印尼某红土镍矿常压浸出实验研究

以印尼某地红土镍矿为原料,考察了浸出时间、浸出温度、硫酸浓度、液固比等因素对硫酸常压浸出镍、铁的影响。结果表明,硫酸浸出红土镍矿的适宜工艺参数为: 初始硫酸浓度300 g/L、液固比6∶1、搅拌速度300 r/min、浸出温度85 ℃、浸出时间240 min,此优化条件下红土镍矿中Ni浸出率97%,Fe浸出率83%。对浸出渣进行XRD、SEM分析表明,红土镍矿晶型较稳定,浸出后形貌无较大变化; 浸出渣主要成分为铁氧化物、硅氧化物和铁酸镍、铁酸镁。     

云南某红土镍矿酸浸试验研究

研究了用硫酸从云南某红土镍矿中浸出镍,考察了酸矿质量比、液固比和浸出时间对镍浸出率的影响。针对原矿性质特点,确定采用酸矿质量比为0.6∶1,液固比为3∶1,浸出时间为24 h的浸出工艺条件,最终可获得镍浸出率为88.48%的良好指标。研究结果表明该红土镍矿在常温常压下,采用硫酸浸出工艺是可行的,为该红土镍矿的综合利用开发了新途径,具在一定的推广应用价值。     

硝酸常压浸出红土镍矿特性及镍浸出动力学

采用ICP和XRD分析手段研究了某红土镍矿的元素及物相组成。采用硝酸常压浸出该红土镍矿。通过单因素条件实验和综合实验探究了硝酸浓度、固液比、搅拌转速、浸出时间、浸出温度在常压条件下对红土镍矿中Ni、Co、Fe和Mg浸出的影响,并求解了镍的浸出动力学。结果表明,该红土镍矿为硅镁型,在硝酸浓度5mol/L、固液比(g/mL)为1:12、搅拌转速250r/min、浸出时间150min、浸出温度85℃的条件下,Ni、Co、Fe和Mg的浸出率最佳,分别为98.75%、91.66%、81.45%、94.21%。镍的浸出过程符合收缩核模型,反应活化能为38.804kJ/mol,反应过程受化学反应和内扩散混合控制。     

低品位红土镍矿还原焙砂氨浸试验研究

本研究采用选择性还原焙烧—氨浸工艺从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴、铁,重点介绍了该工艺氨浸的试验研究。确定的最佳工艺条件为:NH3?∶CO2为90g/L∶60g/L,焙砂粒度-0.074mm占80%,液固比为2∶1(mL/g),浸出初始温度为25℃左右,浸出终点电位大于-100mV。综合试验的镍、钴浸出率分别为89.87%和62.20%。研究表明,在常温常压下采用氨浸法不但可以有效地回收镍、钴、铁,而且浸出剂可以循环使用,设备运行安全可靠,可取得较好的经济效益。     

红土镍矿常压盐酸浸出工艺及其动力学研究

采用盐酸在常压下浸出红土镍矿, 考察了矿石粒度、酸料比、反应温度、反应时间、固液比、氯离子浓度对镍、钴、锰等金属浸出率的影响, 得到了该实验下的优化条件为:矿石粒度为0.125～0.15 mm、酸料比为3∶1、反应温度80 ℃、反应时间1 h、固液比为1∶4、不外加氯化盐。在优化条件下的浸出结果表明, 各金属的浸出率分别为Ni 86.9%、Co 67.8%, Fe 86.5%、Mn 80.1%、Mg 58.5%、Cr 72.6%。对不同反应温度下的镍、铁的浸出率-时间曲线进行拟合, 结果表明该浸出过程不符合广泛采用的收缩核模型, 而用Avrami方程拟合则很好地符合其线性关系。浸出过程中镍、铁的活化能分别为72.125 kJ/mol和88.566 kJ/mol。     

红土镍矿酸浸沉镍后液中镁资源化的研究进展

红土镍矿的加压酸浸、常压酸浸、堆浸工艺分别适用于褐铁矿型红土镍矿、过渡层和硅镁镍矿型红土镍矿,两种或两种以上的湿法联合处理工艺对矿石适用范围更广。在红土镍矿酸浸过程中,Mg和Ni、Co等同时被不同程度的浸出进入溶液,浸出液沉淀富集Ni、Co后产生大量的含镁废水。若不对其进行有价回收,不仅造成了资源的浪费,还会污染环境。本文综述了红土镍矿酸浸沉镍后液中Mg资源化工艺的研究进展及工业化情况,其中包括沉镍后液中Mn(II)的净化,并对今后的研究发展方向进行了展望,以期为红土镍矿中Mg的综合回收提供技术参考。     

