低品位红土镍矿盐酸浸出实验研究

随着镍钴价格的上涨以及硫化矿日益减少,从红土矿中提取镍钴成为研究的重点。出于对低品位镍氧化矿资源经济利用的考虑,本研究探求处理低含量镍红土矿全湿法工艺。文章主要探讨了使用盐酸对云南沅江地区的红土镍矿进行浸出的工艺条件,使用细度为0．15mm的矿样,酸料比2．7,在浸出温度80℃,固液比1：4,搅拌速度300r／min,反应时间2h的条件下,镍的浸出率达到93．94％。     

微波辅助硫酸浸出红土镍矿的研究

以红土镍矿为原料,研究了微波辅助硫酸浸出镍钴的工艺条件。考察了硫酸浓度、微波功率、微波温度、辐射时间、液固体积质量比对镍钴浸出率的影响。结果表明,在硫酸浓度3.0mol/L、微波功率700 W、微波温度90℃、辐射时间2.5 h、液固体积质量比4:1的最佳工艺条件下,镍浸出率达91%,钴浸出率65%以上。     

红土镍矿微波水热法浸提镍钴

采用微波水热盐酸浸出方法对腐泥土型红土镍矿提取镍钴进行了研究,详细探讨了焙烧预处理、微波水热浸出温度和浸出时间对镍钴浸出率的影响.对于300℃焙烧预处理后的红土镍矿,微波水热温度为50℃,浸出时间为1 h时,镍的浸出率高达93.65%,钴的浸出率为87.86%.红土镍矿的微波水热浸出体系与普通水热浸出体系相比,镍和钴的浸出效果更好.研究表明,扩散过程是镍、钴浸出过程的主要限制环节.      

云南元江镍红土矿加压酸浸动力学

用加压硫酸浸出法处理云南元江高铁低镁型镍红土矿,考察了浸出过程的动力学及控制步骤。研究结果表明,镍钴浸出过程可用收缩未反应核模型来描述,镍钴浸出率符合动力学方程1-（1-x）1/3～k.t,其浸出反应的表观活化能分别为41.41 kJ/mol和43.70 kJ/mol,界面化学反应为控制步骤。     

镍钴锰三元前驱体废料与硫化镍废料的联合浸出

研究了镍钴锰三元前驱体废料和硫化镍废料联合氧化还原浸出过程。在下述最佳反应条件下：硫化镍废料与镍钴锰三元前驱体废料质量比1/5、反应初始酸度4 mol/L、反应温度90℃、反应液固比4、反应时间6 h,镍钴锰三元前驱体废料中锰的浸出率和硫化镍废料的利用率分别达到99.89%和92.60%,浸出渣可以返回继续还原浸出镍钴锰三元前驱体废料。本工艺避免了镍钴锰三元前驱体废料单独浸出的还原剂消耗和硫化镍废料单独浸出的氧化剂消耗,实现了镍钴锰三元前驱体废料和硫化镍废料的协同浸出。     

红土矿的微波浸出研究

本文研究了红土矿的微波加热浸出,采用X射线衍射分析和原子吸收分光光度法研究了红土矿物相和组成,主要物质为二氧化硅、蛇纹石和针铁矿,镍主要存在于蛇纹石及针铁矿中.研究了微波辐射加热条件下,红土矿的浸出过程.考察了微波辐射功率、H2SO4浓度、液固比、加热时间、铜离子浓度等因素对氧化镍矿浸出的影响,结果表明,镍、铁浸出率和反应体系的温度随着微波辐射功率的提高而增加;在微波功率为955W,H2SO4浓度为0.90mol/L,液固比为6∶1,反应时间40 min的条件下,镍的浸出率为99%,实验证明矿浆中少量的铜离子,即可起到较强的催化作用.以收缩未反应核模型为基础,建立了红土矿的微波浸出的动力学模型.对实验数据进行多相反应动力学处理,用1-2α/3-(1-α)2/3～t作图得到近似直线.     

