强化浸出（精选3篇）
强化浸出 篇1
某含铜难浸金精矿因黄铜矿、黄铁矿等含量较高, 常规难浸, 金浸出率仅48.71%, 试验中进行了细菌预处理及引入磁场促进金浸出等一系列研究, 金浸出率提高到92.86%的较理想水平。
1 矿石性质
原矿石中主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、砷黝铜矿、方铅矿、闪锌矿、自然金、含银黝铜矿及其他含金、银矿物。其次为硫砷铜矿、黝铜矿、毒砂。脉石矿物以石英、绢云母为主。其次为方解石、长石, 另有少量的绿泥石、高岭石等其他矿物。脉石矿物粒度最粗, 黄铁矿居中, 铜矿物较细。-0.02mm粒级中, 脉石0.21%～3.96%, 黄铁矿1.56%～4.40%, 铜矿物3.98%～45.26%。
铜矿物是金的主要载体, 其次是黄铁矿。铜矿物含金占原矿金分布率的63.12%, 黄铁矿含金占原矿金分布率22.86%, 脉石中金的分布率不到15%。矿石自然金粒度分布检测结果表明:0.037～0.01mm细粒金及0.01～0.005mm微细粒金占多数, 两粒级含量达88.63%;小于0.005mm超显微金也占有一定比例, 占8.61%。因原矿金品位不高, 对原矿进行了浮选富集。金精矿多元素分析结果见表1。
2 金精矿硫脲浸出试验
* 单位为g/t。
2.1 常规硫脲浸出试验
采用探索试验的最优条件进行常规硫脲浸出试验。金精矿细度为-0.043mm90%, 液固比为2∶1, pH值1.5, 硫脲用量7kg/t, 硫酸铁用量2.5kg/t, 在电动搅拌机中搅拌浸出12h。浸出结束后对浸液进行过滤, 滤渣烘干制样化验Au。浸出结果金浸出率仅48.71%, 表明在常规硫脲浸出条件下, 金精矿难浸, 浸出率低。
2.2 磁场强化浸出试验
选择在永磁磁化装置中进行试验, 重点考察磁感应强度对金浸出率的影响。在金精矿细度为-0.043mm90%, 液固比为2∶1, pH值1.5, 硫脲用量7kg/t, 硫酸铁用量2.5kg/t, 搅拌浸出12h, 磁感应强度为15×10-3T的条件下, 金浸出率达61.82%, 较常规硫脲浸出提高了13.11%。添加磁场能明显促进金的浸出作用, 但浸出率仍较低, 究其原因, 有部分金嵌布粒度细被包裹, 阻碍了浸出剂与金的接触。因此, 设法暴露被包裹的金将有利于提高金的浸出率。
3 金精矿细菌预处理试验
通过细菌及其代谢产物作用来分解载金硫化物和砷化矿物, 达到解离包裹金的目的, 再浸出回收金的方法已有较广泛的应用。这种方法投资少, 生产消耗低, 工艺方法简单, 操作方便, 无环境污染。因此, 试验中开展了金精矿细菌氧化预处理试验。浸矿细菌为氧化亚铁硫杆菌, 从某酸性矿坑水中筛选培养。在预处理试验之前专门进行了细菌驯化。细菌驯化为在有金精矿的环境中分批进行, 每转移驯化一次都提高矿样量直至达到细菌氧化浸矿矿浆浓度时的矿量, 细菌的驯化终点以细菌能正常生长, 浓度达109个/ml为限。
3.1 富氧细菌预处理试验
在细菌预处理过程中, 为促进细菌的生长繁殖, 提高浸出速度, 对浸出矿浆进行了充气充氧, 提高溶液中氧的溶解量。采用小型气泵进行充气, 气体流量计控制充气量, 自制充气环使空气在溶液中均匀分布。浸出过程中采用水冷及空调联合控制的办法, 使浸出温度控制在17±1℃, 溶解氧量在9.2～10.1mg/L。其他不变的条件为驯化菌作菌源, 培养基为9K无铁培养基, pH值1.3～1.5。在富氧细菌处理金精矿试验中, 考察了金精矿细度、预处理矿浆浓度以及预处理时间等因素对硫脲浸金的影响。
金精矿细度试验结果见图1。
图1表明, 随着金精矿细度的增加, 开始时金浸出率也随之增加, 这是由于矿石粒度越小, 含金矿物的解离程度越高, 细菌对包裹金的矿物氧化速度越快, 暴露的金也越多, 浸出率越高。但当金精矿细度-0.043mm含量大于90%后, 金浸出率却呈下降趋势。这是因为随着细度的增加, 矿石泥化更加严重, 阻止了细菌浸出剂的渗透和空气的进入。另一方面, 泥的吸附使药剂消耗增加, 从而影响了金精矿的氧化预处理和金的浸出。因此, 合适的金精矿细度确定为-0.043mm90%。
