铁质和镁质红土镍矿直接还原-磁选工艺对比

主要进行铁质红土镍矿和镁质红土镍矿的直接还原-磁选工艺的对比研究。结果表明：在不使用添加剂的情况下,铁质试样中的镍比较容易还原和回收,镍回收率能达到90%,但镍品位较低。镁质试样中的镍较难回收,镍的品位和回收率都不理想,镍回收率只有45%左右。进一步试验发现,硫酸钠可作为铁质试样的理想添加剂,但对镁质试样作用效果不佳。氟化钙对镁质试样作用效果显著,但对铁质试样作用效果不明显。分析发现,两种试样镍的赋存状态、铁元素含量以及还原所得金属颗粒大小的差异是造成上述差别的主要原因。     

氯化铵选择性浸出红土镍矿有价金属

采用湿法氯化的方法可以有效降低酸耗和抑制杂质离子的浸出,采用氯化铵-盐酸体系选择性浸出红土镍矿中有价金属。结果表明：在浸出温度90 ℃、盐酸浓度2 mol/L、固液比1:6、浸出时间90 min条件下镍的浸出率为89.45%,钴的浸出率为88.56%,锰的浸出率为90.23%,而铁的浸出率只有19.30%,实现了在低酸情况下的选择性浸出。对红土镍矿中不同矿相在氯盐溶液中的浸出机理进行了研究。结果表明：氯盐的加入有利于针铁矿相的溶解,但对其他铁矿相影响不显著。因此,氯盐的加入有利于针铁矿相中有价金属的浸出,抑制其他铁矿相中铁的浸出。     

硫酸铵焙烧红土镍矿的溶出液制备黄铵铁矾

为得到硫酸镍溶液除铁的合适工艺条件,以硫酸铵焙烧红土镍矿的熟料溶出液为原料,采用 NH4HCO3合成黄铵铁矾。考查了反应温度、反应时间、反应终点pH以及Fe3＋初始浓度对除铁率的影响。以上因素均对Fe3＋的去除率有显著影响,其中反应温度的影响最为显著。合适的反应条件为：Fe3＋初始浓度19.36 g/L、反应温度95℃、反应时间3.5 h、反应终点pH2.5。在此条件下所得到的黄铵铁矾为包含片状或棱形颗粒的花簇结构。     

锈蚀法提取预还原红土镍矿中镍和钴

以国外某红土镍矿经氯化离析法预处理后的还原矿为原料,对锈蚀法处理预还原红土镍矿工艺进行研究,系统考察酸料质量比、空气流量、锈蚀温度、锈蚀时间、搅拌速率以及固液比(固体质量与液体体积比,mg/mL)对铁、镍和钴浸出率的影响。结果表明：在酸料质量比0.10,空气流量1 L/min、锈蚀温度80 ℃、锈蚀时间8 h、搅拌速率300 r/min和固液比1:10的条件下,镍和钴的浸出率分别达到90.9%和80.2%,铁的浸出率仅为9.9%,实现了铁与镍和钴的分离。     

红土镍矿加压浸出高压釜结垢机理

加压酸浸技术是目前在红土镍矿镍钴提取工业上应用最为广泛的湿法提取技术,具有能耗低、碳排放量少、镍钴回收率高等优点。但在红土镍矿加压酸浸时,高压釜易结垢导致其有效容积减小、釜内流体流型改变、管线堵塞。为了明晰红土镍矿加压酸浸高压釜结垢生成机理,本文通过化学分析、MLA矿物自动定量分析系统、扫描电镜等手段对高压釜结垢的矿物组成、主要矿物颗粒、元素赋存状态、嵌布特征和粒度分布等矿物学特征进行了研究。结果表明：高压釜结垢主要以水合硫酸铝为骨架,包裹红土镍矿浸出渣中的赤铁矿、铬铁矿等矿相形成。镍、钴、锰、镁等金属元素通过吸附进入高压釜结垢,其中镍和钴主要是被含铁矿相吸附。     

镍红土矿高压酸浸过程的金属元素浸出行为

以镍、钴的提取为目的,研究褐铁矿型镍红土矿高压酸浸过程中各金属元素的浸出行为,探讨硫酸加入量、浸出温度、浸出时间及液固比对各金属元素浸出率的影响.实验结果表明,在优化条件下Ni、Co、Mn和Mg的浸出率分别达到97%、96%、93%和95%以上,则Fe的浸出率小于1%.对高压浸出渣的分析表明,渣中的铁和硫主要分别以赤铁...     

离子交换吸附富集红土镍矿浸出液中的镍

研究高镁铁质红土镍矿硫酸浸出液中镍的高效提取方法。通过在d 150 mm×1800 mm PVC柱中填充12 L CN27离子交换树脂,对高镁铁质红土镍矿硫酸浸出液进行动态吸附。研究初始液pH、Ni2+和Fe2+的质量浓度、流速、吸附时间等参数对树脂有效吸附量和吸附效率的影响。结果表明:初始液中Ni2+质量浓度2.5 g/L、pH 3~5、流速1.0 L/min、树脂饱和吸附时的有效利用率达85%~93%,树脂吸附Ni2+的最高有效吸附量可达58.0 g/kg;初始液中Ni2+质量浓度2.5 g/L、pH 4.5、流速1.0 L/min时,吸附后液Ni2+质量浓度1.0 mg/L时,树脂吸附Ni2+的有效吸附量可达41.8~42.0 g/kg,富集液中Ni2+的富集倍数达到25以上,镍离子的质量浓度提高到54 g/L以上;初始液中Fe2+的质量浓度增加,树脂对镍的吸附量降低,不仅会导致富集液中Ni2+的质量浓度降低,富集液中Fe2+的质量浓度也会增加。离子交换吸附不但能使低浓度含镍溶液富集到满足镍电积工艺的要求,且能对杂质进行有效分离。     

