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CN114875241B - 硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法 - Google Patents

硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法 Download PDF

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CN114875241B
CN114875241B CN202210360236.0A CN202210360236A CN114875241B CN 114875241 B CN114875241 B CN 114875241B CN 202210360236 A CN202210360236 A CN 202210360236A CN 114875241 B CN114875241 B CN 114875241B
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Abstract

本发明公开了一种硫酸体系下从钕铁硼废料酸溶渣中综合回收有价金属的方法,采用硫酸溶液充分溶解酸浸渣,得到的酸溶液进行还原获得含硫酸亚铁溶液,然后通过氢氧化钠、硫化钠、硫化钠+碳酸氢钠的分阶段加入实现有价金属的分步沉淀富集,最后对回收有价金属后的获得的高纯硫酸亚铁溶液进行氧化结晶制备铁红,得到的α‑FeOOH经干燥、焙烧后,获得纯度大于99%的α‑Fe2O3粉末。本发明能够富集回收钕铁硼废料酸浸渣中的稀土和钴等元素、提高铁元素的利用价值,减少固体渣的堆存,降低环境污染。

Description

硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法
技术领域
本发明涉及钕铁硼废料回收领域,具体而言,涉及一种硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法。
背景技术
随着新能源领域的迅速发展,钕铁硼磁体的需求量迅速增加。然而在钕铁硼磁体在生产过程中,从原料预处理到最后的产品检测,每一步骤都不可避免地会产生废料;此外,随着时间推移,将有越来越多使用钕铁硼磁体的设备因结束服役而报废,产生了大量钕铁硼废料,因此钕铁硼废料年产生量将会越来越多,如2016年我国产生废料2.8万余吨,而2021年达5.0万吨。钕铁硼废料中稀土含量约占30%,主要元素包括Ce、Pr、Nd、Gd等,其余则是铁、铝、钴等元素。可见,钕铁硼废料含有较高含量的有价元素,具有较高的综合回收利用价值。
目前工业上主要采用盐酸优溶法回收钕铁硼废料中的有价金属,其主要的流程包括氧化焙烧、盐酸优溶、萃取分离、沉淀焙烧等。在钕铁硼废料氧化焙烧过程中,主要将铁元素充分氧化形成难以酸溶的三氧化二铁、稀土元素氧化为稀土氧化物;然后将焙烧产物置于盐酸中进行优溶,使稀土氧化物优先溶解浸出。在盐酸优溶过程仍然会有一定量的三氧化二铁或未氧化完全的氧化亚铁被溶解浸出进入到浸出液中,此时需通过向浸出液中添加氧化剂并调节其pH,将已溶出的铁元素以氢氧化铁的形式沉淀进入酸浸渣,最终再通过弱酸过滤洗涤以达到稀土与铁分离的目的。然而,酸浸渣中主要成分虽为Fe2O3/Fe(OH)3,但渣中仍然有百分之零点几至百分之几的稀土元素及钴等金属元素残留。目前工业上酸浸渣是通过将其加入到钢铁冶金工序中以回收其中的铁元素,而渣中稀土、钴等有价金属并未回收,造成了资源的浪费。
对于酸浸渣的综合回收已有一些研究,如吴冕等在论文钕铁硼磁性材料二次废料综合回收利用技术研究中采用盐酸全溶,将金属转移进入溶液后,首先进行Fe的水解,分离得到β-FeOOH,经过焙烧获得纯度为98.01%的氧化铁红;然后水解后液以NH4HCO3沉淀剂,通过调节pH分步沉淀回收稀土和钴。然而在Fe/RE/Co沉淀分离过程中,相关有价金属的综合回收率不高,铁为89%、钴为88%、稀土则仅有79%。同时在专利CN201610246932.3中采用硫酸进行酸浸渣的分解,之后通过铁屑还原Fe3+生成Fe2+,净化除杂,最后采用空气氧化法制备氧化铁红,在该专利中,对于酸浸渣中的稀土/钴元素则是在酸分解、净化除杂和铁红的洗涤过程的溶液中进行分步回收富集,整个工艺流程十分复杂,严重影响工业的生产效率,同时对设备要求高。专利CN201810865627.1通过多段酸洗的方式回收稀土元素,但回收率不高、且得到的溶液浓度低,稀土富集困难;钴也没有很好的收集。CN201910009567.8采用闪速还原的方式分离其中的铁和稀土,从而高效回收稀土和铁。
综上所述,对于钕铁硼废料回收过程中产生的酸浸渣的综合回收,如何在铁元素占据主体情况下,提供一种高效分离稀土等有价元素与铁的方法,同时将铁元素进行高值化利用,以提高工业上废料的回收效益,已经成为目前亟待解决的技术问题。
发明内容
本发明的主要目的在于开发一种处理钕铁硼废料酸浸渣的方法,以富集回收稀土和钴等元素、提高铁元素的利用价值,减少固体渣的堆存,降低环境污染。
为了实现上述目的,提供了一种硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法,具体包括以下步骤。
(1)酸浸渣两段逆流酸溶还原:采用7.0-10.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流酸溶,控制温度为70-95℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣;然后引入还原剂对酸溶液进行还原处理,获得含硫酸亚铁溶液。
