红土镍矿加压浸出工艺残积型红土镍矿中和试验研究

残积型红土镍矿是一种重要的红土镍矿,镁元素含量较高(10％～27％),在红土镍矿加压浸出项目中,通常用来中和加压浸出的矿浆,矿浆中硫酸浓度通常为30 ～ 50 g/L.但残积矿用量对镍、钴浸出率有较大影响,为了更好地利用残积型红土镍矿,本文进行了常规浸出试验和还原浸出试验.试验结果表明:随着残积矿用量的增加(液固比降低...     

某氧化铜钴矿硫酸浸出试验研究

采用硫酸为浸出剂,对氧化铜钴矿浸出工艺进行了研究。试验结果表明:硫酸加入量为氧化铜钴矿质量的12.5%,氧化铜钴矿粒度磨样-74μm占87%,浸出温度80℃,浸出时间2 h,浸出液固比L/S=2∶1;铜浸出率为89.26%,钴浸出率为78.69%。     

钴冰镍常压浸出工艺研究

以镍转炉渣还原硫化熔炼得到的钴冰镍为原料,在常压下于硫酸体系中进行浸出,考察了硫酸浓度、液固比、浸出时间及浸出温度对钴冰镍中有价成分浸出率的影响。结果表明,液固比和硫酸浓度对钴、镍、铁的浸出率影响较大。当硫酸浓度为1.6mol/L、液固比5、浸出时间2.5h、浸出温度85℃时,铁浸出率达到69%,镍、钴浸出率分别控制在1%和5%以内,取得了很好的选择性浸出效果。     

从氧化钴矿石中提取钴的试验研究

研究了从氧化钴矿石中回收钴.通过两段浸出,浸出渣中钴质量分数小于0.5%,钴浸出率达99%.通过黄钾铁钒法除铁,氟化钠法除钙、镁,亚硫酸钠法除铜,P204串级萃取法进一步去除杂质Fe、Ca、Mg、Cu、Zn、Mn、Pb、As等,P507萃取分离钴镍,最后通过沉淀得草酸钴产品,产品纯度符合要求.     

从软锰矿酸浸沉淀渣中回收钴镍

以软锰矿酸浸工艺中除杂产生的二甲基二硫代氨基甲酸盐沉淀为原料,在酸性条件下利用硝酸钠氧化浸出钴和镍。考察硝酸钠用量、硫酸浓度、反应温度和时间等因素对钴和镍浸出效果的影响。结果表明,在硝酸钠用量35.0g/L,硫酸浓度1.84mol/L,50℃浸出3h的条件下,钴和镍的浸出率分别达到96%和94%。     

红土镍矿堆浸试验

对澳大利亚红土镍矿进行两段逆流堆浸。考察了矿样粒度、浸出液酸浓度、浸出时间、堆高对镍浸出率的影响。结果表明,使用粒度为2～8mm的矿样,一段浸出使用二段浸出液,堆浸时间16天;二段浸出使用新配置的酸液浸出一段浸出渣,酸浓度为22%,堆浸时间60～70天,整个流程镍浸出率为80.28%。     

印尼某红土矿硫酸加压浸出矿物组成变化研究

印尼苏拉威西岛La-paopao矿区红土镍矿储量约7326万吨,含镍约为1.25％,以此红土镍矿为对象,系统分析了矿样中主要矿物的种类、赋存状态及产出特征.结果 表明:矿样含Fe (40.15％),Ni(1.42％),Co(0.15％),Mg(0.37％),SiO2(6.92％)(质量分数),是典型的褐铁型红土镍矿;组...     

采用软锰矿氧化除镍铁浸出液中Fe2+的研究

研究了采用软锰矿氧化铁矾法除镍铁浸出液中大量Fe2+的工艺过程,主要考察了硫酸初始浓度、硫酸钠加入量、反应温度、浸出时间等因素对锰浸出率及沉铁率的影响,确定了最佳工艺,并对镍锰的分离方法做了简要说明。     

某铜钴矿的硫酸还原浸出研究

研究了刚果(金)某铜钴矿的硫酸还原浸出。结果表明,在矿样粒度为-0.074mm占90%、终点pH为1.5、SO2用量为理论量的1.5倍(4kg/t)、浸出温度80℃、浸出时间120min、液固比4∶1的条件下,铜、钴浸出率分别达到了93.35%和90.13%。在此基础上进行了模拟堆浸的柱浸试验,柱浸采用先浸铜再还原浸钴的分步浸出方式,铜浸出率达72%,钴浸出率为66%。     

高压酸浸法从镍红土矿中回收镍钴

采用高压酸浸法从Ramu镍红土矿中回收镍钴。详细介绍了矿浆处理、高压酸浸、循环浸出及矿浆中和、CCD逆流洗涤、中和除铁铝、氢氧化镍钴沉淀、深海填埋工艺(DSTP)等流程,并分析了工艺出现的问题及改进措施。全流程镍回收率～96%,钴回收率～94%。     

提高复杂铜钴矿石浸出率的试验研究

本文对某复杂铜钴矿石进行了提高浸出率的试验研究.试验通过硫酸浸出的方法浸矿,研究了各因素对铜钴矿浸出效果的影响,并获得了最优浸出条件.与现有工艺相比,本试验中铜、钴的浸出率得到明显提高.     

