低品位钼矿及钼二次资源加压浸出工艺的研究进展

综述了加压浸出技术在处理低品位钼矿和钼二次资源方面的研究进展,重点介绍了加压氧化水浸、加压氧化酸浸和加压氧化碱浸等技术在处理镍钼矿过程中的化学原理及工艺流程特征,并对该领域今后的研究方向提出了初步建议。     

全湿法处理钼镍矿的新工艺

本文针对钼镍矿难处理的技术现状,提出了一种加压酸浸、常压碱浸、萃取相结合的全湿法处理镍钼矿的新工艺。试验结果表明,在加压酸浸时,钼的转化率可以达到98.3%以上,镍的浸出率达到98.7%。经过碱浸、萃取后钼镍综合回收率达92%以上。     

镍钼矿全湿法浸出工艺研究

采用酸性氧化浸出-酸渣碱浸工艺对镍钼矿进行了浸出回收。结果表明:在盐酸用量为0.52 mol(每100 g原矿),固体氧化剂N1用量为原矿质量的60%,液固比为3∶1,温度90℃左右,浸出时间2 h的条件下,镍、钼浸出率分别为92%、60%;在氢氧化钠用量为酸浸氧化后干渣质量的45%,液固比为3∶1,温度40~50℃左右,浸出时间15 min的条件下,钼浸出率可达90%以上,钼的总回收率在96%以上。该工艺流程简单、能耗较少、镍钼回收率高,可避免火法脱硫的烟气污染。     

钼镍矿综合利用工艺现状及趋势

钼镍矿是一种以钼镍为主的多金属共伴生原矿,具有较高经济价值,如何综合回收利用该矿物对我国国民经济有着重要意义.分析了钼镍矿的选矿、火法冶金、焙烧—浸出、全湿法冶金处理工艺现状,目前,钼镍矿的主要工艺为焙烧—浸出工艺,这类工艺存在着SO2污染环境的问题;未来钼镍矿处理工艺将朝着低能耗、低污染、高回收率以及综合回收利用的全湿法冶金工艺方向发展.     

钼镍矿强化浸出试验研究

研究了采用氧化焙烧—浓硫酸强化浸出工艺从钼镍矿中回收钼和镍。试验结果表明:钼镍矿氧化焙烧最佳温度为700℃,最佳焙烧时间2h;氧化焙砂在V(浓硫酸)/m(焙砂)=2mL/g、温度150℃条件下浸出3h,钼、镍浸出率分别为96.4%和85.6%。     

试论混合钼精矿的冶炼方法

对铜钼混选矿,采用纯氧焙烧-真空升华的冶炼工艺,试剂投入低,产品档次高。对低钼铜钼混选矿和所有铅钼混选矿以及镍钼矿原矿,采用硫酸加硝酸常压强化催化氧化浸出,可以简化选矿工序,实现铅钼彻底分离,避免铅对钼产品的连环污染。钼和铅外金属元素从浸出液回收,铅和贵金属从浸出渣回收,金属收率高。还介绍了卧式常压强化浸出槽的特点和功能。     

低品位镍钼矿加钙焙烧及直接热还原热力学研究

通过热力学分析计算,给出了镍钼矿直接热还原的ΔGΘ-T图,用于直观分析不同温度下镍钼矿中矿物的还原过程,并在此基础上进行低品位镍钼矿加钙焙烧及硅铁直接热还原实验。研究表明:镍钼矿原有工艺的焙烧温度为580~620℃,反应速率低,焙烧时间长,升温会增加钼的挥发,加钙氧化焙烧可以将焙烧温度提高到700℃,提高了反应速率,并且可以将钼固定在矿物中,生成稳定的钼酸钙,减少氧化钼的挥发,起到良好的固钼作用。对镍钼矿氧化焙烧、硅铁直接还原过程进行分析,绘制镍钼矿中硅铁还原在不同温度下各反应的热力学状态图。分析研究表明,低温下的固-固反应中,硅铁均可还原氧化钼,但铁对氧化钼的还原能力较弱,Fe不能还原Ca Mo O4;液-固反应中,硅可还原氧化钼、钼酸钙,但铁没有还原能力;在铁浴反应阶段及钢渣界面的反应,起还原作用的主要是硅。实验室中加钙焙烧-硅铁直接热还原工艺制备镍钼铁合金,镍、钼的收得率均在85%以上,焙烧过程中硫被Ca O固定在熔渣中,有利于环保。     

钼矿选矿技术进展

叙述了钼矿选矿工艺和选矿设备,油类和黄原酸盐类混合捕收剂,絮凝浮选,用硫酸锌与亚铁氰化钾分离滑石与辉钼矿,碱浸-浮选高氧化率钼矿石,离子浮选,采用浮选氧压氧化浸出浮选工艺从低品位钼精矿生产纯三氧化钼。     

钼矿选矿技术进展

叙述了钼矿选矿工艺和选矿设备，油类和黄原酸盐类混合捕收剂，絮凝浮选，用硫酸锌与亚铁氰化钾分离滑石与辉钼矿，碱浸-浮选高氧化率钼矿石，离子浮选，采用浮选氧压氧化浸出浮选工艺从低品位钼精矿生产纯三氧化钼。     

