两段沸腾炉还原焙烧

一、前言红土矿是综合回收铁、钴、镍等金属的一种资源。当采用还原焙烧氨浸回收镍、钴,及从浸出渣回收铁的流程处理这种矿石时,还原焙烧过程镍、钴、铁等元素的还原程度,对镍和钴的回收率及钢铁的质量有很大的影响。     

从印尼含镍红土矿中浸出镍、钴工艺试验研究

印尼某含镍红土矿属低镁褐铁矿型,镍主要赋存于褐铁矿中。研究了采用还原焙烧-氨浸、直接氨浸、加压酸浸、直接酸浸—沉矾除铁等工艺从红土矿中浸出镍和钴。结果表明:采用氨浸工艺,镍、钴浸出率较低;采用直接酸浸—沉矾除铁工艺,镍、钴浸出率均在80%~90%,而且浸出矿浆的过滤性能良好;采用加压酸浸工艺,镍、钴浸出率在90%以上。     

氧化酸浸法从非对称电容电池中提取镍、钴和稀土

非对称电容电池兼具氢镍电池能量密度和非对称超级电容器功率密度的优势,具有广阔应用前景,从废弃非对称电容电池回收金属不仅是环境保护的需求,更是资源再生利用的需要。以H2O2为氧化剂从非对称电容电极负极材料中用氧化酸浸法提取镍、钴和稀土。研究了硫酸浸出过程中镍钴的浸出机制,发现当p H小于6.5时,Ni2+和Co2+具有较高的溶解度,且钴优先于镍浸出;同时研究了氧化剂用量、浸出温度、硫酸浓度、液固比和浸出时间等因素对非对称电容电极负极材料氧化酸浸过程中有价金属镍、钴和稀土浸出率的影响。结果表明,Ni,Co浸出率随温度升高而增加,在353 K时,浸出率均达到最大值,Ce则在常温下浸出效果较好;Ni,Co和Ce浸出率随氧化剂用量、硫酸浓度、液固比和浸出时间的增加而增大。最适宜的工艺条件为:硫酸浓度190 g·L-1,液固比为9∶1,H2O2用量8 ml,353 K温度下浸出20 min,流动水冷却到293 K,搅拌浸出90 min,Ni,Co和稀土的浸出率分别达99.4%,99.7%和96.5%。并提出了"硫酸钠回收稀土-苛碱回收镍钴"的后续分离净化流程,能有望应用于非对称电容电极负极材料及类似物料中有价金属的提取与分离的工业生产。     

氨法加压浸出钴铜氧化矿工艺

氨法浸出是基于目标金属与氨形成配合离子进入溶液,实现目标金属与部分杂质的分离,因此浸出过程具有选择性。对钴、铜与氨的配合机制及亚硫酸钠还原性能的影响因素进行了分析。结果表明:提高cNH3/cMe有利于形成稳定性高的钴、铜氨配合离子;降低cSO42-/cSO32-,提高体系pH可降低还原剂还原电位。实验过程采用加压氨浸工艺,在NH3-NH4+-H2O体系中浸出钴铜氧化矿中的钴和铜,研究了总氨浓度、氨铵比、液固比、浸出温度、还原剂用量对氧化矿中钴和铜浸出率的影响。结果表明,在总氨浓度7 mol.L-1、氨铵比2∶1、液固比6∶1、浸出温度100℃、还原剂亚硫酸钠用量为三价钴含量(摩尔比)4倍的最优条件下,钴浸出率可达到95.2%,铜浸出率可达到95.8%。浸出液后续处理工艺简单,氨及铵盐可实现闭路循环,对环境友好。     

赞比亚某铜钴矿金属回收试验研究

赞比亚地区铜钴矿资源品位较低,铜钴赋存状态复杂,浸出和回收技术不成熟.某冶炼厂对此地区铜钴矿采用“浸出-萃取-净化-沉钴”工艺生产粗制氢氧化钴,浸出工段在生产过程中水量过剩,在净化工段前,萃余液中钴难以富集,造成资源浪费.本文采用酸浸还原-Lix984萃取-HBL110萃取工艺对此铜钴矿进行了试验,取得了满意效果:采用...     

高碱性脉石低品位氧化铜矿提铜研究进展

高碱性脉石低品位氧化铜矿属于"三高一低"的难处理的氧化铜矿, 其矿石具有高钙镁、高含泥量、高氧化率和低铜品位的特点。本文综述了该类矿物的资源特征、浸出方法和浸出液提铜方法。主要浸出方法包括:浮选法、氨浸法、细菌浸出等。铜氨溶液中提铜方法有萃取法、离子交换法、沉淀法等, 目前氨浸法和产氨菌浸出能有效而经济地浸出, 但氨浸法由于氨的挥发性和产氨菌浸出培养问题都有其缺陷, 因此, 笔者认为常温下低浓度氨浸-萃取或产氨菌浸出-萃取是从高碱性脉石低品位氧化铜矿石提取铜的未来发展方向之一。      

