本发明公开了一种处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，具体是采用预还原焙烧-氧化浸出法处理贫镍红土矿，从贫镍红土矿中提取镍、钴等有价金属。贫镍红土矿经矿物处理、高温还原焙烧、弱酸性氧化浸出，以及从浸出液中提取镍和钴、浸出剂回收等工艺步骤，实现镍、钴有价金属的经济、高效提取及冶金体系的闭路循环与综合利用。
1.一种处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)矿料处理：
将贫镍红土矿破碎，磨细，烘干处理成含水量不高于10％的-60目粉料；
将步骤(1)得到的粉料预热至900～1100℃；同时将还原剂与氯化剂的混合物预热至
500～800℃；立即将预热粉料和还原剂与氯化剂的混合物混合，在850～1000℃进行镍、钴预还原焙烧30～60min.；所述的还原剂加入量为粉料质量的6～10％，氯化剂加入量为粉料质量的6～15％；
将步骤(2)得到的灼热焙砂直接水淬后入湿磨机进行焙砂分散，并按浸出液固质量比
将步骤(3)调浆后的热焙砂浆入浸出槽进行热浸出；浸出条件为：溶液电位+400～+800mV、pH 2.5～4.5；温度50～90℃；3～5段浸出，总浸出时间30～80min；
对分离固体浸出渣后的浸出液，采用化学沉淀、溶剂萃取富集镍和钴。
2.根据权利要求1所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：步骤(2)所述的氯化剂为固体金属氯化物，还原剂为工业用煤粉。
3.根据权利要求1或2所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：所述的氯化剂包括氯化钠、氯化钙、氯化镁、氯化铁中的一种或几种，
4.根据权利要求3所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：所述的氯化剂为氯化钠、氯化钙；还原剂为-40目的挥发分不低于20％的烟煤粉或褐煤粉。
5.根据权利要求1所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：步骤(2)所述的高温氯化还原焙烧反应时补入工业氧气对体系保温、调整反应气氛为近中性的弱还原性。
6.根据权利要求1所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：步骤(3)所述的水淬时，水淬池温度保持不低于90℃；水淬后将水淬热水和热焙砂入湿磨机进行焙砂分散。
7.根据权利要求1所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：步骤(4)所述的热焙砂浆浸出时溶液电位、pH值分别通过向浸出体系中加入氧化剂、无机酸进行控制；
所述氧化剂包括工业氧气、空气、氯气、双氧水、硝酸或氯化铁；所述无机酸包括盐酸、硫酸或硝酸。
8.根据权利要求7所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：所述氧化剂为工业氧气；无机酸为盐酸。
9.根据权利要求1所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：步骤(2)所述的预热时产生的高温气体用于烘干原矿料；烘干原矿料后尾气经收尘、再用于给步骤(4)的热浸出体系供热后排空。
10.根据权利要求1所述的处理贫镍红土矿提取镍钴的方法，其特征在于：预还原焙烧过程中产生的高温气体用于预热还原剂与氯化剂的混合物；热交换后气体经收尘、吸收净化后排空；所述的吸收为至少3级吸收氯化氢得到盐酸；盐酸用于焙砂热浸出和回收氯、再生氯化剂。
一种处理贫镍红土矿提取镍钴的方法
技术领域
[0001] 本发明涉及从贫镍红土矿中提取镍钴等有价金属的方法，属有色冶金领域。
背景技术
[0002] 镍红土矿是一种氧化镍矿，占总镍贮量的65％以上；镍红土矿可分为褐铁矿型和硅镁镍矿型两大类。目前，采用湿法冶金工艺处理高铁低镁的褐铁型镍红土矿，采用火法冶金工艺处理高镁低铁的硅镁矿型镍红土矿镍矿。但现有冶金方法，均不能经济地处理贫镍(Ni＜1.5％)红土矿。
