赣南某红土镍矿常压酸浸液中杂质离子的除去

赣南某红土镍矿常压酸浸液中含有铁、镁、铜、铅、锌等杂质离子,且这些杂质离子与镍离子分离较困难。采用黄钠铁矾法去除铁离子,达到了99%的去除率;采用硫化钠沉淀法去除铜、铅、锌等重金属离子,达到了90%的去除率;采用氟化钠法去除镁离子,达到了90%的去除率;各作业段镍离子作业损失率分别为15%、12%、5%。     

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。     

氧化法去除废旧锂电池正极材料酸浸液中锰的研究

为充分回收废旧锂电池正极材料中的钴镍,以废旧锂电池正极材料酸浸液为研究对象,采用氧化法去除溶液中的锰。分别研究了高锰酸钾、次氯酸钠、过硫酸钠三种氧化剂对废旧锂电池酸浸液中锰的去除效果。三种氧化剂相比,高锰酸钾是理想的除锰氧化剂。高锰酸钾氧化法除锰最佳工艺条件为:高锰酸钾用量为理论用量的0.9倍、氧化pH值5.5、氧化温度10℃、时间10min。在此条件下,除锰溶液中残余锰含量少(0.14%),钴镍损失低。     

Ramu红土镍矿湿法冶炼工艺中钪的浸出和分离富集的研究

分析了Ramu红土镍矿中稀土金属钪的矿物特性,通过结合生产实际,研究了钪在高压酸浸,循环浸出过程中的浸出及中和除铁铝工艺中的分离,跟踪了钪在整个湿法冶炼工艺系统的走向。通过实验研究了除铁铝工艺中PH值、石灰石乳浆加入速度和搅拌强度对钪的分离富集的影响。在优化操作条件下,二段中和除铁铝渣中分离富集的钪含量为1300g/t,由此得到钪富集比大幅提升的粗钪中间体。针对当前钪的综合回收利用存在的问题,提出进一步富集中和除铁铝渣粗钪中间体中钪含量的方法。并特别指出：在对含钪的红土镍矿提取主金属Ni,Co的湿法冶炼及分离工艺中,有必要在单独的系统中回收利用二段铁铝渣粗钪中间体中富集比已经得到大幅提升的钪资源。     

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。     

赤泥种类对红土镍矿和赤泥共还原产物磨矿特性的影响

针对赤泥与红土镍矿共还原产物可磨度低的问题,研究了两种拜耳法赤泥在不同温度和比例下与低品位红土镍矿共还原得到的共还原产物的可磨度以及磨矿产品颗粒的特性。结果表明,还原温度升高,原生赤泥和预富集赤泥的共还原产物可磨度都降低,共还原产物磨矿产品的+0.045 mm粒级中的铁富集变得明显,磨矿产品中该粒级的颗粒逐渐变大;赤泥比例增加,原生赤泥的共还原产物可磨度先升高后降低,共还原产物磨矿产品中+0.045 mm粒级铁富集程度先降低后升高,磨矿产品中该粒级的颗粒先变小后变大,并且出现单体铁颗粒,数量逐渐增多。预富集赤泥的共还原产物可磨度升高,共还原产物磨矿产品+0.045 mm粒级中的铁富集程度明显降低,磨矿产品中该粒级的颗粒逐渐变小。     

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。     

红土镍矿酸浸废水中铁镁分离与回收利用

以红土镍矿酸浸产生的废水为原料,采用氧化-中和水解法沉淀铁,氢氧化钙沉淀法沉镁制备无机填料,为红土镍矿酸浸废水中有价金属的回收利用提供依据。研究了沉铁过程中温度和反应终点pH值对沉铁率及镁损失率的影响,获得适宜的沉铁条件为:温度40 ℃、pH=4.0,此时沉铁率可达99.86%,镁损失率约为2%。同时研究了沉镁过程中反应时间、反应温度、搅拌速度、镁钙摩尔比对镁沉淀率和钙利用率的影响,结果表明:温度50 ℃、搅拌速度300 r/min、反应时间2 h、镁钙摩尔比1∶1.2时,沉镁率可达99.53%,钙利用率为96.46%。采用XRD和SEM分析了沉镁产物的组成和结构,表明其为[Mg(OH)₂-CaSO₄·2H₂O]混合物,可用作无机填料。     

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。     

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。     

基于BP神经网络技术的红土镍矿还原焙烧-磁选工艺条件的优化

还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属,由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多,导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果,本研究以青海某镍矿为原料,采用正交试验与BP神经网络相结合的方法,对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明：通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1,在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿,比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。     

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。     

高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液综合回收研究

针对高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液特点,提出“Lix984萃取提铜-MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁-MgO中和沉镍”综合回收工艺。结果表明,采用Lix984可选择性萃取99.79%的铜,其他金属离子基本不萃取,经模拟工业贫铜电解液反萃,铜反萃率达98.13%,得到富铜电解液,可电积制备金属铜; 萃铜余液通过MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁,铁沉淀率达99.20%,镍损失率仅0.60%; 沉铁后液通过MgO中和沉淀回收镍,镍沉淀率为99.91%,并得到镍含量24.13%的氢氧化镍粗产品; 沉镍后的高浓度硫酸镁沉淀后液,可用于回收镁。