低品位氧化铜矿堆浸工业试验

采用硫酸作浸出剂,对新疆土屋低品位氧化铜矿进行堆浸工业试验,重点考察了不同粒度和矿堆堆高的渗透性、铜浸出率及酸耗的变化,并探讨了当地气候条件对堆浸的影响。结果表明,-50mm的矿石堆浸60天,铜浸出率可达80%以上。吨矿酸耗和水耗分别为24.2kg和164kg,吨铜酸耗和水耗分别为9.4t和63.9t。该矿采用堆浸-萃取-电积工艺回收铜是可行的。     

Organic acid leaching of base metals from copper granulated slag and evaluation of mechanism

A hydrometallurgical method is discussed to selectively extract base metals such as copper, cobalt, nickel and iron from the copper granulated slag (0.53% Cu) at atmospheric pressure. It involves first-stage leaching of slag with organic (citric acid) to selectively recover cobalt, nickel and iron. The residue containing high copper was subjected to second-stage leaching with inorganic (sulphuric) acid. Leaching parameters such as acid concentration, pulp density, temperature and time were optimised to extract metals from the granulated slag. A maximum recovery of 4.47% Cu, 88.3% Co, 95% Ni and 93.8% Fe were obtained in first-stage leaching with 2?N citric acid at room temperature using 10% pulp density (w/v) in 8–9?h. On subjecting the leach residue to the second-stage leaching with 2?M sulphuric acid, 66–72% Cu was recovered in 4?h. The kinetics of the metal leaching from the slag was established by the XRD and SEM–EDAX studies of the residues.     

常温常压硫酸浸出富钴结壳研究

以二氧化硫为还原剂 ,在常温常压下 ,用硫酸快速浸出大洋富钴结壳。考察了各种因素对金属浸出率的影响 ,其中二氧化硫和硫酸用量的影响最显著。浸出反应速度快 ,3 0min内 ,有价金属几乎完全被浸出 ,在适宜条件下 ,有价金属的浸出率分别为 (% ) :Co 99 41、Ni 98 10、Cu 92 5 4、Mn 97 89,二氧化硫消耗 0 177t/t矿     

Leaching behavior of metals from a limonitic nickel laterite using a sulfation–roasting–leaching process

The leaching behavior of metals from a limonitic laterite was investigated using a sulfation–roasting–leaching process for the recovery of nickel and cobalt. The ore was mixed with water and concentrated sulfuric acid followed by roasting and finally leaching with water. Various parameters were studied including the amount of acid added, roasting temperature and time, sample particle size, addition of Na₂SO₄ and solid/liquid ratio in leaching process. More than 88% Ni, 93% Co and < 4% Fe are extracted under the determined conditions. Simultaneously, about 90% Mn and Cu, 70% Mg, 45% Al, 25% Zn, 4% Cr and Ca are extracted respectively. The pH of the leach solution is about 2. The leaching efficiency is independent of sample particle size due to decomposition of ferric sulfate formed during roasting. The roasted mass was characterized by various physico-chemical techniques such as DSC/TGA, XRD and SEM. This process provides a simple and effective way for the extraction of nickel and cobalt from laterite ore.     

铜转炉渣湿法回收钴研究

通过对铜转炉渣的多元素、物相分析,提出湿法处理工艺。考察物料粒度、初始酸浓度、温度、液固比、浸出时间、搅拌速度、通气速度等因素对铜、钴浸出率的影响。结果表明,采用先筛选粗粒度铜精矿后再硫酸浸出,有利于提高铜回收率,铜的累计回收率达到95%左右,钴与铁的累计回收率达到98%以上。     

镍精矿加压酸浸新工艺研究

研究了金川镍精矿加压一步全浸镍、钴、铜新工艺,浸出液中和除铜后萃取分离镍钴,镍、钴、铜的浸出率可分别达到99.5%、98%和98%以上。该工艺与硫酸选择性浸出相比具有金属浸出率高、分离彻底、易分别回收等优点。     

硫脲浸取某含金矿石的试验研究

对经过焙烧，且钴、铜、镍、钼、铋等有用元素基本已浸出的某含金多金属矿石浸渣，进行了硫脲浸金试验。试验结果表明。当硫脲用量为8kg／t，浓硫酸用量20L／t，浸出时间为4h，金的浸出率达90％以上。     

低品位氧化锌矿石铁还原度对硫酸浸出锌的影响

研究了低品位氧化锌矿石的微波还原焙烧—硫酸浸出锌,考察了微波功率、活性炭粉加入量和微波加热时间对矿石中铁还原度及铁还原度对锌、铁浸出率的影响。结果表明:低品位氧化锌矿中铁的还原度随微波功率、活性炭粉加入量和加热时间的增大而增大,锌浸出率随铁还原度的增大而升高;铁还原度控制在60%以下,用质量浓度为80g/L的硫酸溶液浸出,锌浸出率为85.36%,铁浸出率为33.75%。     

高铁硫化矿选择性浸出铁的研究

将镍钴火法冶炼转炉渣进行还原硫化,制备成富含镍钴铜的高含铁硫化矿,并采用加压选择性浸出其中的铁。对铁的浸出行为进行了研究。结果表明,随着铜浸出率从98%降到-42%,铁浸出率从3%升到43%左右,选择性浸出后液含铁越来越高,而且以二价铁居多,这是造成高铁硫化矿难以进行加压选浸的主要原因。