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。     

红土镍矿提镍工艺进展

介绍了目前国内外红土镍矿处理的火法工艺技术、湿法工艺技术以及其它工艺技术研究现状以及相关的理论研究工作,为今后低品位红土镍矿的开发提供参考.     

褐铁矿型红土镍矿硫酸高压浸出的研究

研究了褐铁矿型红土镍矿硫酸高压浸出过程中浸出温度和时间、硫酸用量对镍、钴、锰、铁、铝、镁、硅、铬浸出的影响。在浸出温度为250℃,浸出压力3.9 MPa,浸出时间为40 min,硫酸用量240kg/t干矿的优化条件下,镍,钴,锰的浸出率分别为96.8%,96.6%,98.7%,铁、铝、镁、硅的浸出率分别降低到2.6%,16.9%,61.8%,1.9%,铬的浸出率降低到0.7%,浸出液中的铬以Cr~(3+)的形式存在,浸出液中没有Cr~(6+)。静置分离试验表明,在此浸出条件下的浸出矿浆固液分离效率较高。扫描电镜分别对30、40、60 min浸出渣相微观形貌的分析表明,浸出30 min时针铁矿中Fe~(3+)绝大部分溶出并经过水解重新沉淀,延长浸出时间只是使铁相的等粒-圆粒状颗粒分布趋于均化。浸出渣相的主要成分为Fe_2O_3,(H_3O)Al_3(OH)_6(SO_4)_2,KAl_3(SO_4)_2(OH)_6及Si O_2。     

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%。     

我国硫化镍矿和红土镍矿资源现状及利用技术研究

详细论述我国镍矿资源的分布及储量,并对硫化镍矿和红土镍矿的矿石特性和利用技术进行深入的研究,有针对性地提出处理不同矿石性质的硫化镍矿和红土镍矿的工艺流程,指出我国在目前的镍资源形式下进行镍矿利用技术研究的重要意义。     

中国硫化镍矿和红土镍矿资源现状及利用技术研究

详细论述我国镍矿资源的分布及储量,并对硫化镍矿和红土镍矿的矿石特性和利用技术进行深入的研究,有针对性地提出处理不同矿石性质的硫化镍矿和红土镍矿的工艺流程,指出我国在目前的镍资源形式下进行镍矿利用技术研究的重要意义.     

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5 mol/L、固液比(g/m...     

红土镍矿与赤泥氯化还原焙烧协同制备镍-铁精矿

为综合回收红土镍矿中的镍和赤泥中的铁,利用镍元素在还原性气氛下易与铁元素生成镍-铁精矿的特性,将云南某红土镍矿、赤泥、氯化钙和焦炭按照一定比例混匀后置入焙烧炉中进行氯化还原焙烧,焙烧矿水淬冷却后置入湿式磨矿机磨矿至一定粒度,采用湿式磁选进一步分离得到镍-铁精矿产品。结果表明:在红土镍矿和赤泥质量比为1∶1添加,氯化钙用量为红土镍矿与赤泥总质量的40%,焦炭用量为红土镍矿与赤泥总质量的10%,焙烧温度为1 100℃,焙烧时间为120 min,磁选磨矿细度为-0.056 mm占90%,磁场强度为1.28 k A/m的综合工艺条件下,获得了镍品位为5.98%、铁品位为72.37%,镍回收率为77.36%、铁回收率为62.86%的镍-铁精矿,实现了红土镍矿和赤泥中有价金属镍、铁的协同回收。     

低品质红土镍矿选择性还原-磁选制备镍铁合金

以TFe品位21.70%、Ni品位1.92%的低品位红土镍矿为原料,采用回转窑选择性还原-磁选工艺制备镍铁合金,研究了还原温度、磨矿方式以及磁场强度对镍铁回收率的影响。结果表明,适宜的工艺参数为: 还原温度1150 ℃、细磨(磨矿时间3 min)、磁场强度150 mT,此条件下所得镍铁合金中镍品位7.26%、镍回收率96.06%、铁品位85.15%、铁回收率89.23%,实现了低品位红土镍矿中铁、镍高效回收利用,并且镍铁中碳、磷和硫含量均在要求范围内。     