红土镍矿在NaOH亚熔盐体系中的预脱硅

研究常压下高浓度氢氧化钠浸取红土镍矿的预脱硅过程,考察搅拌强度、液固比、氢氧化钠浓度、反应温度和原矿粒径对红土镍矿中硅的反应率的影响。结果表明：二氧化硅的反应率受克−金−布产物层固膜扩散控制, 并由阿累尼乌斯方程得到反应的表观活化能为53.74 kJ/mol。结合动力学实验结果和电子扫描电镜(SEM)及X射线能谱(EDAX)分析,证明在反应过程中通过固相产物层的内扩散为反应过程的控制步骤。     

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380 μm 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。     

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.     

CuxBi2Se3拓扑超导体研究进展及其掺杂特性

提出了红土镍矿中镍量的酸溶-丁二酮肟分光光度测定法.试样经混酸(盐酸+硝酸+氢氟酸)溶解,高氯酸冒烟.在氢 氧化钠介质中,以过硫酸铵作氧化剂,使镍与丁二酮肟生成可溶性的酒红色络合物,于460 nm波长处进行镍的光度法测定.将该法应用于含镍量不同的9个红土镍矿样品中镍的测定,相对误差(RSD)为1.10％～3.78％ (n=11),加标回收率在98.5％～101.5％之间,与其他3个实验室测定结果以及不同分析方法(过氧化钠碱熔-丁二酮肟光度法、AAS法和ICP-AES法)的测定结果一致.     

相转变过程对红土镍矿氯化离析的影响

在氯化剂CaCl2·2H2O的加入量为原矿质量的8％（以氯计）、还原剂焦炭加入量为原矿质量的6％及升温速率为5℃/min的条件下,对菲律宾红土镍矿进行氯化离析;采用TG-DTA和XRD研究菲律宾红土镍矿氯化离析升温至1 000℃及冷却过程中的物相转变.结果表明:红土镍矿中的氧化亚铁在700℃开始进入蛇纹石中,形成富铁橄榄石相,破坏蛇纹石的晶格结构,提高镍的活性,有利于镍的氯化和离析;而氯化剂所释放的氯成为铁迁移的媒介;冷却过程中物相没有发生明显变化.当生料中Fe3O4的加入量为原矿的10％（质量分数）时,精矿中镍的品位达到13.14％,回收率达到80.12％,比未加Fe3O4时的回收率提高了约10％.     

蛇纹石矿物的高温相变对红土镍矿直接还原的影响

红土镍矿所含的蛇纹石矿物在焙烧过程中会出现脱羟基和重结晶等相变。选取两种不同试样进行直接还原焙烧-磁选实验,研究蛇纹石的高温相变对直接还原焙烧红土镍矿的影响。对两种红土镍矿进行热重分析、XRD衍射分析和扫描电镜分析,研究两种红土镍矿中的蛇纹石矿物在焙烧过程中相变过程的异同及其对直接还原的影响。结果表明：两种试样所含主要矿物为蛇纹石和针铁矿,其热重分析曲线相似;在焙烧过程中,试样2在较低温度下出现橄榄石相。在最终的焙烧矿物相中,与试样1相比,试样2中出现石英相;与试样2相比,试样1的蛇纹石颗粒内部在焙烧后形成较多裂隙。因此,试样2的镍回收率较低。     

Transformation and leaching kinetics of silicon from low-grade nickel laterite ore by pre-roasting and alkaline leaching process

The mineralogical phase transformation of a low-grade nickel laterite ore during pre-roasting process and the extraction of silicon during alkaline leaching process were investigated. The results indicate that the reaction activity of nickel ores is effectively improved by pre-roasting at 650 °C for 2 h, because of the transformation of lizardite into magnesium olivine and protoenstatite. When finely ground ore samples (44–61 μm) pre-roasted firstly react with sodium hydroxide solution (60 g/L) with a solid/liquid ratio of 1:5 at 140 °C for 120 min, the extraction of silicon can reach 89.89%, and the other valuable elements of magnesium, iron and nickel are accumulated in the solid residues. The leaching kinetics of nickel laterite ore can be described successfully by the diffusion through the product layer control model. The activation energy is calculated to be 11.63 kJ/mol and the kinetics equation can be expressed as 1–3(1–x)^2/3+2(1–x)=13.53×10^?2exp[–11.63/(RT)]t.     

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为了提高镍渣利用效率,进行了金川镍渣3种配比（全镍渣,镍渣：红土矿为7∶3,镍渣：红土矿为5∶5）的烧结杯试验,并对试验结果进行了分析。试验表明：采用全镍渣进行烧结,控制适宜条件,即焦粉配比为8%左右,混合料水分质量分数为3.5%-4.5%,烧结矿可满足要求;配入红土矿可进一步提高烧结矿各项指标;且随着红土矿配比的增加,应增大配炭量和混合料水分。