用酸浸—生物浸出工艺从废锂离子电池电极材料中回收金属钴铜镍

研究了采用长期筛选驯化得到的一株金属耐受能力较强的氧化亚铁硫杆菌(T.f.)ESY06,以酸浸—生物浸出工艺从废锂离子电池电极材料中回收铜、钴、镍,考察了Fe2+质量浓度对ESY06生长的影响。结果表明:ESY06同时对铜、钴、镍的耐受能力分别为1.22、2.21、0.29g/L;Fe2+质量浓度为20g/L时,ESY06生长状况最好;采用酸浸—生物浸出工艺处理废锂离子电池正极材料,钴、镍浸出率分别为99.93%、99.46%,负极材料中的铜浸出率为99.78%,混合电极材料中的铜、钴、镍浸出率分别为99.88%、99.39%、99.55%。酸浸—生物浸出工艺对铜、钴、镍金属回收效果较好,对于从电池电极材料中回收有价金属有一定优势。     

用D2EHPA从合成的铝土矿浸出液中溶剂萃取钴和镍

从铝土矿中提取镍和钴通常有两种方法 ,一种是在焙烧阶段将镍和钴的氧化物还原成金属 ,然后以氨性溶液浸出的Nicaro或 Caron法 ;另一种是对镍和钴的氧化物进行高压酸浸 ,接着用硫化物沉淀的 Moa Bay或 Sherritt法。近年来 ,采用加压酸浸和 SX- EW法从铝土矿中提取镍和钴引起了世界采矿业的极大兴趣 ,特别是从浸出液中直接回收镍和钴倍受重视 ,因为该法可以大幅度降低回收成本。Cheng Chu- yong介绍了用 D2 EHPA、采用溶剂萃取法从合成的铝土矿浸出液中分离钴、镍及锌、钙、铜、镁等杂质的基本原理和可行性。试验采用工业级 D2 EHPA…     

钴渣氨浸工艺的研究

研究了钴渣的氨浸工艺。在钴渣氨浸过程中,用亚硫酸钠将钴渣中三价钴还原成二价钴,可较大程度地提高钴的浸出率。实验中,在氨水浓度为14％,硫酸铵浓度为160g/L,液固比为8：1条件下,浸出液与钴渣在70℃下反应30min,然后加入二倍钴量（摩尔比）的还原剂亚硫酸钠于50℃下浸出5h,钴的浸出率达到了97．46％,镍的浸出率为95．00％。     

关於銅、鎳、钴氨絡合物溶液的蒸餾

一、緒言随着我国湿法冶金工业、特别是氨浸技术的发展,如何有效地从氨性浸出液中提取金属,以及使氨和二氧化碳气体返回浸出系统循环使用,是一个重要的课题。用氨浸法从矿石中提取金属,即用氨一碳酸铵的水溶液将矿粉中的有价金属(如铜、镍、钴、锌、钠和锰等)浸取出来,而使铁及     

氨法制备低铁锌工艺研究

采用NH3-NH4Cl-H2O体系浸出锌焙砂,经过锌粉两段净化,再电积出低铁金属锌。浸出时Fe、Ge、Si、As、Sb、Pb均进入浸出渣,而Zn、Cu、Cd等进入浸出液中。锌的平均浸出率90.8%,总回收率89.5%。得到的电锌产品中杂质元素Cu、Cd、Sb、As、Ni、Co、Pb和Fe含量≤0.0002%。     

工业氧化钼提纯研究

近几年,我国每年约生产15万t工业氧化钼,绝大部分由氧化焙烧钼精矿制得,其中约30%用于生产钼酸铵,进而生产钼化学品及钼金属制品。这种方法生产的工业氧化钼用于钼酸铵生产存在以下实际问题：1）氨浸后产生含钼高达10%～20%的氨浸渣,损失大量的钼。2）氨浸后的钼酸铵溶液需要净化再结晶,加大了企业生产成本。针对第一项问题,我国的钼酸铵生产企业通常采用以下解决办法：1）低价出售氨浸渣;2）将氨浸渣与工业氧化钼混合后炼制钼铁;3）将氨浸渣加Na2CO3焙烧,再提纯后制成钼酸钠。上述各种都是企业为提高钼资源利用而被动采用的办法。本文通过研究加压氧化法提纯工业氧化钼的工艺,不仅解决钼酸铵生产中面临的氨浸渣处理问题,而且氨溶后的钼酸铵纯度高,不需要再净化。所获氧化钼经化学检测和X-射线衍射检测,其中的金属杂质和MoO2显著降低。试验中,试剂BM的加入显著增加了固体三氧化钼比率,从而提高了纯三氧化钼的产率。     

The leaching kinetics of cobalt and nickel from aluminum-coprecipitated products

The leaching behavior of cobalt and nickel from aluminum-coprecipitated products in ammoniacal solutions has been investigated. Cobalt and nickel were precipitated with aluminum in a solution containing 0.5 M of total ammonia, a mixture of ammonium hydroxide and ammonium nitrate at pH 10. The leaching was carried out at 2 M total ammonia concentration at pH 10. The effect of aging the coprecipitated products on the leaching behavior of cobalt and nickel was also investigated. The equation of continuity with a source term for a spherical coordinate was solved numerically using a forward finite differentiation technique to describe the leaching of cobalt. The nickel leaching kinetics was best described by chemical reaction at the solid/liquid interface of the grains of the precipitated product. The Arrhenius activation energy for cobalt and nickel was found to be very much influenced by the aging time of coprecipitated products and varying over a wide range, 10.5 to 26.8 kJ/mol for cobalt and 15.0 to 38.9 kJ/mole for nickel.     

