溶剂萃取在钴镍精炼中的应用(下)

2.红土矿处理技术与溶剂萃取 针对不同类型的镍红土矿可以有不同的处理工艺.硅镁镍矿位于矿床的下部,硅和镁的含量比较高,铁的含量比较低,这种矿石宜采用火法冶金处理.褐铁矿类型的红土矿位于地表,铁高、镍低、硅镁也比较低,但钴含量比较高,这种矿石宜采用湿法冶金工艺处理.红土矿湿法冶金主要形成了两种工艺:一种是还原焙烧--氨,简称RRAL,另一种是硫酸加压浸出工艺,简称HPAL.     

国内外红土镍矿处理技术及进展

综述了国内外红土镍矿的处理现状.指出红土镍矿的开发要综合考虑矿石镍、钴含量和矿石类型的差异,以及当地燃料、水、电和化学试剂等的供应状况.现阶段回转窑干燥预还原-电炉还原熔炼工艺在红土镍矿的开发中仍占主导地位,加压酸浸法随着大型压力釜制造技术的成熟也越来越受到重视和应用.我国在红土镍矿的工程化方面很欠缺,元江贫红土镍矿的开发必须综合考虑镁的产品结构和经济利用,元石山镍矿的开发必须考虑铁的综合利用.     

焙烧温度对低硅含镁球团矿还原膨胀率的影响及机理

研究焙烧温度对Mg O含量分别为1.5%和3.0%(质量分数)的低硅含镁球团的抗压强度、矿相和还原膨胀率的影响,并基于Arrhenius方程和还原度测定计算低硅含镁球团还原反应的表观活化能,分析还原反应的速率限制性环节。结果表明:当焙烧温度较低时,低硅含镁球团内形成的铁酸镁数量较少,存在未反应的Mg O颗粒,其还原过程主要受气体扩散和界面化学反应混合控制,还原膨胀率高,还原后强度低。1280℃高温下,焙烧的低硅含镁球团形成的铁酸镁数量多、强度高,还原过程后期主要受固相扩散即铁离子扩散控制,尤其是低硅高镁球团受固相扩散控制更明显,还原过程中未出现针状铁晶粒,还原膨胀率低。     

红土镍矿还原焙烧-磁选制取镍铁合金原料的新工艺

采用钠盐添加剂强化红土镍矿的还原焙烧-磁选,确定了添加剂存在下适宜的焙烧和磁选技术参数,开发出红土镍矿还原焙烧-磁选制取镍铁合金原料的新工艺.结果表明:钠盐添加剂具有显著降低焙烧温度、大幅提高产品镍、铁品位和回收率的作用;对一种含镍1.58％、铁22.06％的红土镍矿配加添加剂后,在还原温度1 100℃、还原时间60 min、磁场强度0.1T的条件下,磁性产品的镍、铁品位可分别从无添加剂时的2.0％、57.2％提高到7.5％、80.5％,镍、铁回收率也相应从19.1％、33.6％增加到82.7％、62.8％.XRD结果表明:红土镍矿在无添加剂作用下经还原焙烧-磁选所得的磁性产物中仍有部分镁橄榄石及顽火辉石存在;而有添加剂存在时,还原生成的镍铁合金通过磁选可与非磁性脉石成分得到更为有效的分离,产品可作为不锈钢的生产原料.     

红土镍矿真空碳热还原脱镁的热力学研究

高镁低品位红土镍矿开发利用的关键在于提取镍的同时,重视金属镁等金属的综合回收利用。本文从热力学角度针对真空碳热还原红土镍矿脱除金属镁的过程进行了分析及能耗估算,探索处理红土镍矿的新工艺的热力学可行性。热力学计算表明,真空碳热还原红土镍矿脱除金属镁是可行的。当体系压强100Pa左右的条件下,MgO被还原的温度大于1478K,Ni、Fe以及部分硅将优先被还原为金属;过程能耗理论估算表明:当红土镍矿∶煤炭(质量比)=100∶42,1600K~1800K条件下还原处理1吨红土镍矿,需消耗1.12吨~1.17吨标准煤。     