金精矿细菌氧化预处理矿浆浓度试验的浓度取值为13%、15%、17%、19%、21%。试验结果表明, 随着矿浆浓度的增加, 金浸出率越来越低。矿浆浓度的升高将导致细菌的生存环境恶化, 进而降低了细菌对矿样的氧化效果, 影响了金的浸出。特别是当矿浆浓度大于15%时, 浸出率急剧下降, 综合考虑选择矿浆浓度为15%。
试验同时考察了细菌氧化预处理时间不同, 对浸金效果的影响。试验结果见图2。
从图2可看出, 随着细菌氧化预处理时间的增加, 金浸出率总的趋势是上升的, 但当预处理时间达100h后, 金浸出率提高缓慢, 增加幅度已不大, 说明此时绝大部分包裹金已被氧化暴露。因此, 合适的预处理时间为100h, 此时金浸出率为91.67%。
3.2 磁场强化低氧细菌预处理试验
上述富氧细菌预处理试验表明, 在氧量充足温度适宜的优越浸出环境中, 经细菌预处理的金精矿达到了较高的金浸出率。但是, 富氧、低温控制的高要求不适宜实际推广。为此, 本研究安排了在磁场条件下低氧细菌预处理金精矿的试验研究。细菌氧化硫化矿过程中产生大量热量, 浸出温度可达40～50℃以上。在此温度环境下溶液中溶解氧浓度较低。该试验在溶液与空气接触自然供氧的条件下, 溶液温度控制在38℃, 经检测溶液中溶解氧量在4.2～4.6mg/L之间。驯化菌作菌源, 因低氧条件下细菌的活性较低, 因此, 培养基为9K培养基, 其他不变的条件为pH值1.3～1.5, 金精矿细度-0.043mm90%, 矿浆浓度为15%, 预处理时间100h。试验在带永磁磁化装置的浸出装置中进行。试验重点考察了磁感应强度的变化对硫脲浸金的影响。试验中磁感应强度分别为:10×10-3T、15×10-3T、20×10-3T、25×10-3T、30×10-3T。试验结果如表2所示。
分析表2可知, 随着磁感应强度的增加金浸出率呈上升趋势, 磁感应强度25×10-3T与30×10-3T浸出率相差不大, 因此, 合适的磁感应强度为25×10-3T, 此时金浸出率为91.72%。试验表明, 在磁场的作用下, 细菌低氧氧化预处理达到较理想效果。
4 磁场强化氧化渣浸金试验
金精矿经细菌氧化预处理后, 进行了硫脲浸出最优条件试验。试验结果为液固比为2∶1, pH值1.5, 硫脲用量8kg/t, 硫酸铁用量3kg/t, 在电动搅拌机中搅拌浸出10h。在前面的试验中, 添加磁场有助于促进金的浸出, 为进一步提高金的浸出率, 又安排了在磁场条件下强化氧化渣硫脲浸金的试验研究。
将浸金溶液置于永磁装置中, 重点考察磁感应强度对硫脲浸金的影响, 其他条件为氧化渣硫脲浸出最优条件。磁感应强度分别为:6×10-3T、10×10-3T、14×10-3T、18×10-3T、22×10-3T。试验结果列于表3。
从表3结果可看出, 添加磁场强化氧化渣硫脲浸出, 随磁感应强度的增加金浸出率呈上升趋势。但当磁感应强度高于18×10-3T时, 金浸出率增长明显减缓。综合考虑, 18×10-3T为较佳感应强度, 此时, 金浸出率达92.86%。试验表明, 磁场促进了氧化渣硫脲浸金。
5 机理分析
细菌氧化硫化矿物的机理, 目前较普遍接受的是直接间接作用机理。浸出过程既有细菌的直接作用, 也有细菌代谢产物Fe2 (SO4) 3间接浸出作用。黄铜矿细菌氧化的直接和间接机理可用方程 (1) 和 (2) 分别描述[1]:
黄铁矿细菌氧化的直接和间接机理可用方程 (3) 、 (4) 和 (5) 分别描述[2]:
undefined
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由 (2) 式可知, 黄铜矿的溶解速度为硫酸铁消耗速度的一半。如Fe3+扩散速度不够快, 黄铜矿表面就会产生Fe3+瞬时短缺现象, 从而影响黄铜矿的溶解速度。 (5) 式则要求Fe3+的扩散速度更快, 否则将极大影响黄铁矿的溶解速度。
