一种处理褐铁型红土镍矿的方法

摘要

本发明公开了一种处理褐铁型红土镍矿的方法，其包括以下步骤：（1）原矿熟化：将褐铁型红土镍矿原矿进行破磨，处理后的矿含水5～30%，加入浓硫酸并混匀后进行熟化焙烧，得到熟化料；（2）熟化料选择性常压浸出：将步骤（1）得到的熟化料在200～600rpm搅拌转速下直接进行常压水浸，浸出矿浆经浓密分离，得到浸出液和浸出渣，浸出渣经浓密洗涤得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；（3）富铁渣磁化焙烧—磁选：将步骤（2）得到的富铁渣配入富铁渣干基重量的3～20%的煤进行磁化焙烧，所得焙砂进行水淬、球磨和磁选，得含铁63%以上的铁精粉。本发明的工艺可操作性强、浸出选择性好、铁综合利用率高。

权利要求

1.一种处理褐铁型红土镍矿的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：（1） 将褐铁型红土镍矿原矿进行破碎、磨细，保证磨细后的矿含水为20%～30%，然后加入质量浓度为98%的浓硫酸进行熟化焙烧，得到熟化料；

（2）将步骤（1）得到的熟化料进行搅拌水浸，得到浸出液和浸出渣，洗涤浸出渣，得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；

（3）将步骤（2）得到的富铁渣配入煤进行磁化焙烧，所得焙砂经水淬、球磨和磁选，得高品位铁精粉；

（4）将步骤（2）得到的浸出液通过中和除铁铝，中和沉镍钴得到氢氧化镍钴中间产品，此中间产品可进一步处理得到硫酸镍或电解镍，沉镍钴后液返回步骤（2）用于浓密洗涤，待镁富集后用氧化钙进行沉镁得镁渣，沉镁后液再返回步骤（2）用于浓密洗涤。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（1）的褐铁型红土镍矿原矿的破碎、磨细后粒度小于74 μm的矿占全部矿量的比例大于70%。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（1）的浓硫酸加入量为150～

300 kg/t干基矿，熟化时间为0.5～3 h。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（2）的水浸过程，浸出压力为常压，浸出温度为为60～90℃，浸出时间为0.5～5 h，浸出液固比1:1～6:1 ml/g。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（2）的洗涤浸出渣的过程为水洗，为5～8级逆流洗涤，洗涤液固比2:1～4:1 ml/g。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（3）的磁化焙烧用煤为褐煤或烟煤，配煤量相对于富铁渣干基质量为5%～12%。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（3）的磁化焙烧温度为700～

900 ℃，磁化焙烧时间为0.5～3 h。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤（3）的球磨时间为1～30 min，磁选时磁场强度为100～300 MT。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：将步骤（1）所述褐铁型红土镍矿原矿中主元素包括以质量百分计的：铁Fe 43%～50%，镍Ni 0.5%～2.0%，钴Co 0.01%～0.2%，镁Mg 0.3%～3%，铝Al 0.5%～3%，铬Cr 1%～3%，二氧化硅SiO23%～10%。

说明书

一种处理褐铁型红土镍矿的方法

技术领域

[0001] 本发明属于有色金属冶金技术领域，具体涉及到一种处理褐铁型红土镍矿回收铁、镍和钴的方法。

背景技术

[0002] 红土镍矿是由含铁镁硅酸盐矿物(如橄榄石、辉石、角闪石)的超镁铁质岩经长期风化变质形成的。在长期风化过程中，通过抬升和侵蚀作用，风化层成分发生变化，形成以下两种类型：一种是褐铁型红土镍矿，具有铁高、镍低，硅、镁也较低，但钴含量较高等特点，通常采用湿法工艺进行处理；另一种是硅镁镍矿型红土镍矿，其矿物中硅、镁含量较高，铁含量较低，钴含量也较低，但镍含量较高，通常采用火法工艺进行处理，前者资源总量约为后者两倍。随着我国对镍、钴及高品质铁精矿需求的不断增加，如何从褐铁型红土镍矿中高效经济地提取镍、钴，并获得高品质铁精矿具有重要意义。

[0003] 目前，大规模应用的褐铁型红土镍矿湿法冶金生产工艺主要有两种：还原焙烧—氨浸工艺和加压酸浸工艺。

[0004] 还原焙烧—氨浸工艺是通过还原焙烧使矿物中的硅酸镍和氧化镍最大限度地还原成金属，同时控制还原条件，使铁还原成四氧化三铁。焙烧后的镍、钴采用氨性溶液浸出，浸出渣中的铁通过磁选进行回收。虽然该工艺采用常压浸出，降低了设备成本及管理成本，但存在还原气氛不易控制，镍浸出率波动较大，钴浸出率低，氨易挥发、铁磁选富集率低等不足。

