0.5~2,常温下搅拌反萃5~15min,1~2级反萃,反萃液得到硫酸铜;其萃取铜后的萃余液经活性炭除油后,加入适量碱液调整萃余液pH值,使溶液pH值在1.0~2.5之间;萃取分离铜后,采用可溶性磷酸盐(如磷酸钠)来选择性沉淀分离铬和镍离子,添加的磷酸根与铬离子摩尔比在0.2~0.8之间;铬、镍沉淀分离反应是在60~90℃区间保温60~120min,过程中搅拌线速度控制在100~400 m/min之间;沉淀反应完成后过滤分离,铬基本形成磷酸铬与氢氧化铬复合沉淀物留着滤饼中,镍基本保持在滤液中,从而实现铬、镍选择性分离效果。
实施例1
含铜、铬、镍电镀污泥经硫酸浸出后,得到溶液中Cu含量为4.8g/L,Cr含量为4.8g/L,Ni含量为2.9g/L,溶液pH值为0.5。采用20%(v/v)LIX984N作萃取剂萃取铜,煤油为稀释剂,相比O/A=1,常温下搅拌时间5min,进行两级萃取。有机相以浓度10 g/L的硫酸为洗涤剂,相比O/A=2,常温下搅拌时间5min,进行一级洗涤。洗涤后负载有机相以浓度180 g/L的硫酸为反萃剂,相比O/A=1,常温下搅拌时间5min,进行一级反萃,反萃液得到硫酸铜,首先实现了铜的分离提取。萃余液中铜含量为0.03g/L,铜回收率99.3%。
萃铜后的萃余液经活性炭除油后,加入适量NaOH溶液调整溶液pH值至2.0,以磷酸钠为沉淀剂,按磷酸根与铬离子摩尔比0.4的量加入磷酸钠,在90 ℃条件下保温60 min,过程中搅拌线速度控制在200 m/min,过滤得到磷酸铬氢氧化铬复合沉淀物,滤液中铬、镍浓度分别为0.06g/L和2.81g/L,铬回收率为98.2%,镍回收率为98.0%,从而实现了铬、镍的分离提取。
实施例2
含铜、铬、镍电镀污泥经硫酸浸出后,得到溶液中Cu含量为13.5 g/L,Cr含量为8.0g/L,Ni含量为5.2 g/L,溶液pH值为1.0。采用30%(v/v)LIX984N作萃取剂萃取铜,煤油为稀释剂,相比O/A=1,常温下搅拌时间5min,进行三级萃取。有机相以浓度10 g/L的硫酸为洗涤剂,相比O/A=2,常温下搅拌时间10min,进行一级洗涤。洗涤后负载有机相以浓度200 g/L的硫酸为反萃剂,相比O/A=1,常温下搅拌时间5min,进行一级反萃,反萃液得到硫酸铜,首先实现了铜的分离提取。萃余液中铜含量为0.10g/L,铜回收率99.1%。
萃铜后的萃余液经活性炭除油后,加入适量NaOH溶液调整溶液pH值至2.5,以磷酸钠为沉淀剂,按磷酸根与铬离子摩尔比0.6的量加入磷酸钠,在70 ℃条件下保温90min,过程中搅拌线速度控制在300 m/min,过滤得到磷酸铬氢氧化铬复合沉淀物,滤液中铬、镍浓度分别为0.07g/L和5.05g/L,铬回收率为98.9%,镍回收率为98.1%,从而实现了铬、镍的分离提取。
以上所述,仅为本发明的具体实施案例,但可以有许多改进和改变,因此本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭示的技术范围内,可轻易想到的变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于其工艺过程的步骤依次包括:
(1)将含铜、铬、镍离子的酸浸溶液,加入萃取剂进行铜萃取;
(2)将萃取铜后的有机相采用硫酸反萃分离出铜;
(3)萃取铜后的萃余相除油后,调整溶液pH值,加入可溶性磷酸盐,进行磷酸沉铬反应,使磷酸铬与氢氧化铬形成复合共沉淀物;
(4)进行过滤分离,分别得到磷酸铬氢氧化铬复合沉淀物和含镍滤液。
2.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的含铜、铬、镍离子的酸浸溶液中,铜离子含量为0.1~15g/L,铬离子含量为0.1~20g/L, 镍离子含量为0.1~30g/L,溶液pH值小于1。
3.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的进行铜萃取过程采用LIX984N为萃取剂,煤油为稀释剂,萃取相比O/A为0.5~2,常温下搅拌萃取5~15min,2~4级萃取。
4.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的采用硫酸反萃分离出铜过程是采用100~300g/L硫酸反萃含铜有机相,反萃相比O/A为0.5~2,常温下搅拌反萃5~15min,1~2级反萃,反萃液得到硫酸铜。
5.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的步骤(3)是将萃余液经活性炭除油后,加入碱液调整萃余液pH值为1.0~2.5。
6.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于其萃取分离铜后,采用可溶性磷酸盐来选择性沉淀分离铬和镍离子,添加的磷酸根与铬离子摩尔比为0.2~0.8。
7.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于进行磷酸沉铬反应是在60~90℃温度下,反应60~120min。
8.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于进行磷酸沉铬反应过程中进行搅拌,搅拌的线速度控制为100~400 m/min。
9.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于沉淀反应完成后过滤分离,铬形成磷酸铬与氢氧化铬复合沉淀物留着滤饼中,镍在溶液中,达到铬、镍选择性分离效果。
10.根据权利要求1所述的一种酸浸溶液中的铜、铬、镍的提取分离方法,其特征在于所述的含铜、铬、镍离子的酸浸溶液为含铜、铬、镍成分电镀污泥的硫酸浸出液。
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PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20130501 |