Extraction of metals from complex sulfide nickel concentrates by low-temperature chlorination roasting and water leaching

The recovery of valuable metals from complex sulfide concentrates was investigated via chlorination roasting followed by water leaching. A reaction process is proposed on the basis of previous studies and the results of our preliminary experiments. During the process, various process parameters were studied, including the roasting temperature, the addition of NH4Cl, the roasting time, the leaching time, and the liquid-to-solid ratio. The roasted products and leach residues were characterized by X-ray diffraction and vibrational spectroscopy. Under the optimum condition, 95% of Ni, 98% of Cu, and 88% of Co were recovered. In addition, the removal of iron was studied in the water leaching stage. The results demonstrate that this process provides an effective approach for extracting multiple metals from complex concentrates or ores. © 2017, University of Science and Technology Beijing and Springer-Verlag Berlin Heidelberg.

加热温度对工业规模CeCl_(3)喷雾焙烧反应器影响的数值模拟

CeO_(2)颗粒由于具有优异的性能,市场对CeO_(2)颗粒的需求逐年增加。为探究使用在氧化铁颗粒工业化生产的Ruthner型喷淋焙烧反应器生产CeO_(2)颗粒的可能性,结合单液滴失重试验,使用ANSYS Fluent软件,分别探究550、650、750和850℃四种不同加热温度对反应器的影响。单液滴失重试验表明,氯化铈和氯化铁、氯化亚铁的热解过程基本一致,使用该型反应器制备CeO_(2)颗粒理论上可行。对小型工业反应器进行等比例建模,研究反应器内部化学反应的具体过程。结果表明,550℃是最合适的温度,对工业生产具有一定指导意义。

氯化铈液滴在喷雾焙烧反应器热解过程的数值模拟研究

Ruthner型喷雾焙烧反应器具有节能、环保和副产物可回收利用等诸多优点,其已被广泛应用于回收钢铁工业酸洗液,但在CeO_(2)颗粒制备领域还没有应用。当前对实心球形CeO_(2)颗粒的需求不断扩大,使得应用Ruthner型喷雾焙烧反应器规模化生产CeO_(2)颗粒具有诱人的前景。由于焙烧反应过程难以通过试验表征,使用ANSYS Fluent仿真软件对焙烧反应过程进行仿真模拟,可直观表现出CeCl_(3)热解生成CeO_(2)颗粒的过程。本研究首先通过热重试验,验证了铁元素的氯化物和铈元素的氯化物的热解过程完全一致,只是温度不同:CeCl_(3)液滴在200℃时完全失去自由水,在500℃时完全反应;FeCl_(2)液滴在180℃完全失去自由水,在420℃时完全反应;FeCl_(3)液滴在160℃完全失去自由水,在410℃时完全反应,因此使用处理酸洗液的反应器生产CeO_(2)颗粒理论上可行。进一步,通过使用仿真软件包中的两相流、组分输运等模型,探究反应器内温度场、速度场和浓度场等分布,结果表明在反应器内部,某区域内温度越高,对应的气流、颗粒运动速度就越快。

焙烧和氯化钙改性对硅藻土调湿性能的影响

以低品位硅藻土为原料,采用先焙烧后氯化钙改性处理工艺制备硅藻土调湿材料。通过X射线衍射仪、傅里叶变换红外光谱仪、扫描电子显微镜、能谱仪和全自动比表面及孔隙度分析仪等对焙烧前后及改性硅藻土进行表征,研究了焙烧工艺及改性条件对硅藻土结构与性能的影响。结果表明,低品位硅藻土经过焙烧处理,去除了有机杂质,比表面积从16.95 m^(2)/g增大到17.46 m^(2)/g,放湿速率从7.80%增大到12.97%,放湿能力得到改善;经过氯化钙改性,氯化钙颗粒包覆在硅藻土表面及孔道中,吸湿速率从18.02%增大到100.92%,大大提高了吸湿能力。