(2)有价金属分步沉淀富集:首先往所述的含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.1-3.4,再加入硫化钠溶液,硫化钠的加入量为所述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的3-6倍,然后加入含硫化钠和碳酸氢钠的混合溶液,调节含硫酸亚铁溶液的pH为4.4-4.7,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物。
(3)氧化结晶制备铁红:将高纯硫酸亚铁溶液稀释至10-30g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为30-50mg/L,控制温度为70-95℃,持续通入空气,并通过正加料的方式加入碳酸氢钠,调节反应pH维持在3.0~4.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH进行干燥、焙烧,得到α-Fe2O3
进一步地,所述含硫化钠和碳酸氢钠混合溶液中硫化钠和碳酸氢钠的摩尔比为0.2-0.45。
进一步地,在有价金属分步沉淀富集步骤之前,向含硫酸亚铁溶液中加入酒石酸、苹果酸、植酸、聚乙烯醇、羟胺盐、柠檬酸的一种或几种。
进一步地,所属还原剂为废旧铁皮。
进一步地,所述焙烧温度为700-900℃。
进一步地,所获得的α-Fe2O3纯度大于99%。
本发明根据钕铁硼废料酸浸渣的组成和特点,为充分分离铁离子和其他非铁离子,更好的实现稀土、钴等有价金属的回收及铁元素的高值利用,采用7.0-10.0mol/L的硫酸溶液在70-95℃的条件下充分溶解酸浸渣,得到的酸溶液进行还原得到含硫酸亚铁溶液,然后通过氢氧化钠、硫化钠、硫化钠+碳酸氢钠的加入实现有价金属的分步沉淀富集,通过控制沉淀剂的加入顺序和用量,可将稀土和钴等元素尽可能的回收,并降低铁的损失率;而在加入沉淀剂之前,优选向含硫酸亚铁溶液中加入酒石酸、苹果酸、植酸、聚乙烯醇、羟胺盐、柠檬酸的一种或几种,可以更高效的分离铁离子和稀土/钴离子;最终对获得的高纯硫酸亚铁溶液进行氧化结晶制备铁红,控制温度为70-95℃,持续通入空气,并通过正加料的方式加入碳酸氢钠,调节反应pH维持在3.0~4.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,700-900℃焙烧,获得纯度大于99%的α-Fe2O3粉末。
具体实施方式
需要说明的是,在不冲突的情况下,本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本申请。
目前已有的钕铁硼废料酸溶渣中回收有价金属的方法主要还是闪速法、酸溶-沉淀法等,但上述方法都有一些缺点,如稀土、钴等回收率不高,氧化铁红的纯度不高等,局限了其应用领域。
本发明提供了一种硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法,以实现稀土、钴等有价金属的回收及铁元素的高值利用。具体包括以下步骤。
(1)酸溶渣两段逆流酸溶还原:采用7.0-10.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流酸浸,控制温度为70-95℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣;此时稀土浸出率达到85%以上,钴的浸出率达到96%以上,铁的浸出率超过80%。然后引入还原剂对酸浸液进行还原处理,获得含硫酸亚铁溶液,溶液采用KSCN检测无红色沉淀生成,此时含硫酸亚铁溶液中三价铁离子的含量小于0.2g/L;优选还原剂为废旧铁皮,可充分利用废旧资源、同时不引入其他杂质,也可增加含硫酸亚铁溶液中铁元素的浓度。此时含硫酸亚铁溶液中三价铁离子的含量小于0.2g/L。
(2)有价金属分步沉淀富集:首先往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.1-3.4,将溶液中的铝离子全部沉淀水解,这样可以避免铝离子的存在增加后续硫酸钠沉淀剂的用量;然后再加入硫化钠溶液,硫化钠的加入量为所述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的3-6倍,将溶液中的大部分钴离子沉淀下来;最后加入含硫化钠和碳酸氢钠的混合溶液,调节含硫酸亚铁溶液的pH为4.4-4.7,此时稀土离子和剩余的钴离子基本沉淀下来,最终进行固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物;整个过程中稀土、钴元素的沉淀率大于95%,铝的沉淀率大于99%,亚铁离子的损失率小于5%。尤其需要注意的是,三种沉淀剂的顺序不能调整,不然容易造成硫化钠用量大、亚铁沉淀率高、有价金属沉淀率降低等问题;而且对于硫化钠和碳酸氢钠的混合溶液,不能简单的以硫化钠或者碳酸氢钠单独溶液作为沉淀剂,因为如果单独以硫化钠作为沉淀剂,稀土离子沉淀不完全;如果单独以碳酸氢钠作为沉淀剂,钴离子沉淀不完全;如果要采用硫化钠或碳酸氢钠沉淀剂沉淀大部分的钴和稀土,则铁的损失率会大大增加。同时含硫化钠和碳酸氢钠混合溶液中硫化钠和碳酸氢钠的摩尔比为0.2-0.45,也是考虑在此条件下能更好的分离稀土/钴和铁元素。如果摩尔比大于0.45,则混合溶液的碱度偏高,导致溶液中碳酸根偏多,沉淀过程中铁元素沉淀率会增加;如果摩尔比小于0.2,则不能在稀土沉淀完全的同时,实现钴的大部分沉淀。特别的,在有价金属分步沉淀富集步骤之前,向含硫酸亚铁溶液中加入酒石酸、苹果酸、植酸、聚乙烯醇、羟胺盐、柠檬酸的一种或几种。加入这些助剂,可以更多的优先络合亚铁离子,使得在沉淀稀土或钴的时候,降低铁的沉淀,最终提高铁元素的收率,同时增加有价金属富集物中稀土和钴的纯度。
