高锰镍钴原料的还原氨浸工艺研究

采用还原氨浸法对高锰氢氧化镍钴原料中的镍钴进行了选择性浸出研究。采用NH₃·H₂O-NH₄HCO₃浸出体系, 引入水合肼作还原剂, 可有效实现镍钴的选择性浸出, 原料中的锰不被浸出而富集成为高锰渣。在ρ(CO₂)_T=35~40 g/L, ρ(NH₃)_T=110~120 g/L, 还原剂85% N₂H₄·H₂O溶液用量为原料中钴元素摩尔含量的2倍, 液固比为15 mL/g, 室温下浸出3 h, 保温陈化2 h的条件下, 镍钴浸出率分别达到98.75%和92.71%, 约99%的锰进入浸出渣中。     

湿法炼锌高钴渣处理工艺研究

采用锌粉置换除钴得到的高钴渣,针对现有工艺的不足,提出了一段硫酸浸出-二段高钴渣中和-过氧化氢氧化除铁-锌粉置换除镉-新型活性硫化剂（简称除镍试剂）除镍-过硫酸钠选择性氧化除锰-过硫酸钠氧化沉钴的湿法冶金工艺,实现渣中钴和镍的分离回收。对工艺流程探究,得出了较优的实验结果。硫酸浓度为150 g/L,温度80℃条件下浸出120min,钴的浸出率为96.14%。锌、镍、镉、铁、锰的浸出率均大于99%。过氧化氢沉铁率达到99.8%以上,过硫酸钠除锰可使锰除到0.13mg/L,沉淀率达到99.98%,Co沉淀率达到99.99%,氧化渣中钴含量达到49.75%。     

某高铁铝土矿石焙烧—磁选脱铁产物的碱浸—深度脱硅试验

广西贵港某高铁三水铝石型铝土矿石铁含量达31.76%,Al2O3和Si O2含量分别为21.33%和7.09%,铝硅比为3.01,属典型的高铁、低铝、高硅、低铝硅比的铝土矿石。在常规开发利用工艺难以有效分离铁、铝、硅的情况下,确定采用钠化还原焙烧—磨矿—弱磁选—碱浸—深度脱硅—铝酸钠结晶工艺对该矿石进行开发利用工艺研究,在课题组已报道过焙烧—磨矿—弱磁选工艺的基础上,对富铝渣进行了碱浸与深度脱硅工艺条件研究。结果表明:(1)在富铝渣的碱浸过程中,随着碱初始浓度的增大、浸出温度的升高、浸出时间的延长,铝、硅、铁的浸出率均呈不同程度的上升趋势。碱浓度为200 g/L、浸出温度为220℃、浸出时间为1.0 h情况下的铝、硅、铁浸出率分别为60.51%、6.12%、5.82%。(2)在深度脱硅过程中,随着Ca O添加量的增加,脱硅率逐渐增大;随着温度的升高,脱硅率呈现先上升后下降的趋势;随着反应时间的延长,脱硅率先上升后下降。在Ca O添加量为2 g/L,反应温度为80℃,脱硅时间为2 h情况下,硅的脱除率达90.34%。较好地实现了铝的碱浸和硅的深度脱除。     

碱浸除钼渣综合回收钼硫铜的试验研究

为了综合回收钨冶炼除钼渣中的钼、硫、铜,提出碱浸除钼渣分离铜和钼,氧化浸出液中S2-以分离硫和钼的思路,并对比了常压碱浸和高压氧碱浸两种工艺,详细考察碱浸过程氢氧化钠用量、温度、反应时间,液固比等工艺条件对钼浸出率、S2-残留率的影响规律。试验结果表明,常压碱浸在温度85℃、氢氧化钠用量为理论量1.1倍、反应180 min、液固体积质量比3 GA6FA 1时,钼浸出率为99.48%,铜浸出率低于0.1%,S2-残留率高于98%,选用硫酸与氯酸钠氧化碱浸滤液可实现S2-残留率低于0.2%。高压氧碱浸在温度85℃、氢氧化钠用量为理论量1.1倍、反应180 min、液固体积质量比3 GA6FA 1时,钼浸出率99.82%,铜浸出率低于0.5%,S2-残留率低至0.35%;两种工艺均可实现钼与铜、硫的深度分离,为除钼渣的综合利用提供切实可行的方案。      

某含砷锑难选金精矿氰化浸金试验

对某含砷锑难选金精矿进行了预先碱浸-焙烧-氰化试验研究,着重探讨了硫化钠浓度、浸出温度、浸出时间、焙烧温度对试验结果的影响。试验结果表明：在硫化钠浓度为90 g/L、氢氧化钠浓度为20 g/L、液固比为1∶1的条件下常温浸出30 min,锑的浸出率为96.55%;碱浸渣在750 ℃焙烧1.5 h、焙烧渣在液固比为1.5∶1、pH值为10～11、氰化钠浓度为8 kg/t的条件下氰化浸出48 h,获得了金浸出率为84.82%的试验指标。     