含钛高炉渣氯化铵活化焙烧工艺优化研究

针对钒钛磁铁矿高炉炼铁产出的含钛高炉渣,开展了氯化铵活化焙烧技术研究,使用响应曲面法对工艺条件进行优化,探究焙烧温度、保温时间、氯化铵配比等因素对TiO_(2)品位和杂质脱除的影响,并建立活化焙烧过程的二次回归方程模型。根据模型计算,焙烧温度、保温时间、氯化铵配比等因素对TiO_(2)品位和铝脱除率影响显著,根据模型预测,在焙烧温度为469℃、保温时间为0.97 h、氯化铵配比为41%时,TiO_(2)品位38.94%、铝脱除率91.43%;通过试验验证,在此条件下,浸出渣TiO_(2)品位38.39%、铝脱除率90.39%,试验值与模型预测值误差范围在1.5%以内,证明该优化模型具有可靠性。

废汞触媒高效汞回收工艺试验研究

为进一步提升废汞触媒的汞回收率,本文对废汞触媒物化性质、影响预处理过程汞转化率及汞回收率的石灰添加量、液固比、温度、时间等工艺指标进行研究,通过对废汞触媒的成分和表面性质的测试,废汞触媒的汞含量平均为2.5%左右,主要因为积炭、硫磷中毒等因素形成废汞触媒。通过理论计算,得出汞蒸气冷凝强度最大的温度为196℃,以及20~200℃区间汞蒸气的冷凝效率(其中在170~200℃的温度区间汞的冷凝效率最大,可达64.55%),当汞蒸气冷凝至50℃以下时,可以获得99.03%的汞蒸气冷凝量。经过试验,得出了废汞触媒预处理最佳工艺条件为石灰添加量为20%,液固比为0.4 L/kg,预处理反应温度为95℃,恒温4 h;最佳高温热解焙烧工艺条件为:焙烧温度900℃、炉内负压-50 Pa、焙烧时间8 h。在上述最佳条件下,探索了三级冷凝器不同进口温度条件下气态汞的回收率实验,当一级冷凝器进口温度控制在200℃左右时,汞的回收率可达到99%以上。

H_(2)SO_(4)分解铁-FeCl_(3)浸出焙烧金精矿中金

采用硫酸分解焙烧金精矿,金从黄铁矿中解离的同时金得到了富集,可采用氯化铁溶液非氰浸出金。研究了硫酸浓度及过量系数、分解温度对铁分解率的影响,优化工艺条件为,焙烧温度180℃,反应时间90 min,硫酸过量系数1.2,在此条件下,铁分解率为92.14%,金含量从原来的51.7 g/t提高到106.1 g/t;研究了反应温度、液固比对氯化铁溶液浸出硫酸浸出渣中金的影响,优化浸出条件为,液固比1.5,80℃浸出90 min,在此条件下,金浸出率96.8%。

氯化镁焙烧分解包头稀土精矿

利用XRD、TG-DTA、SEM及化学检测等方法,对氯化镁焙烧分解包头稀土精矿进行了研究。研究发现,在500℃、氯化镁添加量为25%的条件下,可将包头矿中的氟碳铈矿完全分解,产物为氯氧化稀土和氟化镁;在700℃、氯化镁添加量为60%的条件下,可将包头矿中的氟碳铈矿和独居石完全分解,产物为氯氧化稀土、复合稀土氧化物、氟化镁、磷酸镁。同时对热分解过程进行了动力学计算,第一阶段分解氟碳铈矿时所需活化能为163.92 kJ/mol,反应级数n=1.30;第二阶段分解独居石时所需活化能为276.14 kJ/mol,反应级数n=0.77。最后在氯化镁焙烧分解包头矿时加入碳粉,当加碳量为20%时,铈的氧化率降低至1.46%,对于防止稀土的氧化具有非常积极的意义。

粉煤灰制备聚合氯化铝铁及其对高岭土絮凝性能

以粉煤灰为原料,碳酸钠为助剂,经高温焙烧、盐酸酸浸、氢氧化钠聚合熟化,制备无机高分子聚合氯化铝铁(PAFC)絮凝剂,优化粉煤灰焙烧条件和PAFC絮凝剂的制备条件,将制备的PAFC絮凝剂产品用于处理高岭土废水。结果表明,活化剂碳酸钠与粉煤灰的质量配比为10:7,焙烧温度为800℃,焙烧时间为2 h,铝和铁离子的浸出率最高,分别为88.31%、53.66%。铝铁摩尔比为5.7:1,反应时间为1.5 h,制备的PAFC对高岭土废水浊度去除率最高,液体产品为黄褐色,烘干后所得固体产品为黄色粉末。对高岭土废水处理条件为p H值为7,PAFC液体絮凝剂投加量为1 mL/100 mL水样,慢速搅拌和静置沉降时间分别为45 min和60 min,形成的絮体粗大,沉降快,高岭土的浊度去除率为96.55%。

