赤泥中硫酸选择性浸出铁、钪及动力学研究

以硫酸为浸出剂,进行了酸浸初步分离铁、钪的研究,考察了反应时间、反应温度、液固比、硫酸浓度等对浸出率的影响。结果表明,在40 ℃、液固比10∶1、硫酸浓度10 mol/L条件下浸出30 min,铁、钪浸出率分别为11.32%、58.41%。酸浸铁、钪的动力学研究结果表明,赤泥酸浸铁的过程符合未反应收缩核模型,受化学反应控制,其表观活化能为41.79 kJ/mol;而赤泥酸浸钪的过程符合多相液固区域反应动力学特征,受扩散控制,其表观活化能为6.72 kJ/mol。     

拜耳法赤泥中铝铁的盐酸浸出过程研究

分析了拜耳法赤泥的矿物组成,通过热力学计算讨论了赤泥与盐酸反应可行性。通过正交试验得出了盐酸浸出赤泥的最佳条件。结果表明:对铝、铁浸出率显著性影响顺序分别为盐酸浓度温度液固比反应时间,盐酸浓度液固比温度反应时间;最佳条件为:盐酸浓度6 mol/L,温度110℃,液固比6:1,反应时间90 min;在最佳条件下,铝铁浸出率分别为83%和84%。浸出反应符合未反应收缩核模型的化学反应控制过程,铝、铁的浸出活化能分别为45.17 KJ/mol,22.35 KJ/mol。     

从某高镁铁贫红土镍矿中酸浸富集镍试验

某难选贫氧化镍矿中铁和氧化镁含量较高,镍品位仅为0.71%,物理方法难以选别。研究采用碎磨—酸浸—净化—硫化沉镍—碳化沉镁的工艺,考察了矿石粒度、浸出时间、浸出剂用量、浸出温度以及液固比等因素对镍浸出率的影响。结果表明:在矿石粒度为-0.35 mm占60%,浸出时间为2 h,硫酸+盐酸的用量为50+200 g/L,浸出温度为70℃,液固比为4∶1的最佳条件下,镍的浸出率达到87.29%。研究结果对该类矿石中镍的回收有一定的参考意义。     

碳酸铵溶液浸出非洲氧化铜矿的研究

以碳酸铵作浸出剂, 利用其受热分解产生氨气的性质, 对非洲低品位氧化铜矿进行氨性浸出, 考察了矿石粒度、碳酸铵浓度、液固比、反应温度、反应时间、搅拌速度等因素对浸出效果的影响。研究表明, 最佳浸出条件为矿石平均粒度0.150 mm、碳酸铵浓度1.55 mol/L、液固比4∶1、反应温度65 ℃左右、反应时间2 h、搅拌速度350 r/min, 此时铜浸出率达到92.4%, 氨回收率达到95.5%。     

铜烟尘加压浸出工艺研究

采用加压酸浸工艺处理铜烟尘, 研究了反应温度、反应时间、初始硫酸浓度、液固比、氧压等对铜、锌浸出率的影响。最佳浸出工艺条件为：初始酸度0.5 mol/L、液固比10∶1、反应温度115 ℃、反应时间2 h、搅拌转速500 r/min、氧压0.4 MPa, 此时Cu、Zn浸出率分别为95.4%和97.6%, Fe、As浸出率分别为6.6%和14.0%, 同时Pb、Ag等有价金属在浸出渣中得到富集, 实现了有价金属的综合回收。     

稀盐酸溶液还原浸出红土镍矿的研究

研究了使用抗坏血酸作为还原剂, 用稀盐酸溶液浸出红土镍矿的工艺条件。在使用还原剂抗坏血酸加入量与矿料质量比为0.3、矿料粒度0.15 mm、酸料质量比2.7、浸出温度60 ℃、浸出时间1 h、固液比1∶4、搅拌速度300 r/min的条件下, 镍的浸出率可达到95%。     