磁场强化低氧细菌氧化预处理是磁场作用促使了Fe3+扩散速度加快, 渗透能力增强, 及时补充了硫化矿粒表面的Fe3+吸附量, 也促使了Cu2+、Fe2+扩散速度加快, 脱离硫化矿粒表面, 进而促进了硫化矿的浸出。结果表明, 金精矿低氧细菌氧化预处理通过磁场的强化作用, 也达到了较高的金浸出率。检测表明, 细菌氧化预处理硫化矿浸出溶液体系中添加磁场还有助于维持细菌的活性, 促进细菌的浸矿作用。
据硫脲浸金反应式:
Au+2CSundefined2+ (6)
可知, 硫脲浸金体系中发生着电子得失电化学过程以及离子和分子的扩散运动, 如Au[CS (NH2) 2]+2扩散速度不够快, 则会影响金的溶解速度。将硫脲浸金过程置于磁场作用下, 促进Au[CS (NH2) 2]+2、Fe3+、Fe2+扩散速度加快, 促进了金的浸出。
6 结 语
1.试验金矿石为含黄铜矿、黄铁矿等硫化矿物为主的矿石。脉石矿物粒度最粗, 黄铁矿居中, 铜矿物较细。铜矿物是金的主要载体。该金精矿常规硫脲浸出金浸出率仅48.71%。
2.经细菌预处理金精矿浸出率大幅度提高。富氧细菌预处理金浸出率达91.67%。在低氧细菌预处理浸出过程添加磁场的试验表明, 磁场对细菌预处理有明显的促进作用, 金浸出率达到了91.72%的较理想指标。
3.在金精矿低氧细菌预处理过程中, 磁场通过加快Fe3+扩散, 及时补充硫化矿粒表面的Fe3+吸附量, 以促进Cu2+、Fe2+扩散速度加快, 脱离硫化矿粒表面, 进而促进了硫化矿的浸出, 也促进了金的浸出。在氧化渣硫脲浸出过程中添加磁场促使了Au[CS (NH2) 2]+2、Fe3+、Fe2+加快扩散, 促进了金的浸出。
参考文献
[1]路殿坤, 刘大星, 蒋开喜, 等.硫化矿物细菌氧化机理研究进展[J].有色金属 (冶炼部分) , 2001 (1) :2~6.
[2]秦育红, 张晨鼎, 张通, 等.难浸硫化金矿的细菌氧化处理[J].太原理工大学学报, 2003, 34 (5) :618~620.
钼镍矿提钼强化浸出试验研究 篇2
目前, 我国处理该类矿产资源的方法仅局限于电炉熔炼、氧化焙烧—强碱浸出、氧化焙烧—钠化焙烧—水浸、氧压浸出和常温氧压浸出等工艺, 且生产规模较小。其中, 氧化焙烧—钠化焙烧—水浸工艺, 生产成本较低, 钼回收率较高, 为多数生产企业所采用。氧化焙烧过程中钼氧化率的高低直接决定钼的收率, 由于钼在矿物中嵌布粒度极细, 现有的技术设备很难有效的将其氧化彻底, 各生产厂家通常采用延长焙烧时间的办法提高钼的氧化率, 焙烧时间长达十几小时乃至数十小时, 生产效率极其低下, 严重制约了钼镍矿的开发利用。
本试验研究采用次氯酸钠强化浸出技术, 能有效的解决焙烧过程钼氧化率低的缺点, 提高生产效率, 为该资源的开发利用提供新的技术途径。
1试验部分
1.1试验原料
试验用钼镍矿为贵州某地原矿, 其主要化学成分见表1。氢氧化钠、碳酸钠为AR级, 次氯酸钠为工业级, 有效氯含量≥10%。
1.2 试验原理
1.2.1 钼镍矿物氧化焙烧
钼矿物经氧化焙烧后的主要产物为MoO3、MoO2、Mo、Mo2S3等混合钼化合物[6], 焙烧过程生成的单质硫会在矿物表面形成致密的硫膜, 阻碍浸出反应的进行, 致使浸出率进一步降低。
1.2.2 钼镍矿焙砂碱浸主要反应
在无氧化剂存在条件下, 除MoO3外的MoO2、Mo、Mo2O3等低价钼化合物很难被碱浸出[7]。其主要反应为:
MoO3+2NaOH=Na2MoO4+H2O (1)
另外, 在热碱浸出条件下, 包裹于矿物表面的单质硫发生歧化反应, 而被碱浸出, 其反应为:
3S+6NaOH→2Na2S+Na2S2O4+3H2O (2)
矿物表面的硫膜去除后, 加大了氧化浸出过程中氧化剂与钼矿物的接触机会, 为低价钼矿物的氧化浸出创造了条件。
1.2.3 次氯酸氧化浸出主要反应