[0003] 由于硫化镍矿的日益枯竭、以及富镍(Ni＞2.0％)红土矿大量开采，贫镍红土矿的开发利用已受到全球关注。由于贫镍红土矿镍含量低，一般不采用传统火法冶金工艺进行处理；冶金科技工作者试图采用改良的湿法冶金方法和火法-湿法联合冶金工艺处理贫镍红土矿提取镍钴。目前研究开发较多的方法有常压酸浸工艺、氯化离析-磁(浮)富集-酸溶工艺、还原焙烧-氨浸工艺和氯化焙烧-浸出工艺。由于组合使用溶剂萃取工艺，火法-湿法联合工艺能高收率提取镍、钴并得到纯镍、钴化合物产品，将在处理贫镍红土矿得到长足发展。
[0004] 全球贫镍红土矿储量巨大，具有含镍量波动大、矿物成分复杂等特点，开发一种普适性冶金工艺处理各种贫镍红土矿具有特殊意义。在现有红土矿处理工艺中，还原-氨浸法因为环保问题极少使用；加压硫酸浸出法因投资大、成本高，常压硫酸浸出法浸出率低，均存在镁不能开路、环保压力大等问题；氯化离析-磁(浮)富集-酸溶工艺、氯化焙烧-浸出工艺等新方法正处于开发阶段。因此，迫切需要开发从贫镍红土矿中提镍钴的生产技术，特别是开发适用范围宽、投资省、成本低、资源利用率高、对环境友好的大型化生产技术。
发明内容
[0005] 本发明的目的在于：针对上述从红土镍矿提取镍钴的传统方法中存在的不足，提供一种处理贫镍红土矿，并从中经济、高效地提取镍、钴等有价金属的方法，并实现：
[0006] (1)提高贫镍红土矿在浸出过程中镍、钴等有价金属的提取率；
[0007] (2)浸出剂的再生循环；
[0008] (3)高温过程余热的综合利用，节约能耗；
[0009] (4)提高设备产能，节约能耗。
[0010] 一种处理贫镍红土矿(Ni＜1.5％)提取镍钴的方法，包括以下步骤：
[0011] (1)矿料处理：
[0012] 将贫镍红土矿破碎，磨细，烘干处理成含水量不高于10％的-60目粉料；
[0013] (2)高温氯化还原焙烧：
[0014] 将步骤(1)得到的粉料预热至900～1100℃；同时将还原剂与氯化剂的混合物预热至500～800℃；立即将预热粉料和还原剂与氯化剂的混合物混合，在850～1000℃进行镍、钴预还原焙烧30～60min.；所述的还原剂加入量为粉料质量的6～10％，氯化剂加入量为粉料质量的6～15％；
[0015] (3)焙砂水淬、湿磨和调浆：
[0016] 将步骤(2)得到的灼热焙砂直接水淬后入湿磨机进行焙砂分散，并按浸出液固质量比3∶1～10∶1调浆；
[0017] (4)弱酸性氧化浸出：
[0018] 将步骤(3)调浆后的热焙砂浆入浸出槽进行热浸出；浸出条件为：溶液电位+400～+800mV、pH 2.5～4.5；温度50～90℃；3～5段浸出，总浸出时间30～80min；
[0019] (5)镍钴富集和提取：
[0020] 对分离固体浸出渣后的浸出液，采用化学沉淀、溶剂萃取富集镍和钴。
[0021] 步骤(2)所述的氯化剂为固体金属氯化物，包括氯化钠、氯化钙、氯化镁、氯化铁中的一种或几种，优选氯化钠、氯化钙；还原剂为工业用煤粉，优选-40目的挥发分不低于20％的烟煤粉或褐煤粉。
[0022] 步骤(2)所述的高温氯化还原焙烧反应时补入工业氧气对体系保温、调整反应气氛为近中性的弱还原性。
[0023] 步骤(3)所述的水淬时，水淬池温度保持不低于90℃；水淬后将水淬热水和热焙砂入湿磨机进行焙砂分散。
[0024] 步骤(4)所述的热焙砂浆浸出时溶液电位、pH值分别通过向浸出体系中加入氧化剂、无机酸进行控制；所述氧化剂包括工业氧气、空气、氯气、双氧水、硝酸或氯化铁；所述无机酸包括盐酸、硫酸或硝酸，优选为工业氧气；无机酸为盐酸。
[0025] 步骤(2)所述的预热时产生的高温气体用于烘干原矿料；烘干原矿料后尾气经收尘、再用于给步骤(4)的热浸出体系供热后排空。前段热浸出体系的温度由热焙砂浆保障，通过浸出液固比调整；后段热浸出由收尘后的烘矿尾气补充热量。
[0026] 预还原焙烧过程中产生的高温气体用于预热还原剂与氯化剂的混合物；热交换后气体经收尘、吸收净化后排空；所述的吸收为三级吸收氯化氢得到盐酸；盐酸用于焙砂热浸出和回收氯、再生氯化剂。