湿法炼锌净化渣碱浸提锌试验研究

采用碱浸法处理湿法炼锌净化渣, 研究了碱浓度、浸出时间、浸出温度、碱渣比等工艺参数对净化渣中锌浸出率的影响。结果表明, 适宜的碱浸条件为: 碱浓度300 g/L、浸出时间40 min、浸出温度110 ℃、碱渣比12 L/kg, 此条件下锌浸出率达95.8%, 实现了净化渣中锌的高效提取。     

锰银矿加压碱浸除铝试验

采用加压碱浸对某锰银原矿进行了湿法预处理。最佳除铝工艺条件为: NaOH浓度150 g/L, 石灰添加量8%, 浸出时间3 h, 浸出温度120 ℃, 液固比2.5∶1, 氧压1.2 MPa, 在最优参数条件下铝浸出率可达93%以上, 而银损失率可控制在8.5%以内, 说明对该类锰银矿采用加压碱浸除铝的方案可行。     

低分子碳氢化合物分离锰银氧化矿工艺研究

研究了低分子碳氢化合物分离锰银氧化矿工艺原理及主要影响因素,当控制锰浸出率96%时,银的浸出损失率小于2%;浸锰渣采用氰化法提银,NaCN用量1 kg/t渣、浸出时间3 h时,银浸出率大于93.41%;浸锰-氰化两步浸出银的回收率大于91.54%;锰与银被有效分离.     

煤系高硫稀有金属复合矿选硫尾矿综合利用实验

这是一篇冶金工程领域的论文。对重庆某地区煤系高硫稀有金属复合矿选硫尾矿进行综合利用实验研究，为回收铝、硅、稀土、铌等有价元素提供了可行依据。对该选硫尾矿进行了硫酸常压浸出提铝实验，通过条件实验得到适宜浸出条件为：硫酸浓度70%、浸出时间3 h、浸出液固比3、浸出温度≥135℃。该条件下Al₂O₃浸出率可达87.25%。酸浸液可用于制备水处理剂硫酸铝产品；酸浸渣通过NaOH浸出转化后富集硅、稀土、铌等有价元素，可得到SiO₂含量达85 g/L以上的碱浸液，用于制取硅酸钠产品；稀土、铌元素经过富集后，在碱浸渣中稀土氧化物(TREO)总量为1820 g/t,Nb含量为274 g/t，可用作回收稀土、铌的原料。     

生物质分离氧化型锰银矿工艺研究

利用生物质(植物副产秸杆、粮食加工副产壳类等)还原浸出锰银矿, 然后再从浸出渣中提取银, 从而实现的锰、银分离。玉米秸杆还原浸锰条件为: 降解糖化液体积与精矿质量比(L/D)为3、秸秆粉95 ℃预降解糖化0.5 h、n(H₂SO₄)/n(Mn)=1.4、秸秆/矿粉质量比为0.275、95 ℃浸出时间5 h, 锰浸出率约92%; 浸锰渣浸银NaCN用量3 kg/t_渣、常温浸银时间3 h时, Ag的浸出率达92.20%。     

硫酸镍钴锰溶液中除氟工艺研究

针对从硫酸镍钴锰溶液中除氟效率低、有价金属损失严重等问题, 开展了以Al₂(SO₄)₃·18H₂O为沉淀剂、从硫酸镍钴锰溶液中除氟新工艺研究。考察了反应pH值、Al₂(SO₄)₃·18H₂O用量、反应温度、反应时间等参数对除氟效果的影响, 结果表明, 在初始pH值5.5、氟铝物质的量比为5、反应温度40 ℃、反应时间120 min条件下, 除氟后溶液中氟浓度从初始的3.22 g/L降至0.15 g/L以下, 且引入的Al³⁺浓度低于0.01 g/L, 镍钴锰总损失率低于5%。     

以废旧NCM523型电池正极材料浸出液制备NiCo2O4和Li2CO3研究

采用湿法冶金方法回收废旧NCM523型锂离子电池正极材料中的镍、钴和锂, 正极材料的硫酸浸出液经净化除杂后, 采用“水热沉淀-煅烧法”制备NiCo₂O₄, 再采用化学沉淀法回收锂。研究了添加剂种类、水热温度及时间、煅烧温度对产物形貌的影响。结果表明, 以电极材料硫酸浸出液为原料, 以草酸作沉淀剂、六次甲基四胺作表面活性剂, 在140 ℃下水热反应4 h, 得到NiCo₂O₄前驱体; 前驱体在300 ℃下煅烧2 h, 得到形貌均匀的棒条状NiCo₂O₄材料; 采用饱和Na₂CO₃溶液沉淀水热反应母液中的锂, 得到Li₂CO₃。该工艺初步实现了废旧电池正极材料中有价金属镍、钴和锂的回收利用。     

镉镍废电池中镍和钴的浸出动力学

对镉镍废电池的浸出回收进行了研究,废电池首先经粉碎,焙烧,然后在到沉沦中浸出,了硫酸浓度,温度、焙烧条件及氧化剂对镍和钴浸出过程的影响结果表明,镍和钴浸出过程均为表面化学反应步骤所控制,在氧气中焙烧可以显提高镍钴的浸出率,浸出时加入氧化剂可以加快镍的浸出速度介不利于钴的浸出。     

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.     