难选镍钼矿的预处理试验研究

采用湿法冶金方法对从低品位难选镍钼矿中除去碱性脉石的工艺进行了探讨。考察了浸出时间、酸度、液固比及反应温度等因素对除去碱性脉石的影响。实验结果表明:对于粒度小于0.015mm的低品位难选镍钼矿,在盐酸浓度为2mol/L、液固比为3∶1、搅拌2h及常温的优化实验条件下,可使低品位难选镍钼矿除去碱性脉石达到最佳效果,矿石中钙的除去率在97%以上,矿石的失重率在38%左右。     

粉煤灰烧结料盐酸浸出铝铁工艺研究

对粉煤灰烧结料盐酸浸出提取铝铁的条件进行研究,分别采用正交试验与单因素试验考察了浸出温度、浸出时间、浸出酸浓度、液固比对烧结料中铝、铁的酸浸率的影响.结果表明,最佳浸出工艺条件为:在浸出温度为100"C、浸出时间为2h、浸出酸浓度6mol/L、液固比为4:1时,粉煤灰铝铁浸出率可达到96.92%.表明该工艺从粉煤灰烧结料中提取铝铁具有较好的效果.     

砷锑铋中和富集渣中铋浸出行为及动力学研究

本文以砷锑铋中和富集渣为原料,研究了盐酸浓度、液固比、反应温度及反应时间对Bi、Cu、Pb、As、Sb的浸出行为及Bi的浸出动力学。结果表明:当盐酸浓度为6.0 mol/L、液固比为6:1、温度为80 ℃、浸出时间为15 min时,Bi、Cu、Pb、As、Sb的浸出率分别为97.4 %、96.1 %、75.9 %、93.6 %、96.0 %;铋浸出过程动力学可分为两个阶段控制,前期受界面传质与扩散的混合控制,后期受化学反应控制,反应活化能分别为14.50 kJ/mol和82.80 kJ/mol。     

基于正交试验法的某低品位氧化镍矿酸浸试验研究

利用L_(16)(4_5)正交试验研究了低品位氧化镍矿酸浸过程中酸浓度、液固比、浸出时间、浸出温度和搅拌速率对镍浸出率的影响。通过极差分析和方差分析对试验结果进行了分析,结果表明,影响镍浸出率的因素显著性依次为液固比浸出温度硫酸浓度浸出时间搅拌速率。镍的浸出优化条件为液固比为4∶1,浸出温度为100℃,硫酸浓度为5.2 mol/L,浸出时间2.5 h,搅拌速率为250 r/min,在此条件下镍的浸出率可达98.23%。研究可为优化类似镍矿酸浸工艺提供参考。     

红土镍矿盐酸浸出工艺及矿物溶解机理研究

在热力学理论分析基础上, 常压下采用盐酸浸出红土镍矿中镍、钴等有价金属, 探讨了有价金属溶出机理。结果表明;初始盐酸浓度8 mol/L, 浸出温度360 K, 固液比1∶4, 反应时间2 h, 镍、钴、锰浸出率分别达到94%, 61%和96%, 此时铁、镁浸出率为56%和94%。根据热力学计算和浸出机理分析可知, 红土镍矿在常压盐酸浸出过程中, 各主要矿相溶解先后顺序是;针铁矿>蛇纹石>磁铁矿>赤铁矿。     

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。     

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。     

硫化亚铁还原浸出锰结核试验研究

采用硫化亚铁作还原剂, 硫酸作浸出剂,浸出锰结核中的Cu、Co、Ni。研究了FeS用量、浓硫酸用量、反应温度、浸出时间、液固比等对Cu、Co、Ni浸出率的影响,确定浸出优化条件, 在锰结核质量为50 g, FeS加入量为20 g, 浓硫酸加入量为25 mL, 液固比6∶1的条件下Cu、Co、Ni的浸出率为: 95.58%、99.61%、98.74%。而Mn、总铁的浸出率为98.60%、25.54%。     

