一种低成本处理红土镍矿的方法

摘要

一种低成本处理红土镍矿的方法，该方法将红土镍矿在常压酸浸槽中浸出，将产品过滤后所得滤渣进行磁选，分成磁性部分和非磁性部分。非磁性部分可直接用于硅产品的深加工。磁性部分在高于大气压的压力下浸出，浸出渣可以用作炼铁工业的原料，浸出液循环至常压浸出槽，用作常压浸出所需的酸原料。常压浸出液可用溶剂萃取、离子交换、硫化沉淀等方法回收镍钴与镁。本发明适用于处理各种类型的含有铁、镁矿物的红土镍矿，实现了酸的循环利用和镍、钴、铁、硅、镁等金属的综合回收，且大大减少了高压釜的体积和结垢量，是一种低成本高效处理红土镍矿的环保工艺。

权利要求

1.一种低成本处理红土镍矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)将红土镍矿在常压下用硫酸浸出，产品经过滤、洗涤得到浸出液a和浸出渣b两部分；浸出液a采用萃取、离子交换或沉淀法分离回收镍、钴和镁；

(2)对浸出渣b进行磁选，分成磁性部分c和非磁性部分d；收集非磁性部分d用作硅产品加工的原料；

(3)将磁性部分c送入高压釜，加硫酸进行反应后过滤，得到浸出液e和浸出渣f；收集浸出渣f用作炼铁工业的原料；

(4)将浸出液e返回步骤(1)作为常压浸出所需的硫酸原料；

步骤(1)初始加入的硫酸与矿料的质量比为0.3～0.6；当有浸出液e返回步骤(1)作为常压浸出所需的硫酸原料后，步骤(1)需加入的硫酸与矿料的质量比为0～0.2；所述硫酸的浓度为0.05-0.8mol/L；

所述步骤(1)的浸出时间为1-4h，浸出反应在25℃至溶液的沸点温度之间进行；

所述步骤(3)加入的硫酸与步骤(3)矿料的质量比为0.1～0.6；所述硫酸的浓度为

0.05-0.6mol/L；

所述步骤(3)在高压釜中的反应在140～280℃进行；

所述步骤(3)在高压釜中的反应时间为0.5～2h。

2.根据权利要求1所述的一种低成本处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述的红土镍矿是高铁低镁矿或者高铁低镁矿与低铁高镁矿的混合物。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(3)在高压釜中的反应在200～

270℃进行。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(3)在高压釜中的反应进行时加入氧化剂和晶种。

说明书

一种低成本处理红土镍矿的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及镍矿冶炼方法，特别涉及从红土镍矿中回收镍钴的湿法冶金方法。

背景技术

[0002] 世界的镍资源比较丰富，按地质成因划分，镍矿床主要分为两大类：岩浆型硫化镍矿床和风化型红土镍(氧化镍)矿床。目前，全球已探明的镍储量约为1.6亿t，其中硫化镍矿约占30％，红土镍矿约占70％。由于硫化镍矿具有品位较高、杂质较少、选冶容易和冶炼技术成熟等特点，目前60％以上的镍产量来源于硫化镍矿。红土镍矿虽然储量很大，但矿石品位较低、一般难于通过选矿富集，且红土矿大多处于偏僻地区，开采过程可利用设施较少，因此许多红土镍矿并没有得到大规模开发。随着镍需求量的不断增加和硫化镍矿资源的逐渐枯竭，全球镍行业已将资源开发的重点转向红土镍矿资源。

[0003] 镍红土矿床是含镍橄榄岩在热带或亚热带地区经过大规模长期风化淋滤变质而成，由于存在地理位置、气候条件以及风化程度的差异，世界各地的红土镍矿类型不完全相同。针对不同类型的镍红土矿可以有不同的处理工艺。通常认为，硅镁镍矿型红土矿宜采用火法冶金工艺，褐铁矿类型的矿床宜采用湿法冶金工艺处理，而处于中间过渡型的矿石可以采用火法冶金，也可以采用湿法冶金工艺。湿法冶金技术包括高压酸浸和还原焙烧-氨浸这两大类。近年来人们研究了一些新的冶炼技术，如常压酸浸、堆浸等。堆浸技术浸出率较低，只适用于处理高镁含量的红土矿；常压酸浸技术存在浸出液分离困难的问题；还原焙烧-氨浸由于能耗较高，工艺流程长而较少被采用；火法冶金技术只能生产镍铁，不能回收钴，只能满足不锈钢生产的需求，其应用范围有限。研究过程中发现，有些含镍铁矿物在常压下极难溶出，即使经过很长的浸出时间和使用很高浓度的酸也不能使其完全溶解，采用堆浸、常压搅拌提取这类矿物中的镍是非常困难的，只有在高温下浸出或采用高温焙烧才有可能破坏这些矿物的矿相机构，从而释放出其中的镍钴等有价元素。高压酸浸技术具有有效分离镍钴和铁，综合回收矿物中各种有用组分的优势，人们对高铁低镁型矿物大多采用高压酸浸工艺处理。古巴毛阿厂是最早采用这一工艺处理高铁低镁型矿的企业，西澳大利亚的三家红土镍矿企业也在采用此工艺。目前世界上所勘探到的大多数高铁低镁矿属于褐铁矿型，除了铁矿物外，矿样中仍含有一定量的硅酸盐矿物，其中的镁会增加酸耗，硅和铝会与铁共沉积于高压釜壁造成高压釜结垢，导致釜的有效容积减小，处理量下降，生产过程必须定期清理结垢。