低酸富钴渣中钴的浸出

采用H₂SO₄-Na₂S₂O₃·5H₂O体系酸性浸出低酸富钴渣中的钴, 研究了制浆顺序、酸料比、还原剂浓度、反应温度、反应时间及液固比对钴浸出率的影响。最佳浸出工艺条件为: 向渣中直接加硫酸再补水制浆, 酸料比0.8, Na₂S₂O₃·5H₂O浓度0.12 mol/L, 反应温度85 ℃, 反应时间1.5 h, 液固比5∶1, 此时钴浸出率可达99.75%。     

P507从废旧三元电池浸出液中萃取分离镍、钴、锰的研究

在诸多萃取剂中,P507等酸性磷(膦)类萃取剂在镍钴锰分离领域中应用的较为广泛。本文采用P507萃取剂从三元电池浸出液中萃取分离Mn²⁺、Co²⁺和Ni²⁺。考察了料液浓度、料液初始pH值、相比O/A及有机组成对分离Mn²⁺、Co²⁺、Ni²⁺的影响,并通过洗涤负载有机相达到进一步分离的效果,探究洗涤液平衡pH值、浓度、相比及级数对分离Mn²⁺、Co²⁺、Ni²⁺的影响。结果表明：以20 % P507为萃取剂,80 %磺化煤油为稀释剂,当水相平衡pH=4.5, 皂化率为45%,相比O/A=1.5: 1的条件下, Mn²⁺、Co²⁺和Ni²⁺的萃取率分别为62.8%、22.48%和3.9%;若洗涤液为30 g/L 的硫酸锰溶液,在水相平衡pH=4、相比O/A=20:1,洗涤级数为4的洗涤条件下,最终负载有机相中的Mn²⁺浓度为5.4 g/L、Ni²⁺浓度0.0049 g/L、Co²⁺浓度仅为0.0450 g/L。有效实现了三元电池电极材料经过化学预处理除杂后的硫酸钴锰溶液中钴锰镍的分离。     

电解锰渣碱浸提硅工艺及动力学研究

研究了电解锰渣碱浸提硅过程中, 浸出时间、浸出温度、氢氧化钠初始浓度、液固比(溶液体积与电解锰渣质量比)和搅拌速率对二氧化硅浸出率的影响, 探讨了电解锰渣中二氧化硅的浸出动力学。结果表明, 当浸出温度130 ℃、浸出时间5 h、氢氧化钠初始浓度12.5 mol/L、液固比5 mL/g、搅拌速率300 r/min时, 二氧化硅浸出率达到82.04%; 90~130 ℃时, 浸出过程遵循受界面化学反应控制的收缩未反应核模型, 化学反应活化能为72.0 kJ/mol, 表观反应级数为1.12。     

酸浸-浮选法分离废旧锂电池正极片中铝箔和正极物料的研究

采用酸浸-浮选法分离废旧锂离子电池正极片中铝箔和正极物料,分别考察了酸浸、浮选条件对分离效果的影响。实验结果表明:在酸浸条件为硫酸浓度1.5 mol/L、液固比20∶1、搅拌速度300 r/min、温度65 ℃下搅拌18 min时,铝箔和正极物料可以彻底分离,铝箔溶损率仅为1.9%; 剥离后的铝箔与正极物料在浮选条件为起泡剂用量2.4 mg/g、浆液质量浓度5.0%、pH值6.0、浮选槽搅拌速度1200 r/min、浮选时间8 min时,铝箔回收率高达98%,回收的铝箔纯度达到99%。     

Selective reductive leaching of oxidised cobalt containing residue

Nickel was selectively leached from an industrial nickel-cobalt Mixed Hydroxide Precipitate (MHP) under mildly acidic, strongly oxidizing conditions. The resulting cobalt rich residues contained 14-21 wt.% Ni, 3-7 wt.% Co and 3-9 wt.% Mn. The selective extraction of nickel and cobalt from these residues was studied using weak acid and weak acid-reductive leaching. Without the reducing agent, nickel preferentially leached. The controlled addition of a reducing agent increased the extent of nickel leaching and solubilised a portion of the cobalt while manganese remained stable in the solid phase. The extent of copper, iron and aluminium leaching was controlled by pH adjustment.