[0027] 镍钴富集和提取：对分离固体浸出渣后的浸出液，采用化学沉淀、溶剂萃取等方法富集；化学沉淀法可采用碳酸盐沉淀法、氢氧化物沉淀法、硫化物沉淀法等；溶剂萃取法可采用有机膦萃取体系、有机酸萃取体系等。经富集后的镍钴化合物，再经溶剂萃取分离镍钴、精加工制取镍和钴的化合物产品。
[0028] 本发明具有以下的优点与积极效果：
[0029] (1)采用氯化-还原焙烧工艺，使本发明对贫镍红土矿品种和来源具有较大的适应性。
[0030] Caron法的还原焙烧工艺不适合处理硅镁镍型红土矿、且镍、钴回收率偏低。本发明利用含镍复杂氧化物易被氯化且镍氯化物熔点低、易挥发和易被还原成金属的特点，采用氯化-还原工艺处理各种类型的贫镍红土矿，对矿石有广泛的适应性。
[0031] (2)采用弱酸性氧化浸出，提高了镍钴提取率，并方便后续采用多种方法提取镍、钴。
[0032] 采用选择性高的弱酸性氧化浸出方案，通过对体系电位、pH值的控制，选择性浸出焙砂中的镍和钴，镍、钴浸出率高；同时由于镍钴进入溶液，方便采用多种方法进行镍钴的富集与提取。
[0033] (3)采用本发明将矿物中镍、钴浸出进入溶液后，镍和钴的提取工艺选择具有较大的灵活性，可针对镍钴产品市场及后续工艺的要求进行选择，如采用化学沉淀法得中间产品外售，或直接用溶剂萃取法进行精制。
[0034] (4)合理组织工序，充分利用热能；工艺方案热能利用率高。
附图说明
[0035] 图1为本发明处理贫镍红土矿的工艺流程示意图。
具体实施方式
[0036] 下面结合具体实施对本发明做进一步描述，而不会限制本发明。
[0037] 实施例用贫镍红土镍的主要成分及含量(％)为：Ni 112；Co 0.07；Fe 21.5；MgO10.4；Al2O3 6.2；SiO2 48.5。矿料经破碎、磨细，烘干处理成-60目粉料，总含水量为9.1％。
[0038] 实施例1
[0039] 按矿粉量∶氯化钠∶烟煤为100∶6∶6准备物料。将矿粉加入较大加热器中并加热到900℃；将烟煤与氯化钠混合，混合物入较小加热器内加热至800℃；将以上两组灼热物料直接加入保温(近绝热)反应器内反应60min.，反应温度保持850℃以上，必要时加入适量工业氧气以维持温度。经以上预还原处理，镍钴和铁的金属化率分别为91.3％和15.4％。
[0040] 将灼热焙砂水淬后，趁热进行焙砂中镍钴浸出。采用三级顺流浸出操作，液固比3∶1；每级物料停留时间20min；控制第一、二、三级温度分别为85～90℃、80～85℃和
70～80℃；每级浸出均鼓入经预热的工业纯氧；盐酸分别从第一、第二级加入，以控制浸出槽中溶液电位+400～+600mV、pH 2.5～3.5；第三级为浸出后段，浸出终点为溶液电位+600～+800mV、pH3.5～4.5。固液分离后，滤液中主要金属元素含量(g/L)为：Ni+Co
3.40；Fe 2.86；Mg 1.77。
[0041] 经处理，贫镍红土矿中镍(钴)、铁和镁的浸出率(％)分别为：85.7；4.0；5.1。
[0042] 实施例2
[0043] 按矿粉量∶氯化钙∶烟煤为100∶15∶10准备物料。将矿粉加入较大加热器中并加热到1100℃；将烟煤与氯化钙混合，混合物入较小加热器内加热至500℃；将以上两组灼热物料直接加入保温(近绝热)反应器内反应30min，反应温度保持950℃以上，必要时加入适量工业氧气以维持温度。经以上预还原处理，镍钴和铁的金属化率分别为93.4％和17.1％。
[0044] 将灼热焙砂水淬后，趁热进行焙砂中镍钴浸出。采用三级顺流浸出操作，液固比5∶1；每级物料停留时间10min；控制第一、二、三、四级温度分别为75～80℃、70～75℃、
70～75℃和50～70℃；每级浸出均鼓入经预热的工业纯氧；盐酸分别从第一、第二级加入，以控制浸出槽中溶液电位+500～+700mV、pH 2.5～3.5；第四级为浸出后段，浸出终点为溶液电位+700～+800mV、pH 3.5～4.5。固液分离后，滤液中主要金属元素含量(g/L)为：Ni+Co 1.98；Fe 1.51；Mg 1.00。
[0045] 经处理，贫镍红土矿中镍(钴)、铁和镁的浸出率(％)分别为：86.2；3.5；4.8。