[0004] 针对各种冶炼工艺的优势与不足，人们提出了各种改进的技术，如专利申请号为200680004804.2的发明公布了一种用高压浸提处理褐铁矿石和将浸提液于常压下浸提腐泥土矿的技术，专利申请号为200580026260.5的发明公布了一种两步法处理含有褐铁矿和腐泥土的矿石的方法。这两个发明都提出分别在常压和高压条件下处理不同类型的矿石，并综合利用高压浸出过程铁沉积所释放的酸，从而降低酸耗；但是这两个发明中提到的方法都要求将红土矿分为褐铁矿和腐泥土矿两部分。然而，在一些矿石里，高镁部分的矿物如蛇纹石等与低镁部分的铁质矿物相互嵌布，无法用物理方法分开，因此，上述两发明提供的方法就不适用于这类矿石的处理。虽然专利申请号为200680004804.2的发明中没有明确说明高压釜壁的结垢状况，但从专利所给出的红土矿样品分析表可以看出，褐铁矿中仍含有2-6％的镁，7-15％的硅和0.9-2％的铝，由此可以推断褐铁矿的高压酸浸过程会产生一定量的结垢。专利申请号为200580026260.5的发明提出了对褐铁矿采用常压浸提，腐泥土矿采用高压浸提的方法，但从专利给出的实例中可以看到，有一些铁矿物在常压下难于浸出，致使镍浸出率只有90％左右；腐泥土中大量的镁在高压下反应仍消耗大量的酸，使总酸耗仍较高，在600kg/t矿石左右；另外，此方法所需的反应时间较长(＞6小时)。因此，需要一种从铁质红土矿中低成本提取镍钴的冶炼方法。

发明内容

[0005] 本发明旨在提供一种改进的高压-常压结合工艺，既能处理铁质矿物与镁质矿物紧密嵌布、目铁质矿物在常压下极难溶出的矿石，又能处理高铁低镁型矿石和低铁高镁型矿石的混合物。按照本发明提供的方法，可以使用比已有的发明更少的酸耗量提取红土矿中的镍钴铁镁等金属，获得较高的镍钴浸出率，实现镍钴与铁、硅的高效分离，并大大缓解高压釜的结垢问题。

[0006] 本发明提供一种低成本冶炼红土镍矿的方法，包括如下步骤：

[0007] (1)将红土镍矿在常压下用硫酸浸出，产品经过滤、洗涤得到浸出液a和浸出渣b两部分；浸出液a采用萃取、离子交换或沉淀法分离回收镍、钴和镁；

[0008] (2)对浸出渣b进行磁选，分成磁性部分c和非磁性部分d；收集非磁性部分d用作硅产品加工的原料；

[0009] (3)将磁性部分c送入高压釜，加硫酸进行反应后过滤，得到浸出液e和浸出渣f；收集浸出渣f用作炼铁工业的原料。

[0010] (4)将浸出液e返回步骤(1)作为常压浸出所需的硫酸原料；

[0011] 步骤(1)的初始酸矿质量比为0.3～0.6，当有浸出液e返回步骤(1)作为常压浸出所需的硫酸原料后，步骤(1)需加入的硫酸与矿料的质量比为0～0.2；硫酸的浓度为0.05-0.8mol/L；浸出反应在25℃至溶液的沸点温度之间进行；浸出时间为1-4h。

[0012] 步骤(3)的硫酸加入量与步骤(3)矿料的质量比为0.1～0.6；硫酸的浓度为0.05-0.6mol/L。高压釜中的反应在140～280℃进行，优选200～270℃；反应时间为0.5～
2h；反应时还可加入氧化剂(氧气)和晶种(包括赤铁矿或针铁矿)。氧气的加入量是0～
25g氧气/g矿；晶种加入量为0.01～0.1g晶种/g矿。