七宝山铁尾矿伴生有色多金属回收试验研究

为了综合回收七宝山铁尾矿中伴生的有色多金属,针对尾矿含有大量胶泥,且褐铁矿是锰、铅、锌、铜和钴最重要的赋存矿物,主要呈吸附态分布在褐铁矿中,通过物理选矿方法不能获得单独铅精矿、锌精矿、铜精矿的问题,采用磁化焙烧—弱磁选工艺回收铁矿资源,同时在焙烧过程中加入氯化剂,利用氯化焙烧—挥发工艺综合回收有色金属组分。试验结果表明:在焙烧温度1000℃、焙烧时间90 min、氯化剂氯化钠用量5%的条件下,铜、铅、锌挥发率分别达到了39.63%,82.32%,75.31%,使用氯化焙烧—挥发工艺可有效综合回收该铁尾矿中的伴生有色多金属。

Reaction characteristics and kinetics of gallium in chlorination roasting of copper tailings using calcium chloride

The mineral composition of copper tailings was examined, and the phase analysis of gallium was conducted for recovery of the rare scattered metal gallium from copper tailings. The reaction characteristics and kinetics of gallium in the chlorination roasting of copper tailings were investigated in a tube furnace apparatus under different conditions, including roasting temperature, quantity of chlorination agent,roasting time, and airflow. Calcium chloride was chosen for the chlorination reaction because it is highly effective for volatilization of metals. The results show that gallium mainly exists in limonites in the form of oxides, and increases in roasting temperature, quantity of chlorination agent, and roasting time are conducive to increasing the chloridizing volatilization rate of gallium. The tailings gradually melt when the roasting temperature exceeds 900℃, resulting in a decrease in the chloridizing volatilization rate of gallium. The chloridizing volatilization rate of gallium reaches 78.86%at roasting temperature of 900℃ for 40 min, airflow of 0.1 m^(3)·h^(-1), and calcium content of 33.33 wt%. Study of the reaction kinetics of gallium in chlorination roasting shows that the values of activation energy both for chemically controlled anddiffusion-controlled reactionsare44.64and11.93 kJ·mol^(-1), respectively. This indicates that the chemical reaction serves an important function in the chlorination volatilization of gallium. Taken together, the results reveal the usefulness of tailings as a source of rare metals and provide a basis for gallium recovery and environmentally friendly disposal of copper tailings.

煤系高岭土氯化焙烧除铁增白工艺及原理研究

用管式转炉研究了煤系高岭土氯化焙烧除铁增白工艺的影响因素及其机理。其主要控制参数是升温速度、恒温温度及恒温时间、炉内气氛等；其反应机理是高岭土中的含铁矿物主要以ＦｅＯ参与氯化反应。

氯化挥发的研究进展

氯化挥发是一种重要的火法冶金方法,以其特有的优点被广泛应用于冶金生产中.氯化挥发常用于提高金属矿品位、冶金废料综合利用和精炼粗金属等方面,冶金手段包括氯化焙烧和氯化精炼2种.文中在介绍氯化挥发应用的基础上,对"固-固"、"固-气"和"固-液"3种体系的氯化挥发机理研究进行归纳,同时对比分析了气体氯化剂和固体氯化剂的反应机理.通过总结前人的研究成果和进展,讨论氯化挥发的冶金优势和不足之处,以期为后续的研究提供帮助和指导.

氯化焙烧法处理宜春锂云母矿提取锂钾的研究

采用氯气作氯化剂氯化焙烧江西宜春锂云母矿提取锂、钾,研究了氯化焙烧温度、时间及添加剂对锂云母氯化效率的影响,并采用XRD对焙烧后物料进行了物相分析。结果表明:以氯气处理锂云母,氯化焙烧温度为850℃,时间为3 h时,锂、钾的提取率分别为92.49%和71.06%;XRD结果表明,焙烧后物料主要物相为LiAl(SiO3)2、SiO2、KCl、NaCl、K(Si3Al)O8。当添加与锂云母质量比为0.7的氧化钙后,物料的熔点明显提高,900℃下氯化焙烧30 min时,锂的浸出率为92.5%,钾的提取率提高到96.7%。添加氧化钙焙烧后浸出渣主要物相为Ca0.65Na0.35(Al1.65Si2.35O8)、CaF2、SiO2。