印度尼西亚某红土镍矿还原焙烧-磁选试验

印度尼西亚某低品位红土镍矿含镍1.57%、含铁21.67%,其中镍主要以硅酸镍形式存在。为将该矿石的镍含量提高到6%以上以符合印度尼西亚政府对出口红土镍矿的规定,以硫酸钠和碳酸钠为助熔剂,进行了还原焙烧-弱磁选试验。试验结果表明,当煤用量为25%、硫酸钠+碳酸钠的配比和总用量分别为3∶1和20%、焙烧温度为1 200 ℃、焙烧时间为60 min、磨矿细度为-0.074 mm占85%、磁场强度为96 kA/m时,可获得产率为22.06%、镍品位为6.05%、镍回收率为85.03%、铁品位为65.74%、铁回收率为66.92%的镍铁精矿,其镍品位超过印度尼西亚出口红土镍矿的品位下限。     

Leaching of limonitic laterite ore by acidic thiosulfate solution

Cobalt is usually recovered as a by-product of copper and nickel processing, and only a small amount of cobalt is derived from laterites although a vast majority of cobalt resources in them. The exploitation of limonitic laterite containing high content of cobalt is becoming increasingly important. The mineralogy of a limonitic laterite ore was characterized by environmental scanning electron microscope (ESEM) and X-ray diffraction (XRD) in this paper. The results show that nickel occurs in goethite mainly, while cobalt is predominantly associated with manganiferous minerals. Thiosulfate is found to be able to selectively leach cobalt from limonitic laterite in the presence of sulfuric acid, and 91% Co, 22% Ni, 10% Fe are leached from an ore containing 0.13% Co, 1.03% Ni within the first 5 min at 90 °C under the conditions of 10 g/L sodium thiosulfate, 8% (w/w) sulfuric acid and 10:1 L/S ratio. The leaching kinetics of Mn and Co by acidic sodium thiosulfate solution can be characterized by the Avrami equation. In acidic solution, thiosulfate readily decomposes into sulfur and sulfur dioxide as intermediary reagents to reduce pyrolusite (MnO₂) and goethite (FeOOH); therefore, nickel and cobalt associated with goethite and pyrolusite respectively are extracted due to reduction dissolution. Furthermore, cobalt is selectively leached over iron and nickel because pyrolusite is preferentially reduced by acidic thiosulfate rather than goethite. The novel process may give an alternative method to selectively recover cobalt as the primary product from limonitic laterites at atmospheric pressure.     

Hydrometallurgical processing of nontronite type lateritic nickel ores by MHP process

The research work presented in this paper determined the optimum conditions at which nickel and cobalt could be obtained at maximum efficiency from the column leach liquor of the lateritic nickel ore existing in Gördes region of Manisa in Turkey by performing effective hydrometallurgical methods. This column leach solution was initially neutralized and purified from its basic impurities by a two-stage iron removal process, nickel and cobalt were precipitated in the form of mixed hydroxide precipitate from the purified leach solution by a two-stage precipitation method called “MHP” and a manganese removal process was performed at the optimum conditions determined experimentally. By decreasing manganese concentration with this process to an acceptable level yielding at most 10% Mn in hydroxide precipitate, it was possible to produce a qualified MHP product suitable to the current marketing and standard conditions. The experiments conducted showed that by maintaining recycle leaching with sulfuric acid at which 95% of Ni-Co could be recovered from the precipitates, about 81% of Ni and 63% of Co in the lateritic nickel ore (9.72 kg Ni/ton of ore and 0.28 kg Co/ton of ore) could be extracted as mixed hydroxide precipitate by MHP process.     

微波辅助回收废旧三元锂电池中锰、钴、镍、锂试验研究

以混合酸抗坏血酸和葡萄糖酸作为浸出体系，辅以微波加热技术从废旧三元锂电池正极材料中浸出有价金属。采用N-N,二甲基吡咯烷酮(NMP)对废旧三元锂电池正极材料进行预处理，单因素试验确定了最佳条件为微波温度90℃、微波反应时间6 min、抗坏血酸浓度0.5 mol/L、葡萄糖酸浓度1 mol/L以及固液比20 g/L，获得对应Mn、Co、Ni、Li的最佳浸出率分别是99.5%、98.7%、99.7%、97.8%，并利用XRD、SEM和XPS对正极材料和不同条件下浸出后固体残留物进行表征分析。通过传统浸出与微波辅助浸出方法的对照，发现微波辅助浸出的效率更高。     

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。