Concentrating Nickel from Leaching Solutions for Oxidized Nickel Ore Based on Precipitation of Hydrates

The article focuses on concentrating of nickel from lean solutions of leaching of oxidized nickel ore. The proposed block diagram of process flow chart for such solutions includes hydrolytic removal of admixed iron and aluminium and precipitation of nickel concentrate by calcinated magnesia. As a result, nickel content of the concentrate is 26–26% at the recovery of 95–97%. The issues of decontamination and recycling of the solutions are solved.     

钼镍矿提镍渣中钼的浸出试验研究

采用碱性加压氧化法处理钼镍矿的提镍渣以回收有价金属钼,考察了氢氧化钠浓度、浸出时间、浸出温度、氧分压以及碳酸钠取代率对钼浸出率的影响。试验结果表明,在氢氧化钠浓度为100 g/L,液固比为3∶1,反应时间为2.0 h,浸出温度为80℃,氧分压为700 k Pa,搅拌速度为500 r/min的条件下,钼的浸出率可以达到97%以上。     

采用二氰胺钠浸出某金矿石试验研究

针对传统氰化钠浸金工艺严重污染环境的弊端，以二氰胺钠为浸金剂，对加拿大某金品位为3.39 g/t的金矿石进行浸出试验。结果表明：矿石磨细至-45 μm占75%，在700 ℃焙烧1 h后，获得的焙砂在二氰胺钠用量8 kg/t、过氧化氢用量1.2 mL、矿浆pH=11.5、液固比4 mL/g、浸出温度35 ℃、浸出时间24 h的条件下，可获得金浸出率为89.08%、浸渣金品位0.38 g/t的指标，二氰胺钠的浸金效果良好。并且该浸金体系的总氰化物含量远低于国家环保排放标准。因此，二氰胺钠作为一种高效低毒的金矿浸出剂，具有一定的应用前景。     

高碱性低品位氧化铜矿搅拌浸出研究

对湖南水口山含泥高碱性低品位氧化铜矿,开展了搅拌浸出实验。实验结果表明,在常规条件下,浸出率只有60%左右,加温搅拌浸出可达80%左右;同时得到了最佳浸出条件是:酸的浓度4%,浸出时间36 h,浸出温度30℃,颗粒直径为40目,液体的体积与固体的质量之比为6∶1。     

某氧化型金矿石氰化浸出试验

某氧化型金矿石金含量高达7.76 g/t,但浮选工艺回收效果极不理想。采用分段浸出工艺对磨矿细度、氰化钠用量、浸出时间等重要工艺技术条件进行了研究,还对影响金浸出的铜离子进行了预处理研究。结果表明,浸前氨水预处理有利于削弱铜对金浸出的负面影响,在试验确定的最佳工艺技术条件下,金浸出率达到了90.11%,达到了工业生产要求。     

硫代硫酸盐法浸出某微细浸染型金矿中金的试验研究

国外某微细浸染型金矿中金的品位为2.58 g/t,采用XRF、XRD、SEM-EDS以及AAS对原矿矿相组成以及性质进行了分析,在此基础上,采用硫代硫酸钠-铜氨络合体系直接搅拌浸出工艺进行浸金试验研究,考察了硫代硫酸钠、硫酸铜和氨水浓度、液固比、pH以及搅拌速度对浸金效果的影响,并研究了两种稳定剂Na2SO3和(NH4)2SO4对减少硫代硫酸盐消耗量的影响。研究结果表明,(NH4)2SO4和Na2SO3可以作为Na2S2O3的稳定剂降低其消耗量,经过条件实验和综合优化实验,金的浸出率可从52.71%提高到73.26%,并对该体系的浸金机理以及各种实验因素的优化浸出过程进行了分析,以期为这一类型矿产资源的开发利用提供参考。     