次氯酸钠是一种强氧化剂, 其氧化性仅次于F2和O3, 在碱性条件下, 可以把大多数金属氧化为高价, 当以次氯酸钠作为氧化剂在碱性介质中浸出氧化钼的化合物时, 钼镍矿中未被氧化完全的低价钼化合物被氧化为高价钼化合物进入浸出溶液。主要反应为:
MoO2+2NaOH+NaClO=Na2MoO4+NaCl+H2O (3)
Mo2O3+10NaOH+15NaC10=2Na2MoO4+3Na2SO4+15NaCl+5H2O (4)
2Mo+4NaOH+6NaC10=2Na2MoO4+6NaCl+2H2O (5)
由反应式3～5可知, 在碱性条件下, 钼矿物中未被氧化完全的MoO2、Mo、Mo2S3等低价钼化合物都能被次氯酸钠溶液浸出。故采用次氯酸钠强化浸出法来提高钼回收率及提高生产效率是可行的。
1.3 试验方法
1.3.1 焙烧脱硫
将原矿破碎至小于1mm后, 放入马弗炉中在600～650℃下采用吸风焙烧, 然后将焙砂用球磨机磨细至小于75μm。
1.3.2 常规碱浸
将磨细后焙砂加入至加有300mL水的烧杯中, 加入称量好的氢氧化钠, 在可控温磁力搅拌器上加热进行反应, 控制反应温度为90～95℃, 搅拌浸出3h后过滤。
1.3.3 强化碱浸
将磨细后焙砂加入至加有300mL水的烧杯中, 加入称量好的氢氧化钠和计量好的次氯酸钠溶液, 在可控温磁力搅拌器上加热进行反应, 控制反应温度为90～95℃, 搅拌浸出3h后过滤。
1.3.4 工艺流程
工艺流程见图1。
2 结果与讨论
2.1 焙烧脱硫
钼镍矿的氧化焙烧温度一般控制在600℃, 影响镍钼矿脱硫的主要因素是粒度和焙烧时间。根据钼镍矿碳含量高、磨矿难度大的特点, 经过磨矿试验最终确定粒度为1mm以下。焙烧时间单因素试验结果如图2所示。
从焙烧试验结果可以看出:钼镍矿的脱硫率随焙烧时间增加而不断增大, 这是因为反应时间越长, 硫化矿物氧化率越高;到3h之后, 脱硫率变化不大, 说明硫以硫酸盐等形态存在于焙烧矿中, 很难去除。
2.2 碱浸对比试验
为了验证次氯酸钠对钼浸出率的影响, 在相同条件下进行了碱浸对比试验, 结果见表2。从表2可知, 对焙砂采用常规碱浸, 钼浸出率仅为76.36%, 而加入次氯酸钠进行强化浸出, 钼浸出率可达98%以上。
注:固定条件NaOH用量30%, 浸出温度90℃, 浸出时间3h, 次氯酸钠用量20%。
2.3 焙砂的强化碱浸
2.3.1 浸出温度和碱用量对钼浸出率的影响
根据文献[8]控制反应时间为3h, 加入20%的次氯酸钠作为氧化剂, 考察了浸出温度和碱用量对钼浸出率的影响, 结果如图3所示。
从图3可知, 浸出温度越高, 碱用量越大, 钼浸出率越高。从生产实际考虑, 取NaOH用量为30%, 浸出温度90℃较为合理。在此条件下, 钼的浸出率可达98%以上, 浸渣中钼含量低于0.15%。
2.3.2 次氯酸钠用量对钼浸出率的影响
固定NaOH用量为30%、浸出温度90℃、浸出时间3h, 对钼镍矿焙砂强化浸出次氯酸钠用量进行了条件试验, 结果见图4。从图4可知, 钼浸出率随次氯酸钠用量的增大而升高, 当次氯酸钠用量达20%时, 钼浸出率变化不明显, 说明焙砂中低价钼已被氧化完全。
3 结 论
1.钼镍矿粉 (1mm以下) 在焙烧温度为600～650℃、焙烧时间为3h的条件下, 脱硫率可达92.33%。
2.在次氯酸钠作为氧化剂的条件下, 用NaOH (30%) 溶液作浸出剂与镍钼矿焙砂进行反应, 当浸出温度为90℃、次氯酸钠用量为20%、液固比为3∶1时, 钼的浸出率达98.23%, 浸出液中钼的含量可达到18.42g/L, 经除铝、硅、磷等杂质后, 通过树脂交换, 钼浓度可富集至100g/L以上, 为后续产品生产加工创造了有利条件。
参考文献
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[7]向铁根.钼冶金[M].长沙:中南大学出版社, 2002.