(3)氧化结晶制备铁红:将高纯硫酸亚铁溶液稀释至10-30g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为30-50mg/L,控制温度为70-95℃,持续通入空气,并通过正加料的方式加入碳酸氢钠,调节反应pH维持在3.0~4.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH进行干燥、焙烧,得到纯度大于99%的α-Fe2O3。干燥温度可以为50℃左右,焙烧温度为700-900℃。其中铜离子的加入可以催化亚铁离子的氧化结晶制备晶型α-FeOOH,但其加入量过少催化效果不明显,加入量过多会影响最终获得的α-Fe2O3的纯度。
下面将结合实施例进一步说明本发明提供的一种硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法。
对比实施例1
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 8.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为80℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为86.7%,钴浸出率为97.6%,铁的浸出率为83.5%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.3,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的6倍,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.2%,稀土离子的沉淀率为28.7%,钴离子的沉淀率为91.1%,铁离子的沉淀率为0.7%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至20g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为40mg/L,控制温度为80℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在3.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,800℃焙烧,得到纯度为97.8%的α-Fe2O3
对比实施例2
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 8.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为80℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为86.7%,钴浸出率为97.6%,铁的浸出率为83.5%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.3,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的6倍,最后加入硫化钠和碳酸氢钠摩尔比为0.6的混合溶液,调节硫酸亚铁溶液的pH为4.6,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.1%,稀土离子的沉淀率为82.2%,钴离子的沉淀率为96.2%,铁离子的沉淀率为10.5%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至20g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为40mg/L,控制温度为80℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在3.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,800℃焙烧,得到纯度为97.6%的α-Fe2O3
对比实施例3
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 8.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为80℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为86.7%,钴浸出率为97.6%,铁的浸出率为83.5%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.3,再加入硫化钠和碳酸氢钠摩尔比为0.4的混合溶液,调节硫酸亚铁溶液的pH为4.6,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.2%,稀土离子的沉淀率为96.3%,钴离子的沉淀率为81.6%,铁离子的沉淀率为8.2%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至20g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为40mg/L,控制温度为80℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在3.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,800℃焙烧,得到纯度为97.7%的α-Fe2O3
对比实施例4