广西某氧化镍矿的工艺矿物学特征

通过显微镜下鉴定、化学分析、X射线衍射分析、电子探针微区化学分析等现代化测试手段,描述了广西中越边境地区某氧化镍矿的工艺矿物学特征及铬、镍、钴的赋存状态。     

用乙酸-乙酸钠浸出及亚硫酸钠沉淀分离回收卡尔多炉渣中的铅

采用乙酸-乙酸钠溶液浸出卡尔多炉渣中的铅,用无水亚硫酸钠沉淀分离浸出液中的铅,沉铅滤液脱硫(加氢氧化钡)后返回浸出工序,研究了相关工艺参数对铝直收率及亚硫酸铅纯度的影响。结果表明:在搅拌速度为300 r/min,浸出温度为室温(25℃),乙酸、乙酸钠浓度分别为1 mol/L和2 mol/L,液固比5∶1,浸出时间2 h时,铅的浸出率可达到99.1%,浸出液含铅78.3 g/L;在搅拌速度200 r/min,沉淀温度为室温(25℃),无水亚硫酸钠过量系数1.25,沉淀时间20 min时,沉铅滤液余铅含量可降至4×10-6,亚硫酸铅纯度达到97.4%,铅的直收率可达到98%以上;沉铅滤液除硫酸根后,补充乙酸、乙酸钠至摩尔浓度分别为1 mol/L和2 mol/L,返回浸出工序,按浸出的最优条件处理同样的卡尔多炉渣,铅的浸出率可以达到98.1%,实现了浸出剂的闭路循环。     

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。     

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。     

低品位高含泥氧化铜矿制粒堆浸新工艺的研究

铜绿山铜铁矿氧化铜矿石品位低,泥和碱性脉石含量高,属难选氧化铜矿。该矿石除了含铜外,尚含有金,铁等金属。为经济有效地回收这种矿石中的有价金属,进行了酸化制粒堆浸新工艺的试验研究。     

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。     

从硫化镍矿浸出液中萃取分离铜的试验研究

对萃取方法从硫化镍矿浸出液中萃取分离铜进行了试验研究。结果表明:选取N902作萃取剂,经过两级萃取,铜萃取率平均为98.65%,镍萃取率平均为0.44%;用硫酸反萃,铜反萃率平均为99.54%;铜的回收率较高,可达98.20%。     

某钼镍钒多金属矿石镍钒浸出液萃钒试验

以P204为萃取剂、硫酸溶液为反萃剂,在室温下对贵州某钼镍钒多金属矿石的镍钒浸出液进行钒的萃取-反萃取试验,确定了萃取时适宜的工艺参数为母液pH=2.5,有机相中P204、TBP、磺化煤油的体积比=20∶5∶75,相比（O/A）=1∶2,萃取时间5 min,反萃取时适宜的工艺参数为硫酸溶液浓度2 mol/L、相比（O/A）=2∶1、反萃时间4 min。在所确定的工艺参数下进行5级萃取-反萃取,钒的总萃取率达98.7%、总反萃率达99.8%、总回收率达98.5%。     

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。     

刚果（金）某氧化钴矿还原酸浸试验

采用亚硫酸钠为还原剂对来自刚果（金）某钴含量为1.10%的氧化钴矿进行了还原酸浸试验研究，考察了还原剂用量、硫酸用量、浸出温度、液固比等因素对浸出率的影响。结果显示：最优浸出条件为：反应温度70 ℃，液固比1.5，还原剂用量为钴锰完全还原理论用量1.8倍，在此条件下钴的浸出率可达94.86%，锰浸出率97.43%，铁浸出率15.56%，铝浸出率42.53%，浸渣含钴0.059%。对浸出前后的物料进行分析表明，还原酸浸过程充分破坏了金属矿物结构，使有价金属以离子形式进入溶液，实现了有价元素的选择性浸出。     

某铜矿高含泥氧化铜矿槽浸实验研究

针对某铜矿山氧化铜矿石含泥量高的现状,对该氧化铜矿石的类型和矿物组成进行了分析,对3种粒级(-0.295,0.295～1,-1mm)的矿样进行了酸法浸出实验。实验结果表明,其中0.295～1mm粒级的矿石可用槽浸工艺进行浸出。矿石渗透性良好,铜的浸出率为70.27%,铁浸出率为2.22%,酸耗为10.06t/t铜,具有较好的可浸性。     

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。     

高铅低品位钼的NaClO浸取工艺研究

针对高铅低品位钼矿, 采用湿法工艺, 即用NaClO溶液选择性氧化浸取MoS₂, 对NaClO用量、浸出液固比、浸出时间、浸出pH值、浸出温度等条件进行了试验研究, 确定了各个单因素最佳条件, 从而制定了合理的提钼工艺流程, 钼的浸出率高达97%。并且推荐了净化、沉钼工艺。     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率,本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%,pH=9.0,调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时,采用1粗2精2扫闭路试验流程,获得金品位24.30g/t,金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出,金浸出率可达92.31%。