氯化焙烧法回收铬渣中的铬

以CaCl2为氯化剂,碳粉为还原剂,采用氯化焙烧—盐酸浸取的方法处理铬渣,铬渣中的铬以CrCl3的形式被回收。在m(铬渣)∶m(碳粉)为10∶2.0、m(CaCl2)∶m(铬渣)为0.4、焙烧温度为1 200℃、焙烧时间为50min的条件下,Cr(Ⅲ)回收率为91.2%。采用本方法处理1g铬渣可回收CrCl3约0.033g。

氯化铵-氯化焙烧红土镍矿工艺及其热力学计算

通过对使用氯化铵焙烧法处理云南元江地区红土镍矿的相关化学反应进行热力学计算,并在此基础上研究氯化铵与红土镍矿质量比、焙烧温度、焙烧时间等工艺条件对红土镍矿氯化焙烧效果的影响。研究结果表明:随着焙烧温度的提高,镍、钴、锰的铁酸盐的氯化程度降低;而镍、钴、锰的硅酸盐和蛇纹石的氯化程度受焙烧温度的影响很小;镍、钴、锰、铁的氧化物除二氧化锰外,氯化程度均随焙烧温度提高而降低;当焙烧温度为673 K、焙烧时间为15 min、氯化铵与矿料质量比为0.8-1.0时,镍、钴、锰、铁、镁在常温下用水浸出5 min的浸出率分别为80%,60%,99%,58%和19%。

硫铁矿烧渣氯化焙烧扩大试验

采用氯化焙烧工艺从硫铁矿烧渣球团中综合回收金、银、铜等有价金属,考察了造球、窑温、停留时间对金属挥发率以及物料和金属平衡的影响.结果表明,物料在1 250℃停留1.83 h的最佳条件下,各金属挥发率为：Au 95.6％、Ag 52.5％、Cu 73.1％、Pb 93.9％、Zn 75.2％.球团中铜、铅、锌含量均小于0.1％,球团强度4.0～6.5 kN.

钠化法提钒工艺条件的研究

研究了陕西某石煤矿提钒工艺。在原矿中加入少量添加剂氯化钠进行氧化焙烧,研究了最适宜的氯化钠用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对氧化焙烧的影响。焙砂进行碱浸,研究了浸出时间、浸出温度、浸出碳酸钠用量、浸出液固比等因素对碱浸的影响。制定了合理的提钒工艺流程。结果表明,采用钙法低钠焙烧-碱浸工艺,在氧化钙用量为2%,食盐用量为8%,焙烧温度为850℃,焙烧时间为2 h,水浴温度70℃,水浴时间2 h,碳酸钠用量是8%,液固比3∶1的条件下,钒的浸出率达到了67.6%,试验结果比较理想。

从某难选铷矿石中提取铷

某难选铷矿石为花岗岩结构,Rb_2O含量为0.13%,铷主要赋存在铁锂云母和钾长石中,呈分散状态分布,很难通过选矿方法富集铷。为开发利用该矿石资源,采用火法—湿法冶金工艺进行了提铷工艺条件研究。结果表明,5级逆流碱浸的铷浸出率为93.87%,经过2轮4级逆流萃取—3级逆流反萃取,铷总萃取率达到98.50%、总反萃率达99.75%、铷总回收率92.23%,氯化铷结晶体的纯度为99.75%,产品符合市场质量标准。对焙烧熟料进行多级逆流碱浸,将铷的浸出与浸出液的除钙过程合并,简化了工艺流程,是此类矿石处理工艺的创新。

电镀污泥氯化焙烧-弱酸浸出工艺研究

通过对电镀污泥氯化焙烧的热力学分析,选择氯化铵为氯化剂,在焙烧温度为673 K时可以实现对主要金属离子镍、铜的氯化,而其中铁的物相以针铁矿、赤铁矿为主,理论上难以被氯化。对氯化焙烧后的物料进行弱酸浸出,最佳浸出条件为:盐酸酸度为1 mol/L、浸出时间为45 min、浸出温度为318 K、液固比4∶1,此时主金属离子镍、铜的浸出率分别为97.48%和87.65%,而铁的浸出率只有26.83%,所得结果与热力学分析比较吻合。