大洋锰结核和富钴结壳混合熔炼合金的锈蚀浸出研究

采用锈蚀浸出工艺处理大洋锰结核和富钴结壳混合熔炼合金粉末,研究了氯离子浓度、盐酸加入量、添加剂铜离子浓度以及空气和氧气等对合金中钴镍铜等有价金属浸出的影响。在最佳锈蚀浸出条件下铜钴镍浸出率分别为96.39%,93.51%和95.20%,合金中大部分铁进入渣中。     

红土镍矿常压还原浸出试验研究

采用还原酸浸工艺浸出过渡型红土镍矿中的有价金属镍、钴、铁、镁,考察了浸出时间、温度、酸矿比、液固比、还原剂铁粉用量对有价金属浸出率的影响。结果表明,适宜的还原浸出条件为:浸出时间6 h、温度80 ℃、酸矿比1.0、液固比5∶1、还原剂铁粉加入量为原矿质量的20%、搅拌速率400 r/min,此时有价金属镍、钴、铁、镁浸出率分别为73.25%、68.97%、68.93%、67.45%,浸出效果较好。     

红土镍矿加压酸浸工艺进展

随着硫化镍矿资源的逐渐减少,高效且低成本的开发红土镍矿资源以满足逐渐增加的镍需求有着重要意义。据此,本文首先介绍了红土镍矿的矿物学特性及其加压酸浸工艺的反应机理,并从提高镍浸出率、降低酸耗角度概述了该工艺的影响因素;其次从工业应用角度介绍了该工艺的技术改进,着重介绍了加压酸浸—常压酸浸工艺(HPAL-AL)和非常规介质浸出工艺。     

从红土镍矿中提取镍钴铁的新工艺研究

针对云南省元江红土镍矿的矿物组成特点,在比较国内外红土镍矿处理工艺的基础上,提出了还原—磨矿—选别—氧化浸出工艺处理该矿,并进行了全流程试验。首先进行了还原—磨矿—选别试验研究,主要考察了还原温度、还原时间、添加剂配比和还原剂配比对指标的影响;其次进行了综合试验。试验结果表明,还原—磨矿—选别可以抛弃红土镍矿中80%以上的脉石,同时实现镍钴铁富集,氧压浸出工艺可实现镍钴与铁的分离,并获得铁红产品。通过试验,获得的技术指标为:从原矿至氢氧化镍(钴)段,镍直收率大于75%、钴直收率大于70%和铁直收率大于80%;氢氧化镍产品镍的品位大于31%,氢氧化钴产品钴的品位大于0.70%,铁红产品铁含量大于62%,铁红达到铁精矿要求,可以作为铁精矿出售。该工艺实现了镍钴铁综合回收,资源利用率高,环境友好,为综合回收红土镍矿中镍钴铁提供一条新的工艺技术路线。     

Dissolution behaviour of a Turkish lateritic nickel ore

The atmospheric pressure sulphuric acid leaching characteristics of Adatepe (Eski?ehir, Turkey) laterite ore that has recently been put into operation was investigated. The effects of sulphuric acid concentration (5-95%), temperature (20-95 °C) and time (30-240 min) on leaching were determined by nickel, iron and arsenic analyses. The amounts of Ni, Fe and As in solution were observed to increase with increase of temperature from 20 °C to 70 °C for sulphuric acid concentrations between 5% and 95%. Further increase of temperature to 95 °C showed that the dissolution of Ni, Fe and As were increased until 60% sulphuric acid concentration and over 60% a decrease in the dissolution percentages was observed due to the probable formation of nickel and silicon containing ferric sulphate type compounds that cause nickel loss from the leach solution. Experimental results showed that maximum nickel dissolution of 99.2% at 95 °C could be reached in 120 min of leaching time for a sulphuric acid concentration of 60%. The congruency of Ni dissolution with respect to Fe was found to be congruent over about 25% Ni and 15% Fe dissolution values. XRD analyses on the residues obtained after leaching showed that it was not required to dissolve all goethite phase to reach maximum dissolution of nickel contained in the sample. An activation energy of 30.36 kJ/mole was determined for Ni dissolution showing that leaching is controlled by external diffusion and chemical reactions.     

Agglomeration and column leaching behaviour of goethitic and saprolitic nickel laterite ores

Processability of complex, low-grade nickel (Ni) laterite ores via heap leaching is very limited due to some intractable geotechnical and hydrological challenges such as poor heap porosity/permeability and structural stability. This work presents some investigations on laboratory batch drum agglomeration and continuous column leaching behaviour of saprolitic (SAP) and goethitic (G) Ni laterite ores as part of the quest for an effective ore pre-treatment process for enhanced heap leaching. As a focus, the effect of ore mineralogy/chemistry on the agglomeration and column leaching behaviour of −2 mm (crushed from −15 mm run-of-mine) G and SAP Ni laterite ores was examined. To produce ∼5–40 mm agglomerates in <15 min, the SAP ore required a higher H₂SO₄ (30 wt.%) binder dosage compared with the G ore, although both ores displayed substantially similar, coalescence-controlled agglomeration mechanism. The resulting G agglomerates were more robust than the SAP ones based upon their compressive strength and acidic solution soak test measurements. However, over 100 days of continuous column leaching, the structural stability of the SAP agglomerate bed was slightly greater than that of G agglomerates, reflecting a lesser slump of the former. The pregnant leach solution analysis revealed greater Ni/Co extraction rates from the SAP than the G agglomerates. Whilst the total mass of acid consumed per ton dry ore processed was greater for the SAP ore, the total kg acid per kg Ni extracted was markedly lower. Incongruent leaching of gangue minerals’ constituent elements (e.g., Fe, Mn, Mg, Al and Si) occurred and contributed significantly to the overall acid consumption. The findings show the relevance of agglomeration and column leaching tests for providing useful information for plant designing and optimization of Ni laterite heap leaching operations.     