从铜钴合金及含钴废料中提取钴的研究现状与展望

分析了钴资源与钴市场现状,提出了综合处理铜钴合金及含钴废料的必要性,介绍了从铜钴合金和含钴废料中浸出铜、钴及回收钴的方法,指出传统的火法工艺不能处理铜含量高的物料,而采用一般的酸法工艺,钴浸出率不高(只能达到95%左右);利用液膜法和微生物浸出法,钴的浸出率最高只能达到96%,而如果采用氧化剂加低酸(酸浓度小于2 mol/L)浸出,则可大大提高浸出速度和浸出率.     

铟的资源、应用与分离回收技术研究进展

本文系统介绍了稀散金属铟的储量、生产情况及其应用状况,重点介绍了国内外分离回收铟的工艺技术。针对不同来源的铟资源,分离回收方法也不同。文中对铅、锌冶炼系统中铟的回收及ITO靶材中铟的回收进行了总结,浸出料液中铟回收主要分为溶剂萃取分离、树脂交换分离、液膜萃取分离和中和沉淀等。文中还就铟资源的利用前景作了展望。     

过硫酸铵氧化沉淀法富集净化钴渣中钴的试验研究

某公司生产初期采用α-亚硝基-β-萘酚除钴工艺回收湿法炼锌净化钴渣中的钴,存在药剂消耗量大、钴渣含钴低、生产亏损的问题,后采用过硫酸铵氧化沉淀法富集钴,形成了一种钴的富集倍数高,成本低、流程短、易操作、环保的净化渣回收钴的实用方法.该方法分三个阶段:酸浸阶段包括稀酸选择性浸出和逆流酸性浸出,在较优工艺参数下,钴的浸出率...     

废高温镍钴合金浸出液净化试验研究

在"苏打焙烧-碱浸出-氯气浸出-TBP萃取除铁-中和水解除铬-P204萃取除微量杂质-N235萃取分离镍、钴"处理废高温镍钴合金工艺的基础上,重点研究了废高温镍钴合金浸出液的净化工艺,确定了废高温镍钴合金浸出液净化的较优工艺技术参数。采用该净化工艺条件可将浸出液中的杂质元素有效地脱除,处理后所得镍、钴溶液成份满足某公司镍、钴产品生产的要求。     

废旧硬质合金回收方法及其研究进展

随着硬质合金应用领域的拓展, 我国硬质合金产量也逐年提高, 生产及使用过程中产生的硬质合金废料也逐渐增多, 这些废料中钨含量(指质量分数, 下同)约40%~95%, 钴含量约3%~20%。因此, 如何高效地回收钨和钴不仅具有重要的经济价值, 对缓解我国钨、钴资源需求压力也有重要意义, 成为备受关注的课题。文中综述了锌熔法、机械破碎法、电化学法、氧化法和酸浸法的研究现状, 基本原理, 回收工艺以及对回收方法进行了展望, 指出改善现有的回收技术, 多种工艺相结合开发出回收成本低, 污染小, 高品质回收料的工艺是未来主要的研究方向。      

提高铟工艺回收率探讨

文章描述了某企业目前从铟富集渣回收铟的工艺流程,并针对原料的变化进行了工艺研究,对铟浸出、浸出液净化、萃取、反萃液净化等进行了试验,根据试验结果进行了工业化试验,取得了较为明显的效果,回收率由80％提高到了85％,系统产能由每年50t提高到66t。     

Reduction-roasting and ferric chloride leaching of copper converter slag for extracting copper,nickel and cobalt values

In a previous investigation the optimum conditions for recovering copper, nickel and cobalt from converter slag through ferric chloride leaching have been described. The study of various parameters revealed that nickel and cobalt recovery could not be improved beyond 24 to 26% respectively from converter slag, though more than 90% of the copper could be extracted. Further attempts were made to bring the metal values completely into solution through reduction-roasting followed by ferric chloride leaching of the slag. The present work comprises a study of various experimental conditions such as concentration of ferric chloride, duration of leaching, duration of reduction-roasting, temperature and nature of reducing agent, to arrive at the optimal recovery of the metal. Under identical experimental conditions a decrease in copper recovery, but an increase in nickel and cobalt recovery has been observed above a roasting temperature of 750°C. The decrease in copper recovery has been attributed to copper ferrite formation which has been confirmed both by leaching experiments with synthetic mixtures and by X-ray diffraction studies with both slag samples and synthetic mixtures. Recovery of nickel has also shown little decline when solid reductants were used above 850°C whereas cobalt recovery remains nearly the same even above 850°C. Under optimum conditions 80% copper, 95% nickel and 80% cobalt could be recovered by reducing the slag at 850°C with 10 wt % furnace oil, followed by leaching with ferric chloride.