从废钼合金催化剂中提取钼等有价元素方法的研究

ＭｏＣｏＮｉ合金料首先氧化焙烧碱浸出，滤饼再加纯碱焙烧水浸出使钼与钴镍分离，最后用萃取法分离钴镍的工艺流程，对废钼合金催化剂进行了综合回收。采用该工艺流程和生产线分别生产出合格的工业级钼酸钠、氧化钴和氧化镍。     

镍钼矿加压酸浸新工艺研究

提出一种加压酸浸处理镍钼矿的新工艺,考察温度、氧分压、液固比、时间等对镍钼转化率和浸出率的影响。结果表明,在液固比为5,氧分压为0.4 MPa,150℃反应2h的条件下,钼转化率可以达到98.3%以上,镍浸出率达到98.7%。     

洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

HBL101从镍钼矿焙烧料高酸浸出液中直接萃取钼的研究

采用新型萃取剂HBL101从镍钼矿焙烧料高酸浸出液中直接萃取钼。考察有机相组成、料液酸度、相比、振荡频率、平衡时间、温度对钼萃取过程的影响,并绘制了HBL101萃钼等温曲线。结果表明,在优化的工艺条件下,钼萃取率达96.8%以上,有机相饱和容量为12.09g/L;负载有机相用纯水洗涤后经3级逆流氨水反萃,钼反萃率达99.9%以上,实现了钼镍分离及钼的富集转型。     

N235萃取镍钼矿硫酸浸出液中钼的研究

对N235萃取镍钼矿酸浸液中的钼进行了实验研究,确定了萃取和反萃步骤的最优条件。结果表明,三级逆流萃取率可达99.7%,而一级反萃率可达95.5%,反萃液钼浓度约为100 g/L,整个工艺的金属钼直收率可达98%以上。通过该工艺可实现镍钼矿酸浸液中的镍钼分离,以及钼的富集和部分除杂。     

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%。     

Study on leaching of molybdenum and nickel from Ni–Mo ore using sodium chlorate

Abstract

The leaching of molybdenum and nickel from a Ni–Mo ore was investigated by acidic oxidative leaching with sodium chlorate followed by caustic leaching of the acid leach residue. The results indicated that the sulphides of nickel and molybdenum in the Ni–Mo ore were oxidised and dissolved in the solution. The molybdenum remaining in the residue was further recovered by direct caustic leaching. The leaching of nickel and molybdenum reached 92 and 60% respectively, with sodium chlorate consumption of 60 g per 100 g ore and hydrochloric acid consumption of 0·52 mol per 100 g ore at a L/S ratio of 3∶1 and 90°C for 2 h. After caustic leaching of the acid leach residue with sodium hydroxide consumption of 45 g per 100 g dried residue at a L/S ratio of 3∶1 and 40°C for 15 min, the total leaching of molybdenum increased to 96%. A conceptual process flowsheet for the leaching of the Ni–Mo ore has been developed.

On a examiné le lessivage du molybdène et du nickel à partir d’un minerai de Ni-Mo, par lessivage acide oxydant avec du chlorate de sodium suivi par lessivage caustique du résidu d’attaque acide. Les résultats indiquaient que les sulfures de nickel et de molybdène du minerai de Ni–Mo étaient oxydés et dissous dans la solution. Le molybdène du résidu était davantage récupéré par lessivage caustique direct. Le lessivage du nickel et du molybdène atteignait 92 et 60%, respectivement, avec une consommation de chlorate de sodium de 60 g par 100 g de minerai et une consommation d’acide chlorhydrique de 0·52 mol par 100 g de minerai avec un rapport de L/S de 3∶1 à 90°C pendant 2 h. Après le lessivage caustique du résidu d’attaque acide avec une consommation d’hydroxyde de sodium de 45 g par 100 g de résidu séché avec un rapport de L/S de 3∶1 à 40°C pendant 15 min, le lessivage total du molybdène augmentait à 96%. On a développé un schéma de procédé conceptuel pour le lessivage du minerai de Ni–Mo.     

采用N235从镍钼矿盐酸浸出液中萃取钼的研究

采用N235对镍钼矿盐酸浸出液进行了萃取钼的研究。试验结果表明,在最佳工艺条件下,5级逆流钼萃取率可达98%以上,镍损失率小于1%,负载有机相经稀酸洗涤除铁后采用氨水反萃,1级反萃率达97%以上,反萃液钼浓度为50 g/L左右,达到了钼镍分离及钼富集转型的目的。     

浅析高冰镍氯气浸出制取镍电解初液

氯气浸出工艺是当前世界上先进的高镍锍精炼工艺之一,在镍的回收率、生产率、产品质量及工作环境等方面具有较突出的优势.氯化湿法冶金由于具有高反应速率、高浸出率、以及灵活的金属提取工艺组合等优点,成为一项重要的湿法冶金新技术,以往制备镍电解初液的工艺都采用硫酸常压选择性浸出-加压浸出工艺,这样的工艺具有浸出效率低、工艺设备复杂、流程长、作业强度高、生产成本高等缺点.为了解决这些不利的因素,现在学者都在探索氯化浸出工艺替代硫酸选择性浸出工艺.本文就氯气浸出生产镍电解初液的工艺原理、试验过程、试验结果及其优点进行了充分的阐述.