[0013] 发明的具体工艺流程由图1给出。

[0014] 本发明具有以下优点：

[0015] (1)已有的专利需将矿石分为高铁低镁矿和高镁低铁矿，然后分别用高压酸浸和常压酸浸处理这两部分矿物；而按照本发明提供的方法，铁质矿物和镁质矿物可不经分离直接处理，因此本发明可以处理任何类型的含铁、镁矿物的红土镍矿，处理过程不受铁镁含量的限制；

[0016] (2)本发明先将镁、铝、硅等分别分离出来，使得进入高压釜的矿料只含有铁，镁、铝、硅等组分没有进入高压釜，所以高压釜的结垢量显著减少；

[0017] (3)已有的专利中采用高压釜处理的红土镍矿多为褐铁矿型红土镍矿或含有部分镁、铝、硅等组分的铁质红土镍矿，而按照本发明所述方法，含镁和含铝矿物在进入高压釜之前已被分出，高压釜只处理含铁矿物，因此，与已有的专利相比，本发明可以减少高压釜的体积和处理量，从而减小高压釜的设备投资；

[0018] (4)由于实现了酸的循环利用，不仅大大减少了酸耗量从而降低了生产成本，而且无酸液排放，没有造成环境污染，符合清洁生产的要求；

[0019] (5)本发明将分离镍、钴、铁、镁、硅的操作步骤进行了全新的合理的调整，巧妙的实现了镍、钴、铁、镁、硅的综合回收。

附图说明

[0020] 图1为本发明的低成本处理铁质红土镍矿的工艺流程图。

具体实施方式

[0021] 下面结合实例对本发明做进一步说明，但本发明不受这些实施例的限制。

[0022] 以下的实施例中选择了四种矿样，其元素分析见表1。

[0023] 表1矿样的元素分析(wt％)

[0024]

[0025]

[0026] 实施例1

[0027] (1)将矿样1#加入常压搅拌槽，按酸矿质量比为0.53加入硫酸浸出2h，所得矿浆经过滤后得到滤液a和滤渣b两部分；滤液a送入镍钴镁铝的回收工序；

[0028] (2)对滤渣b进行磁选，分成磁性部分c和非磁性部分d；

[0029] (3)磁性部分c送入高压釜，按酸矿质量比为0.55加入硫酸，240℃反应1.5h，对所得矿浆进行过滤，得到滤渣e和滤液f；

[0030] (4)滤渣e用于铁的回收，滤液f返回步骤(1)。

[0031] 此后每次新的矿料加入时，新加入的硫酸按酸矿质量比为0.1加入；收集10次上述反应所得的产物，分别测定滤液中镍、钴、铁、镁、铝、硅含量和残酸浓度，结果为：滤液f的残酸浓度为29g/L，滤液a的残酸浓度为1g/L；滤液f的镍浓度为0.658g/L，钴浓度为0.047g/L；滤液a的镍浓度为1.21g/L，钴浓度为0.085g/L，镁浓度为5.29g/L，铝浓度为
2.02g/L。总酸耗为0.492g酸/g矿，镍浸出率为98％，钴浸出率为95％，镁浸出率为97％，铁浸出率1.05％，硅浸出率0.03％。釜壁无明显结垢。

[0032] 实施例2

[0033] (1)将矿样2#加入常压搅拌槽，按酸矿质量比为0.58加入硫酸浸出2h，所得矿浆经过滤后得到滤液a和滤渣b两部分；

[0034] (2)滤液a送入镍钴镁铝的回收工序；

[0035] (3)对滤渣b进行磁选，分成磁性部分c和非磁性部分d；

[0036] (4)磁性部分c送入高压釜，按酸矿质量比为0.55加入硫酸，并加入少量氧气于260℃反应1.5h，对所得矿浆进行过滤，得到滤渣e和滤液f；

[0037] (5)滤渣e用于铁的回收，滤液f返回步骤(1)。

[0038] 此后每次新的矿料加入时，新加入的硫酸按酸矿质量比为0.15加入。

[0039] 收集10次上述反应所得的产物，分别测定滤液中镍、钴、铁、镁、铝、硅含量和残酸浓度，结果为：滤液f的残酸浓度为32g/L，滤液a的残酸浓度为2g/L；滤液f的镍浓度为0.78g/L，钴浓度为0.056g/L；滤液a的镍浓度为1.19g/L，钴浓度为0.081g/L，镁浓度为
6.21g/L，铝浓度为4.01g/L。总酸耗为0.49g酸/g矿，镍浸出率为97％，钴浸出率为94％，镁浸出率为97％，铝浸出率93％，铁浸出率1.45％，硅浸出率0.02％。釜壁结垢不明显。