强化浸出 篇3
我国的湘、鄂、渝、黔、川、桂、陕、甘等省蕴藏着丰富的镍钼矿资源[1]。过去镍钼矿受选矿方法和技术水平的限制一直未被利用。近年来, 由于镍钼市场需求不断增长, 镍、钼资源日趋紧张, 在国内从镍钼矿中提取镍、钼日渐被人们重视。但对镍的浸出工艺多停留在一次浸出阶段[2,3,4], 原料利用率不高, 提取效果不好, 造成很大程度上的浪费。本实验针对这一情况, 不但采用加入添加剂的方法提高了一次浸出率, 而且在此基础上进行了二次强化浸出的研究;不但避免了资源的浪费, 而且减少了环境污染。
1 实验部分
1.1 矿样的来源与性质
矿样取自慈利某硫化镍钼矿, 矿样的大致组成及其含量如表1-1所示。原矿中镍的存在形式主要为硫化镍、镍黄铁矿, 结晶很细, 极少聚集, 嵌分布力度极小。钼同样以硫化物形式存在, 为隐晶质硫化钼, 结晶细小, 但能结晶成较大的颗粒。
1.2 研究方法
原矿经破碎球磨、加碱焙烧 (无水碳酸钠) 、水浸、过滤等过程后, 滤饼用超声波强化酸浸, 加入添加剂强化浸出, 得到的一次浸出矿渣烘干后进行二次强化浸出, 再次回收矿渣中的镍, 做到原料的合理利用。
1.3 镍含量的分析方法
实验中, 每一步实验都要做镍的分析, 我们用的镍的分析方法是EDTA容量法。在pH 10的氨性介质中镍与EDTA形成较稳定的络合物。以紫脲酸铵为指示剂, 指示滴定的当量点。
三价及二价的金属离子, 如铁、铝、钙、镁、锰锌、铜、钴、铅等均有干扰。铅以硫酸铅沉淀除去以柠檬酸铵掩蔽铁、钴、铝等元素后, 于氨性介质中, 用丁二酮肟沉淀镍与上述杂质及其它所有干扰离子分离。
本品可测定镍在0.5%以上的试样。
1.3.1 分析试剂
1) 硝硫混酸:7份硝酸与3份硫酸混合;
2) 盐酸:比重1.19;
3) 氟化钠;
4) 柠檬酸铵:25%溶液;
5) 氨水:比重0.9;
6) 酚酞:0.1%乙醇溶液;
7) 丁二酮肟:1%溶液, 10g丁二酮肟于含有3.5g氢氧化钠的水中, 用水稀释至1 000mL, 过滤;
8) 紫脲酸铵:0.2g紫脲酸铵与100g氯化钠共同研磨均匀;
9) 镍标准溶液:准确称取1g纯金属镍, 加入20mL硝酸 (1∶1) 溶解, 当蒸发到 (2—3) mL时, 加硫酸 (1∶1) 2mL, 蒸发至析出三氧化硫白烟, 加入20mL水煮沸, 使盐类溶解, 移入1 000mL容量瓶, 用水稀释至标线。此溶液每mL含镍0.001g;
10) EDTA标准溶液:称取乙二胺四乙酸二钠7.44g, 溶于少量水中, 移入1 000mL容量瓶, 用水稀释至标线, 摇匀。
1.3.2 标定
准确量取镍标准溶液20mL, 于250mL烧杯中, 加氨水 (1∶1) 8mL, 以水稀释至50mL, 加0.1g紫脲酸铵指示剂, 用EDTA标准溶液滴定至紫红色为终点。
1.3.3 分析步骤
称取0.5g—1.0g于250mL烧杯中, 以少量水润湿, 加氟化钠0.5g, 盐酸10mL, 盖上表面皿, 低温加热10min, 加入硝硫混酸10mL, 蒸发至析出大量三氧化硫白烟。稍冷加硫酸 (1∶1) 8滴, 水30mL, 煮沸, 使可溶性盐溶解, 冷却, 用中速滤纸过滤, 沉淀以水洗涤7—8次弃去。滤液加柠檬酸铵20mL, 氯化铵 (3—5) g, 用热水稀释至200mL左右, 加入酚酞指示剂3滴, 氨水中和至红色, 再过量 (1—2) mL, 趁热在不断搅拌下加入丁二酮肟溶液20mL, 低温静置30min, 用快速滤纸过滤。沉淀以热水 (加几滴氨水) 洗涤8—10次, 滤液弃去。