红土铜矿硫酸化浸出工艺研究

开发了红土铜矿先硫酸化预处理后浸出的两步工艺, 考察了浓硫酸加入量、加水量和硫酸化时间对红土铜矿硫酸化的影响, 以及液固比和浸出时间对浸出的影响。结果表明: -0.15 mm粒级红土铜矿, 在加水量50%(v/w)、浓硫酸用量276 kg/t、硫酸化时间1.5 h下预处理, 然后以水为溶剂, 在液固比6∶1、反应温度60 ℃下浸出3 h, 铜浸出率达到87%。与常温硫酸搅拌浸出相比, 硫酸化浸出法铜浸出率约提高了14个百分点。     

电镀污泥氯化焙烧-弱酸浸出工艺研究

通过对电镀污泥氯化焙烧的热力学分析, 选择氯化铵为氯化剂, 在焙烧温度为673 K时可以实现对主要金属离子镍、铜的氯化, 而其中铁的物相以针铁矿、赤铁矿为主, 理论上难以被氯化。对氯化焙烧后的物料进行弱酸浸出, 最佳浸出条件为: 盐酸酸度为1 mol/L、浸出时间为45 min、浸出温度为318 K、液固比4∶1, 此时主金属离子镍、铜的浸出率分别为97.48%和87.65%, 而铁的浸出率只有26.83%, 所得结果与热力学分析比较吻合。     

双絮凝剂对细粒红土镍矿酸浸矿浆沉降性能的影响研究

针对红土镍矿酸浸矿浆中固体颗粒粒径小、固液分离时间长、效率低等问题,采用阳离子型聚丙烯酰胺(CPAM)和聚合硫酸铁(PFS)两种絮凝剂对矿浆进行处理,重点研究絮凝剂组合配比对矿浆沉降性能和抽滤性能的影响。结果表明,双絮凝剂组合使用可有效提高矿浆的沉降和抽滤性能。双絮凝剂最佳组合配比为:0.2‰CPAM+0.5‰PFS,采用此配比时,矿浆沉降时间可缩短在300s以内,浊度去除率可达97.6%,滤饼含水率降至32.29%。研究结果对工程实际应用具有较大的参考价值和指导意义。     

红土镍矿酸浸渣硫酸铵焙烧—超声分散—离心分离增白工艺研究

红土镍矿酸浸渣的存量大、白度低、重金属含量高,严重制约了在相关领域的回收应用,提纯增白是高效综合利用这种固废资源的一个亟待解决的技术问题。采用两段煅烧——直接煅烧后再加硫酸铵焙烧的工艺,使其白度得到较大提升后,再采用超声波分散浸出—离心提纯工艺去除影响酸浸渣白度的杂质。对样品白度、化学成分、矿物成分、颗粒形貌和孔结构进行了表征。结果表明:最优的增白工艺为,500℃预先煅烧1 h,添加200%镍渣质量的硫酸铵焙烧2 h,超声分散浸出8 min,在离心分离因数为4的条件下离心1 min。最终实现红土镍矿酸浸渣的白度由56%提升到84%,含铁量由0.92%下降到0.20%,比表面积由84 m2/g提升到96 m2/g,回收率达到47%以上。得到的红土镍矿酸浸渣纯度和白度显著提升,粒度减小以及孔结构特性得到优化,高值开发应用前景广阔。      

红土镍矿-硫酸铵焙烧熟料铁溶出动力学

以红土镍矿-硫酸铵混合焙烧后所得熟料为研究对象,采用水溶出的方法提取铁,系统地研究溶出温度、液固比、溶出时间、搅拌强度对铁溶出率的影响,并对铁的溶出动力学进行探讨。结果表明:在溶出温度60 ℃、溶出时间60 min、液固比2.5 GA6FA 1、搅拌强度400 r·min-1的条件下溶出时,铁的溶出率可达到99%以上;动力学分析表明,铁的溶出反应受外扩散控制,根据阿伦尼乌斯经验方程计算得到反应的表观活化能为E=7.23 kJ·mol-1,得到溶出过程动力学方程为1-（1-α）2/3=0.208 5 exp（-7 234/RT）t。