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 8.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为80℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为86.7%,钴浸出率为97.6%,铁的浸出率为83.5%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.3,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的6倍,最后加入碳酸氢钠溶液调节硫酸亚铁溶液的pH为4.6,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.3%,稀土离子的沉淀率为97.1%,钴离子的沉淀率为80.2%,铁离子的沉淀率为7.6%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至20g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为40mg/L,控制温度为80℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在3.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,800℃焙烧,得到纯度为97.5%的α-Fe2O3
实施例1
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 8.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为80℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为86.7%,钴浸出率为97.6%,铁的浸出率为83.5%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.3,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的6倍,最后加入硫化钠和碳酸氢钠摩尔比为0.4的混合溶液,调节硫酸亚铁溶液的pH为4.6,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.2%,稀土离子的沉淀率为96.3%,钴离子的沉淀率为96.4%,铁离子的沉淀率为4.3%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至20g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为40mg/L,控制温度为80℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在3.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,800℃焙烧,得到纯度为99.1%的α-Fe2O3
实施例2
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 9.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为90℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为87.1%,钴浸出率为98.1%,铁的浸出率为84.1%;然后采用抗坏血酸对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.3,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的4倍,最后加入硫化钠和碳酸氢钠摩尔比为0.3的混合溶液,调节硫酸亚铁溶液的pH为4.5,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.3%,稀土离子的沉淀率为96.1%,钴离子的沉淀率为95.6%,铁离子的沉淀率为4.4%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至25g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为30mg/L,控制温度为75℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在3.0,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,900℃焙烧,得到纯度为99.3%的α-Fe2O3
实施例3
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 10.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为70℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为85.6%,钴浸出率为96.8%,铁的浸出率为82.5%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入苹果酸,使溶液中苹果酸浓度为0.5g/L,采用氢氧化钠溶液调节pH至3.1,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的5倍,最后加入硫化钠和碳酸氢钠摩尔比为0.2的混合溶液,调节硫酸亚铁溶液的pH为4.7,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.4%,稀土离子的沉淀率为97.4%,钴离子的沉淀率为97.5%,铁离子的沉淀率为3.7%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至10g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为35mg/L,控制温度为90℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在4.0,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,850℃焙烧,得到纯度为99.2%的α-Fe2O3