用热盐酸 (2∶1) 将沉淀溶于原烧杯中, 再以热水洗涤3—4次, (滤纸和滤渣弃去) , 将溶液增发至近干, 加热水50mL, 氨水 (4—5) mL, 冷却, 加紫脲酸铵指示剂0.1g以EDTA滴定至溶液由黄色变为紫红色为终点[5]。
1.3.4 附注
1) 丁二酮肟的用量视镍含量高低而定, 1%丁二酮肟溶液每毫升可沉淀2.5mL镍, 过量试剂无妨碍。沉淀时, 要保持温度在 (70—80) ℃, 这样可以获得最大的颗粒, 易于过滤, 减少吸附。
2) 不要蒸发过干, 如发现有黄色斑点出现, 应立即再加入盐酸处理几次, 否则结果偏低。一般蒸到液体既不流动, 又没干涸为宜。如果残留液过多, 不能保证丁二酮肟完全破坏, 影响测定。
1.3.5 计算方法[6]
1) 镍含量计算
20mL镍标准溶液用掉EDTA 16.3mL, 经计算, 浓度为0.001 227mol/L, 镍含量计算公式:
M—被测物中镍的质量 (10-2g) ;
V—分析所用EDTA的量 (mL) 。
2) 回收率计算
镍的回收率计算公式:
η—镍回收率;
m—处理后得到的镍的质量/g;
M—处理前所用镍的质量/g。
2 实验结果与讨论
2.1 破碎球磨
将原矿破碎球磨, 使细度达到0.006 1mm备用。
2.2 焙烧
取800g磨碎矿样, 按配比1∶0.9, 加无水碳酸钠720g, 在560℃下焙烧6h, 焙烧过程中, 通入空气, 每30min搅拌一次, 再升温至650℃, 焙烧1.5h, 得焙烧矿样1 344g。经分析, 矿渣中镍品位2.67%, 镍的回收率为96.70%, 钼品位为3.50%, 回收率为99.85%。
2.3 钼镍分离
由于加无水碳酸钠焙烧时, Mo的氧化物能与碱反应生成可溶于水的盐, 而镍的氧化物不与碱反应, 用水浸就可以将Ni与Mo分离开来。
原矿经焙烧变成一种深灰色块状物质, 水浸前将其粉碎。采用振动磨样机在960r/min磨3min, 粒度为0.076mm。
水浸采用固液比1∶4, 浸出温度95℃、时间2h, 过滤洗涤, 得深灰色滤渣, 其含4.51%的镍, 镍的回收率为99.70%;经分析95.43%的钼进入滤液。可见, 水浸回收率高, 效果好, 容易实现, 不再做条件试验。
2.4 一次强化浸出
各取水浸矿样3g, 15%H2SO4在固液比1∶6条件下, 先将矿样搅拌后放入95℃水浴10min, 然后超声波振荡25min, 水浴5min, 重复四次, 共2h。考察不同用量的添加剂Na2S2O3对浸出效果的影响。实验结果如图1所示。可以看出, 随着Na2S2O3用量的增加, 镍的浸出率增大, 当添加0.5gNa2S2O3时, 浸出率已经达到50%以上, 此添加剂对提高浸出率效果很明显, 因此, 以后的试验采用Na2S2O3进行强化浸出。
2.5 二次强化浸出
在上面进行的实验中, 虽然用浓度较低的酸得到了较好的提取效果, 但最高的浸出率只有79.80%, 滤渣中还有一定的镍存在。因此进行二次强化提取, 目的就是为了再次回收矿渣中的镍, 做到原料的合理利用。
2.5.1 大样
取水浸矿样30g, 5g添加剂, 用15%H2SO4在固液比为1∶6条件下, 先将矿样搅拌后放入95℃水浴10min, 然后超声波振荡25min, 水浴5min, 共进行4h。过滤得345mL滤液, 其中镍的浸出率只有39.42%。得到33.79g滤渣, 其中镍品位为2.394%。由于实验室条件下的超声波清洗仪功率较小, 加上矿样的堆积造成硫酸与固体矿样的接触面积较小, 使得大样的浸出率偏低。