中国硫化镍矿和红土镍矿资源现状及利用技术研究

详细论述我国镍矿资源的分布及储量,并对硫化镍矿和红土镍矿的矿石特性和利用技术进行深入的研究,有针对性地提出处理不同矿石性质的硫化镍矿和红土镍矿的工艺流程,指出我国在目前的镍资源形式下进行镍矿利用技术研究的重要意义。     

Atmospheric leaching characteristics of nickel and iron in limonitic laterite with sulfuric acid in the presence of sodium sulfite

Atmospheric leaching of nickel from limonitic laterite ores is regarded as a promising approach for nickel production, despite its low nickel recovery and slower leaching rate than high pressure acid leaching. Sulfur dioxide can enhance the sulfuric acid leaching of laterite, but its behavior for enhancing atmospheric sulfuric acid leaching was uncertain due to SO₂ losses and emission. In this study, sodium sulfite was used as a substitute for SO₂ gas in the leaching and the sulfuric acid leaching characteristics of Ni and Fe from a limonitic laterite in the presence of sodium sulfite were investigated. A linear correlation exists between the extraction of Ni and Fe, indicating the difficulty in selective leaching of Ni over Fe. Most nickel is isomorphically substituted within the goethite and it is difficult to dissolve in a high oxidation–reduction potential solution environment, resulting in a low nickel recovery. SO₂(aq) generated from the reaction of sodium sulfite in sulfuric acid solution, lowers the potential for the reducing reaction of FeOOH to give Fe²⁺, accelerating the iron extraction and nickel liberation from goethite.     

硫酸熟化-柱浸工艺处理某石煤型钒矿

某石煤钒矿V2O5品位0.865%,主要矿物为石英,另外,钾长石、绢云母、白云石、方解石含量较高,采用硫酸熟化-柱浸工艺处理该矿石。条件实验及熟化-柱浸串联实验结果表明：原矿粒度-12 mm,熟化硫酸用量20%,熟化补水量6%,熟化温度125℃,熟化时间4 h,柱浸液速率（0.25*原矿重量g）ml/h,喷淋时间24 h,产出的尾渣V2O5含量降至0.15%,钒浸出率为83.5%,柱浸液中Fe、Al2O3、K2O等杂质离子并未出现明显累积。该工艺与常规搅拌浸出工艺相比,降低了硫酸用量,避免了浸出过程中的冒槽,减轻了浸出料浆的固液负荷。     

红土镍矿焙烧熟料溶出过程中镍的行为

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镍,系统地研究溶出温度、液固比、溶出时间、搅拌强度对镍溶出率的影响,并对镍的溶出动力学进行探讨。结果表明:在最优溶出条件下:溶出温度60℃,溶出时间60 min,液固比2.5:1,搅拌强度400 r/min时,镍的溶出率达到99%以上;镍的溶出反应受外扩散控速,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=8.08 kJ·mol,得到溶出过程动力学方程为1-(1-α)2/3=0.2749exp(-8075/RT)t。     

红土镍矿冶金技术研究进展

如今世界经济迅猛发展,金属镍的需求量也在加速增长。人们主要从硫化镍矿和红土镍矿中提炼金属镍。然而硫化镍矿资源因大规模开发而不断减少,红土镍矿未来将成为镍的主要来源。因此研究红土镍矿的高效开发利用,是当今围绕镍资源研究的热点,对实际生产具有重要的现实意义。本文简要介绍了镍的应用、开发红土镍矿的意义、红土镍矿的矿物学特性、红土镍矿世界范围内的储量和分布,并且列举并分析了红土镍矿的各种冶炼工艺及其优点与不足,同时综述了有关红土镍矿研究的新方法,为红土镍矿高附加值综合利用研究提出思路。     

铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液浸出提铋北大核心

以铜烟灰浸出铜、锌之后的酸浸渣为原料,采用NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出铋并制取氯氧铋。在浸出铋过程中,考察了时间、硫酸添加量、液固比、温度以及NaCl浓度对铋浸出效果的影响。结果表明:NaCl浓度、硫酸添加量、时间和液固比对铋浸出率有显著影响,铋浸出率分别随NaCl浓度的升高、硫酸添加量的增加、液固比的增大呈增大趋势,随浸出时间的延长呈先增加后降低的趋势,随浸出温度的变化不明显;在NaCl浓度300 g/L、3倍理论硫酸添加量、时间2 h、温度60℃、液固比4∶1的最佳浸铋工艺条件下,Bi的浸出率>99%,>99%的铅和锡进入浸出渣;将含铋浸出液在温度70~90℃、pH值2.5~3.0的条件下水解0.5 h,可获纯度>99%、形态均一的氯氧铋。铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出工艺高效、便捷,结果可为铋回收提供参考。     

基于经济性分析的铜钴氧化矿浸出条件优化

针对铜钴矿浸出过程,单一强化控制参数,虽然可以提升铜、钴浸出率,但是也会相应造成浸出液游离酸偏高、杂质的超量溶出及辅料消耗增加等问题,经济效益并非最佳。针对某低品位氧化铜钴矿硫酸体系铜、钴浸出过程,考察了矿石粒度、浸出酸量、SO₂用量、液固比、浸出时间等对有价金属Cu、Co及杂质Fe、Mn、Si浸出的影响规律。在对单因素强化浸出措施进行经济效益分析的基础上,最终确定了适宜的工艺参数条件：磨矿时间5 min、终点pH值在1.5左右、吨矿SO₂用量6.37 kg、液固比3∶1 (mL/g)、浸出时间5 h。在该条件下,Cu、Co的浸出率分别为93.67%和75.90%,Mn的浸出率约为87.00%,Fe和Si的浸出率分别为2.66%和0.24%。     

Ramu红土镍矿湿法冶炼过程中钪的富集回收

分析了Ramu红土镍矿中金属钪的矿物赋存特性。跟踪考察了钪在Ramu红土镍矿湿法冶炼过程中的走向和分布。在此基础之上,结合工业生产实际,研究了中和除铁铝过程pH值、石灰石乳浆加入速度和搅拌强度对钪富集的影响,给出了合理化建议。结果表明,在Ramu红土镍矿湿法冶炼过程中,大于60%的钪可在中和除铁铝过程的铁铝渣中进行富集。在一段中和除铁铝pH值为3.9,二段中和除铁铝pH值为4.9,匀速加入石灰乳浆且搅拌强度均匀时,钪的富集情况最佳,可得到钪含量为1 300g/t粗钪中间体,且此条件下的浸出液铁铝去除率高,镍钴损失小。     

A study of atmospheric acid leaching of a South African nickel laterite

Nickel and cobalt acid leaching from a low-grade South African saprolitic laterite using sulphuric acid was studied. Ore characterisation was performed by XRD and XRF. Batch agitation leaching tests were conducted at atmospheric pressure investigating main parameters: particle size and percent solids at 25 °C and 90 °C. Ore characterisation showed that the ore is a saprolitic laterite with nickel present in lizardite. Leaching tests showed that nickel and cobalt could be leached from the ore at atmospheric pressure. Nickel was found to be more leachable from the coarser −106 + 75 μm fraction, with 98% Ni being extracted at 90 °C after 480 min. Cobalt was not favoured by variation in particle size and increased percent solids. Increasing ore percent solids improved nickel extraction at 25 °C however at 90 °C extraction decreased due to a diffusion layer build-up as a result of amorphous colloidal silica. The co-dissolution of magnesium and iron was elucidated. Nickel leaching data at increased temperature and percent solids fit the shrinking core model equation, k_dt = 1−2/3x − (1 − x)^2/3 showing that nickel leaching reaction was diffusion controlled under the set conditions.