红土镍矿钠盐还原焙烧-磁选的机理

配加钠盐焙烧可改善红土镍矿的还原-磁选效果,显著提高磁性产品的镍、铁品位及回收率。通过热力学计算,并结合X射线衍射、光学显微镜以及环境扫描电镜分析,对硫酸钠和碳酸钠作用下红土镍矿的还原行为进行研究。结果表明:钠盐在红土镍矿还原焙烧过程中,可以破坏硅酸盐矿物的结构,有利于镍的还原富集。碳酸钠强化镍还原的能力强于硫酸钠的,硫酸钠则因还原过程中形成的硫具有降低镍铁金属颗粒表面张力的作用,因而其促进镍铁颗粒聚集长大的能力明显高于碳酸钠的,且硫酸钠作用下FeS的形成也有利于提高镍的品位。所以,硫酸钠和碳酸钠的共同作用下可获得高镍品位的磁性产品及较高的镍回收率。     

镍矿湿法冶金技术应用进展及研究展望

介绍了世界上镍资源的分布、开发利用现状,提出高镁是镍资源综合利用的一个瓶颈问题,阐述了还原焙烧-氨浸、高压酸浸、常压酸浸、堆浸等氧化镍矿湿法冶金处理工艺的基本流程、优缺点与应用前景,总结了氧化镍矿、硫化镍矿生物冶金技术的研究应用情况,指出非常规体系生物浸出是解决高镁问题的一个方向。展望了高镁型镍矿处理工艺的发展方向,其中常压酸浸、生物浸出技术为研究热点。     

镍铜钴分离试验研究

本研究采用还原焙烧-氨浸-溶剂萃取-磁选从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴等,重点介绍了氨浸液采用LIX984萃取分离镍、铜及钴回收试验结果,研究确定了最佳工艺条件。镍、铜的一次萃取率可达98%以上,钴沉淀率≥97%。     

低品位红土镍矿预焙烧-碱浸过程中硅的转化和浸出动力学（英文）

研究低品位红土镍矿预焙烧过程矿相的转化和碱浸过程硅的提取。结果表明,红土镍矿经650°C预焙烧2 h,由于利蛇纹石转化为镁橄榄石和原顽辉石使得矿物的活性显著提高,当磨细矿样(44~61μm)经预焙烧后,与氢氧化钠溶液(60 g/L)按照1:5的固液比混合在140°C浸出120 min,硅的提取率可达到89.89%,镁、铁、镍等有价元素在固体渣中得到富集。红土镍矿的浸出动力学可由扩散通过产物层控制模型来描述,计算得到过程的活化能为11.63 k J/mol,动力学方程为1-3(1-x)~(2/3)+2(1-x)=13.53×10~(-2)exp[-11.63/(RT)]t。     

镍资源利用与流化床冷态实验研究

世界在全球品位高、容易开发的硫化矿镍资源逐渐减少乃至枯竭的情况下,对镍的旺盛需求却丝毫没有减弱。因此,大家的目光投向了储量更多但是难以开发的红土镍矿。我国在循环流化床内对红土矿进行还原焙烧是一条利用红土矿的全新工艺路线,其冷态实验进行非常顺利。     

氢气作用下硅镁型红土镍矿的低温还原特性

以含镍0.82%、含铁9.67%的某硅镁型红土镍矿为原料开展氢气低温还原实验研究,考察还原温度、还原时间、氢气浓度及矿物粒度对镍、铁金属化率的影响。结果表明:在还原温度为600℃、还原时间90 min及氢气浓度为60%(体积分数)的条件下,红土镍矿中镍、铁金属化率分别达到95%和42%。当矿物粒度小于380μm时,矿物粒径对镍、铁金属化率的影响并不明显。随着还原温度的升高,镍铁合金([Fe,Ni])的衍射峰呈现先增强后减弱的趋势,在600℃时达到最大。且随着温度的进一步升高,无定型含镁硅酸盐重结晶生成镁橄榄石相,阻碍镍、铁的还原。通过氢气低温还原,矿物中的氧化镍几乎完全还原,部分铁被还原为金属铁与镍形成了镍铁合金,大部分的铁被还原为铁的低价氧化物。     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程EI北大核心CSCD