2.5.2 浸出时间影响
各取15%酸浸4h后的烘干矿样3g, 15%H2SO4, 添加剂Na2S2O30.5g, 在固液比1:6条件下, 先将矿样搅拌后放入95℃水浴10min, 然后超声波振荡25min, 水浴5min。考察不同浸出时间对浸出结果的影响。实验结果如图2所示。可以看出, 随着浸出时间的增加, 镍的回收量增大。4h二次浸出率最高, 为56.37%, 总浸出率达到69.34%这也正好证实了小矿样有利于镍的浸出。
2.5.3 硫酸浓度影响
各取15%H2SO4酸浸4h后烘干的矿样3g, 加入0.5g添加剂Na2S2O3, 在固液比1∶6条件下, 先将矿样搅拌后放入95℃水浴10min, 然后超声波振荡25min, 水浴5min, 重复四次, 共2h。考查不同浓度硫酸 (质量浓度) 对浸出效果的影响。实验结果如图3所示。可以看出, 随着硫酸浓度的增加, 镍的浸出量增大。当硫酸浓度为18%时, 镍的浸出率达到53.76%, 总浸出率为67.96%。
2.6 X-射线衍射分析 (XRD)
2.6.1 分析样的选取
分别取原矿, 焙烧矿渣, 水浸样, 强化浸出样, 编号分别为1#, 2#, 3#, 4#进行X-射线衍射分析。
2.6.2 分析仪器
由日本理学D/max—2550型X-多晶粉末衍射分析仪测定, 起始角=10°, 终止角=80°, 步宽=0.02°, 波长=1.540 6nm, 36kV, 30mA。
2.6.3 X-射线图谱
1#, 2#, 3#, 4#X-射线衍射图谱如图4, 图5, 图6, 图7所示。
2.6.4 结果分析
矿样中镍元素XRD衍射结果如表1—表6所示。
通过对以上表格的比较可以看出, 1#原矿中, 镍主要以 (Fe, Ni) S2的形式存在。
经焙烧后 (2#) 部分转化为NiO, 但还有一小部分没有氧化完全的 (Fe, Ni) S2存在, 可能是由于矿样太多, 与空气接触不充分。且衍射峰中出现了原来1#中没有的峰, 说明焙烧使 (Fe, Ni) S2晶体的部分晶面发生变化。
在3#水浸矿样中, 与2#比较 (Fe, Ni) S2, NiO峰基本没有变化, 说明, 水浸后镍元素基本上留在矿渣中, 没有发生化学变化。
在4#强化浸出矿样中, 由于大部分镍已经转化为可溶性的硫酸镍盐, 随滤液浸出, 矿渣中只剩下少量不溶性的NiO。
3 结论
(1) 水浸矿样30g, 5g添加剂Na2S2O3, 用15%H2SO4在固液比为1∶6条件下, 先将矿样搅拌后放入95℃水浴10min, 然后超声波振荡25min, 水浴5min, 共进行4h, 镍的浸出率只有39.42%。
(2) 15%酸浸4h后的烘干矿样3g, 15%H2SO4, 添加剂Na2S2O30.5g, 在固液比1:6条件下, 先将矿样搅拌后放入95℃水浴10min, 然后超声波振荡25min, 水浴5min。4h二次浸出率最高, 为56.37%, 总浸出率达到69.34%, 和一次浸出的39.42%相比, 提高了近30%。
(3) 二次强化浸出效果明显, 不但提高的原料的利用率, 而且很大程度上避免了资源的浪费, 减少了环境污染, 有一定的实践应用价值。
参考文献
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