[0040] 实施例3

[0041] (1)将矿样1#和矿样3#按3∶1(质量比)的比例加入常压搅拌槽，按酸矿质量比为0.4加入硫酸浸出2h，所得矿浆经过滤后得到滤液a和滤渣b两部分；

[0042] (2)滤液a送入镍钴镁铝的回收工序；

[0043] (3)对滤渣b进行磁选，分成磁性部分c和非磁性部分d；

[0044] (4)磁性部分c送入高压釜，按酸矿质量比为0.55加入硫酸，220℃反应1.5h，对所得矿浆进行过滤，得到滤渣e和滤液f；

[0045] (5)滤渣e用于铁的回收，滤液f返回步骤(1)。

[0046] 此后每次新的矿料加入时，不加入硫酸。

[0047] 收集10次上述反应所得的产物，分别测定滤液中镍、钴、铁、镁、铝、硅含量和残酸浓度，结果为：滤液f的残酸浓度为37g/L，滤液a的残酸浓度为2g/L；滤液f的镍浓度为0.806g/L，钴浓度为0.065g/L；滤液a的镍浓度为1.16g/L，钴浓度为0.093g/L，镁浓度为
5.07g/L，铝浓度为3.01g/L。总酸耗为0.386g酸/g矿，镍浸出率为98％，钴浸出率为95％，镁浸出率为97％，铝浸出率93％，铁浸出率1.89％，硅浸出率0.01％。釜壁结垢不明显。

[0048] 实施例4

[0049] 将矿样2#和矿样3#的混合物按照3∶1(质量比)的比例加入常压搅拌槽，按照#实施例2中矿样2 的浸出工艺处理此混合物，其中步骤(1)所用硫酸仅在第一次浸出时按酸矿质量比为0.4加入，以后每次浸出不再加入硫酸。收集10次上述反应所得的产物，分别测定滤液中镍、钴、铁、镁、铝、硅含量和残酸浓度，所得结果为：滤液f的残酸浓度为35g/L，滤液a的残酸浓度为2g/L；滤液f的镍浓度为0.71g/L，钴浓度为0.058g/L；滤液a的镍浓度为1.06g/L，钴浓度为0.084g/L，镁浓度为4.37g/L，铝浓度为3.77g/L。总酸耗为0.346g酸/g矿，镍浸出率为98％，钴浸出率为95％，镁浸出率为97％，铝浸出率93％，铁浸出率
0.5％，硅浸出率0.03％。釜壁结垢不明显。

[0050] 实施例5

[0051] (1)将矿样3#送入高压釜，按酸矿质量比为0.55加入硫酸，反应1.5h，对所得矿浆进行过滤，得到滤渣a和滤液b；

[0052] (2)将滤液b分成两部分，其中90％送入常压搅拌槽，加入矿样4#浸出2h，所得矿浆经过滤后得到滤液c和滤渣d两部分；

[0053] (3)另外10％滤液b加入另一常压搅拌槽，加入矿样3#浸出2h，对所得矿浆过滤，得到滤液e和滤渣f；滤液e和滤液c合并送入镍钴镁铝的回收工序；

[0054] (4)对滤渣f进行磁选，分成磁性部分g和非磁性部分h；

[0055] (5)将磁性部分g送入高压釜，按酸矿质量比为0.55加入硫酸，270℃反应1.5h，对所得矿浆进行过滤，得到滤渣i和滤液j；

[0056] (6)滤渣i和滤渣a、滤渣d合并回收铁，滤液j返回步骤(2)。

[0057] 此后加入新的矿样3#与矿样4#，按照步骤(2)-(6)进行，其中矿样3#与矿样4#的质量比为2∶1。

[0058] 收集10次上述反应所得的产物，分别测定滤液中镍、钴、铁、镁、铝、硅含量和残酸浓度，结果为：滤液j的残酸浓度为50g/L，滤液e和滤液c合并液的残酸浓度为3g/L；滤液j的镍浓度为0.941g/L，钴浓度为0.091g/L；滤液e和滤液c合并液的镍浓度为0.294g/L，钴浓度为0.01g/L，镁浓度为7.31g/L，铝浓度为2.85g/L。总酸耗为0.330g酸/g矿，镍浸出率为97％，钴浸出率为93％，镁浸出率为97％，铝浸出率91％，铁浸出率0.8％，硅浸出率0.05％。釜壁结垢不明显。