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。     

低品位红土镍矿直接还原焙烧-磁选试验研究

近年来,随着高品位硫化镍矿的枯竭及国内不锈钢产业的快速发展,低品位红土镍矿已经成为生产镍铁产品的主要原料.为了解决红土镍矿的合理利用问题,以红土镍矿为原料,煤粉为还原剂,采用直接还原法将矿石中的镍还原成了金属镍,经磁选分离使镍得到富集.考察了还原温度,还原时间,原料粒度,配煤量对镍回收率的影响.通过试验得出的最佳工艺条件为:原料粒度-0.074 mm、配煤量4％、还原剂粒度0.177～0.25 mm、还原温度1200℃、还原时间90min;得到的焙烧产物细磨至-0.048 mm,并在0.4T的磁场强度下扫选.在0.1T精选后,镍的品位为6.4％,镍的回收率为90％.     

活化山西铝土矿对拜耳法溶出工艺的影响

山西铝土矿呈一水硬铝石型,高铝、高硅、低铁的特点,拜耳法生产氧化铝工艺须在高温,高碱的条件下溶出。为了强化铝土矿的溶出工艺,提出对矿石增加焙烧来活化矿石,以降低溶出条件,拓宽溶出范围。本文阐述了矿石的活化焙烧温度及活化矿的最佳溶出条件,并通过沉降性能试验确定了该工艺在生产中的可行性。     

红土镍矿尾渣提金属镁的工艺研究

围绕在红土镍矿冶炼尾渣中加钙中和、加还原剂冶金提取金属镁的工艺进行研究,以初步探索解决红土镍矿冶金提取镍铁合金后的尾渣综合利用问题。通过考察冶金提取金属镁过程中的各热力学因素对提取镁效果的影响,最终确定本实验的最佳工艺条件为:以铝硅铁为还原剂,还原温度1200℃,还原时间5h,真空度为1~5 Pa,制团压力150 MPa,氧化钙过量系数为0,Ca F2添加量3%。在此条件下还原效率可达46.82%。     

Na2CO3对红土镍矿的H2还原影响规律与作用机理

以红土镍矿为研究对象,重点考察添加Na₂CO₃对红土镍矿的H₂还原影响规律。对还原焙烧矿物采用X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)和热重-质谱联用(TG-MS)等技术进行表征。结果表明：在还原温度为1000℃,还原时间为90 min,H₂浓度为45%(体积分数),Na₂CO₃的添加量为15%(质量分数)时,可得镍品位为3.02%、镍回收率96.75%的精矿。Na₂CO₃对红土镍矿的修饰作用机理的本质为,Na₂CO₃中的Na+通过与红土镍矿中的Mg-Si-O以及Ni-Mg-O体系发生反应,取代全部Ni2+以及部分Mg²⁺,从而破坏硅镍酸盐及硅镁酸盐的结构,进而使赋存于硅酸盐类中的镍元素被释放出来,有利于后续镍的富集提取。     

实用信息

从废钴钼催化剂中回收钴、钼的方法,难处理矿物料的焙烧方法与设备,用于在转炉中火法冶金生产铜的方法,锌与稀土分离及碱式碳酸锌制备工艺,湿法-火法联合工艺回收废水中和渣中铜、镍及贵金属的方法,从废氧化硅中回收吸附钯的方法.[编者按]     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

某印尼低品位红土镍矿的微观结构及晶体化学(英文)

为深入研究红土镍矿的镍富集原理,利用电子显微镜、扫描电镜、X射线衍射分析以及电子探针微区分析对含镍0.97%的某印尼低品位红土镍矿的工艺矿物学进行研究,以了解镍钴有价金属的分布及赋存状态。实验表明:该矿样主要矿物为针铁矿(含量约为80%),镍含量约为0.87%;含镍、铁、镁的结晶水硅酸盐矿物((Mg,Fe,Ni)2SiO4)的含量约为15%,如利蛇纹石((Fe,Ni,Al)O(OH))和橄榄石((Mg,Fe,Ni)3Si2O5(OH))等,镍含量约在1.19%左右;其它含量较低的物相为赤铁矿、磁赤铁矿、铬铁矿和石英等,这些矿物的镍含量极低。钴土矿是含钴矿物,分析发现该矿物往往有较高的镍和钴含量。微观检测发现:红土镍矿微观结构复杂,不同矿物之间共生普遍,主要矿物的微观结构松散,因而传统选矿方式很难实现镍的富集。