实施例4
取10g钕铁硼废料酸浸渣,采用40mL 7.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流浸出,控制反应温度为95℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣,此时稀土浸出率为86.9%,钴浸出率为97.9%,铁的浸出率为81.8%;然后采用废旧铁片对酸溶液进行还原处理,直至溶液采用KSCN检测红色沉淀生成为止,获得含硫酸亚铁溶液。往含硫酸亚铁溶液中加入聚乙烯醇,使溶液中聚乙烯醇浓度为1.0g/L,采用氢氧化钠溶液调节pH至3.2,再加入0.35mol/L的硫化钠溶液,其加入量为上述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的3倍,最后加入硫化钠和碳酸氢钠摩尔比为0.45的混合溶液,调节硫酸亚铁溶液的pH为4.4,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物,此时铝离子的沉淀率为99.3%,稀土离子的沉淀率为96.8%,钴离子的沉淀率为98.3%,铁离子的沉淀率为3.4%。将高纯硫酸亚铁溶液稀释至30g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为50mg/L,控制温度为85℃,持续以1L/min的流速通入空气,并通过正加料的方式缓慢加入0.3mol/L碳酸氢钠,以调节反应pH维持在4.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH置于50℃干燥,850℃焙烧,得到纯度为99.1%的α-Fe2O3。

Claims (5)

1.一种硫酸体系下从钕铁硼废料酸浸渣中综合回收有价金属的方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)酸浸渣两段逆流酸溶还原:采用7.0-10.0mol/L的硫酸溶液对酸浸渣进行两段逆流酸溶,控制温度为70-95℃,固液分离得到酸溶液和酸溶渣;然后引入还原剂对酸溶液进行还原处理,获得含硫酸亚铁溶液;
(2)有价金属分步沉淀富集:首先往所述的含硫酸亚铁溶液中加入氢氧化钠溶液调节pH至3.1-3.4,再加入硫化钠溶液,硫化钠的加入量为所述含硫酸亚铁溶液中钴离子完全沉淀所需理论用量的3-6倍,然后加入含硫化钠和碳酸氢钠的混合溶液,调节含硫酸亚铁溶液的pH为4.4-4.7,固液分离得到高纯硫酸亚铁溶液和有价金属富集物;所述含硫化钠和碳酸氢钠混合溶液中硫化钠和碳酸氢钠的摩尔比为0.2-0.45;
(3)氧化结晶制备铁红:将高纯硫酸亚铁溶液稀释至10-30g/L,此浓度是以铁离子计,并加入硫酸铜使高纯硫酸亚铁溶液中铜离子浓度为30-50mg/L,控制温度为70-95℃,持续通入空气,并通过正加料的方式加入碳酸氢钠,调节反应pH维持在3.0~4.5,固液分离后得到α-FeOOH;最后将α-FeOOH进行干燥、焙烧,得到α-Fe2O3
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(2)之前加入酒石酸、苹果酸、植酸、聚乙烯醇、羟胺盐、柠檬酸的一种或几种。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述还原剂为废旧铁皮。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤(3)中焙烧温度为700-900℃。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述α-Fe2O3纯度大于99%。
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GB662051A (en) * 1948-01-06 1951-11-28 Davide Primavesi Improved chemical process for producing powdered iron
CA1171608A (en) * 1982-06-21 1984-07-31 Xuan T. Nguyen Recovery process for kraft black liquor
CN105734296B (zh) * 2016-04-20 2017-10-31 南阳东方应用化工研究所 一种钕铁硼废料酸浸渣的综合利用方法
CN106319227A (zh) * 2016-08-23 2017-01-11 赣州市恒源科技股份有限公司 一种钕铁硼废料酸浸渣的综合利用方法
CN108913918A (zh) * 2018-07-09 2018-11-30 武汉工程大学 一种利用风化壳淋积型稀土矿原地浸出的极稀稀土溶液回收稀土的方法
CN113104901B (zh) * 2021-04-13 2024-02-09 江西理工大学 一种从稀土废料酸浸渣制备铁黄的方法
CN113293307B (zh) * 2021-06-03 2023-08-15 中国科学院江西稀土研究院 一种从钕铁硼废料盐酸优溶法铁尾渣中提取铁、钴的方法

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