从含镍钴红土矿中回收金属钴

含镍钴的红土矿采用还原焙烧、氨浸,浸出的成品液经过蒸氨,得到含镍钴的碱式碳酸镍。碱式碳酸镍用硫酸铵溶液溶解,溶解液除含镍钴外,尚含有杂质铜、硫代硫酸盐和氨基磺酸盐,这些杂质在镍氢还原以     

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%。     

菲律宾某红土矿两段酸浸研究

研究了一段高酸—二段中和两段联合浸出红土矿新工艺。结果表明,该红土矿经人工分级后,细粒级矿石在温度95℃、反应时间6 h、初始矿浆浓度32%、酸矿比1.05的条件下,镍、钴一段高酸浸出率分别为97.39%、94.14%;一段浸出后矿浆与粗粒级矿石矿浆混合后在温度95℃、反应时间15 h、粗细粒级矿石质量比1.34的条件下,镍、钴二段中和浸出率分别为82.04%、93.35%,浸出后液含铁浓度小于2 g/L。     

从废旧锂离子电池中回收有价值金属的研究

以废旧的镍钴锰酸锂电池为原料,经过活性物质的分离、浸出、逐步化学沉淀等工序,有效回收了废旧锂离子电池中的有价值金属。采用H_2SO_4和还原剂(NH_4)_2SO_3对镍钴锰酸锂进行浸出试验,在最佳浸出条件下:H_2SO_4 1.0mol/L、(NH_4)_2SO_3 0.34mol/L、固液比25g/L、反应温度60℃、反应时间40min,Co、Ni、Mn、Li的浸出效率分别为97.61%、98.40%、97.91%和98.43%。然后采用共沉淀法回收浸出液中的镍、钴、锰,最后,通过添加饱和的Na_2CO_3回收母液中的Li+。     

响应曲面法优化金浸出条件试验研究

内蒙古某金矿采用全泥氰化工艺,因原矿性质发生变化,需进行浸出条件优化试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,采用响应曲面法考察了氧化钙用量、氰化钠用量、充气量3种因素对金浸出率的影响,建立了拟合方程与响应曲面。结果表明:氧化钙用量、氰化钠用量、充气量对金浸出率影响较大,且三者间有明显的交互作用;在磨矿细度-74μm占90%的条件下,最优浸出条件为氧化钙用量3.330 kg/t、氰化钠用量1.040 kg/t、充气量0.076 m^3/h,此时金浸出率预计可达94.75%。该研究为现场工艺优化提供了技术依据。     

铜阳极泥蒸硒渣分铜的新工艺研究

采用预浸—低搅拌速率水浸工艺取代酸浸工艺从铜阳极泥蒸硒渣中分铜,在保证铜浸出率的同时降低碲、银等其他元素的浸出损失。考察了氯化钠添加量、搅拌速率、预浸时间对铜等元素浸出率的影响。最佳工艺条件为:先将蒸硒渣在自来水中预浸12h,液固比4∶1,再加入1倍理论量氯化钠,常温搅拌2h,搅拌速率可低至100r/min。以此条件进行扩大试验,铜的浸出率为94%,碲浸出损失3%,银、铋、锑、铂、钯、金基本不损失。     

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%。     

低品位多金属钴渣选择性浸出新工艺研究

采用碱性体系下化学抑制—选择性浸出新工艺对钴渣中的有价金属进行浸出和分离,通过考察浸出温度、液固比、抑制剂用量、pH对浸出率影响的单因素及优化扩大试验,钴、锌、铜的浸出率可以分别达到94%、95%、96%以上。     

氰化提金及氧化剂强化浸金过程机理研究

研究了黄铁矿氰化剂提金过程,以及氰化钠浓度、浸出温度和氧化剂等对金浸出率的影响,研究了氧化剂强化浸金过程的机理。结果表明:常温时,在双氧水做氧化剂的前提下,氰化钠浓度0.05%,浸出时间12 h,金的浸出率可达94%以上。     

氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

高硅铝土矿的盐酸浸出试验研究

对高硅铝土矿进行了盐酸浸出的探索性试验研究。考察了液固比、浸出时间、浸出温度、盐酸质量百分浓度对铝土矿中氧化铝和铁的浸出率影响。通过各单因素条件试验确定了铝土矿盐酸浸出的最佳工艺参数,Al2O3的浸出率可以达到93%以上。     

铁离子对土状铜矿中铜浸出影响研究

考察Fe3+浓度、Fe3+/Fe2+对土状铜矿中铜浸出率的影响,分析了酸浸过程中铁离子提高铜浸出率的机理。结果表明,在矿浆浓度30%、酸浓度36.8g/L、12.0g/L硫酸铁溶液浸出土状矿48h后,铜浸出率为62.4%,与无铁时铜浸出率相比提高了10个百分点。其中有92.6%游离氧化铜、70.3%结合氧化铜、35.6%次生硫化铜和11.8%原生硫化铜被浸出,除原生硫化铜外,均比无铁时有明显提高。并且随着Fe2+/Fe3+的降低,铜浸出率逐渐增加。增加Fe3+浓度提高了溶液电位,从而提高铜浸出率。     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。