[0005] 加压酸浸工艺是在高温（230～260℃）和高压（4～5MPa）下，用硫酸作浸出剂，控制浸出条件，使大部分铁、铝、硅等水解进入渣中，镍、钴则进入溶液，实现选择性浸出，然后将浸出液进行中和除杂（Fe、Al）后得到高品质的镍、钴溶液。该工艺的最大优点是浸出选择性好，镍、钴浸出率高，但存在工艺技术复杂，设备要求高、投资大，操作成本高，加压釜结疤严重，浸出渣因铁低硫高而无法实现综合利用等弊端。

[0006] 鉴于上述褐铁型红土镍矿的常规湿法冶金工艺存在不足，近年来人们一直在研究适用于褐铁型红土镍矿的更具竞争优势的新技术。

[0007] 专利CN1676634公开了一种镍钴氧化矿加压氧化浸出法，该法不直接采用硫酸作浸出剂，而是向高压釜内加入硫磺粉浆或硫化矿精矿浆，与通入的氧反应生成浸出所需的硫酸，从而将矿中镍钴浸出。该专利虽避免了常规硫酸加压法加入大量硫酸的不足，但仍需在高温高压下进行，同样具有技术复杂、操作成本高和设备要求高等弊端。

[0008] 专利CN101139656公开了一种红土镍矿浸出方法，该法采用两段加压浸出，首先将褐铁型红土镍矿进行一段加压浸出，再加入腐殖土矿，进行二段加氧、加压浸出。此方法虽然能够处理含镁高的腐殖土，但仍然存在常规硫酸加压法同样的弊端，两段加压浸出更是增加了工艺的技术复杂性。

[0009] 专利CN1718787公开了一种低品位红土镍矿堆浸提镍钴的方法，该法将矿石破碎后，粒度1.5cm以下的部分直接入堆，进行喷淋和滴淋；收集喷淋和滴淋浸出液，其中镍浓度达2～4 g/L。该法虽然避免了加压浸出，但酸耗较大且铁被大量浸出，为后续含镍液提纯带来困难，同时该工艺残液量大、工作周期较长、污染环境。

[0010] 专利CN1858274公开了一种氧化镍矿的处理新方法，该法将原矿破磨后，磁选出强磁性物，选下物在80～100℃下用硫酸常压浸出，浸出矿浆加入硫化物生成硫化镍，再进行浮选得硫化镍精矿。该法虽采用了常压浸出，降低了工艺技术难度和操作成本，但没能将氧化镍矿转化为镍产品，所得硫化镍精矿还需进一步提炼，工艺中磁选和浮选两步弃渣，导致有价金属回收率不高。

[0011] 专利CN1995414公开了氧化镍矿的硫酸强化浸出提取法，该法将原矿破磨后加入加压釜，并向加压釜中加入还原剂进行加压浸出，反应温度200℃以下，压力1.6 MPa以下获得了较高的浸出率。该法虽比常规加压浸出法设备要求低，技术容易掌握，但得到的浸出液中杂质含量较高，后续提纯工序较难，另外此法并未提及铁的回收利用，经济性不好。

[0012] 综上，上述工艺或存在设备投资费用高、操作成本高和工艺技术复杂等弊端，或存在工艺操作不好控制，有价金属回收率低等不足，都未能很好的综合利用褐铁型红土镍矿。

发明内容

[0013] 本发明的目的就是针对现有技术存在的问题，提供一种处理褐铁型红土镍矿的方法，该方法能很好的利用矿中的有价元素铁、镍和钴。

[0014] 上述目的是通过下述方案实现的：

[0015] 一种处理褐铁型红土镍矿的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：

[0016] （1）将褐铁型红土镍矿原矿进行破碎、磨细后，加入浓硫酸进行熟化焙烧，得到熟化料；

[0017] （2）将步骤（1）得到的熟化料进行水浸，得到浸出液和浸出渣，洗涤浸出渣，得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；

[0018] （3）将步骤（2）得到的富铁渣配入煤进行磁化焙烧，所得焙砂经水淬、球磨和磁选，得铁精粉。

[0019] 本发明的一种处理褐铁型红土镍矿的方法，其特征在于，将步骤（1）的加入浓硫酸进行熟化焙烧时，进行破碎、磨细后的褐铁型红土镍矿原矿的含水重量为5%～30%。

[0020] 本发明的的方法，其特征在于：所述步骤（1）的褐铁型红土镍矿原矿的破碎、磨细后粒度小于74 μm的矿占全部矿量的比例大于70%。

[0021] 本发明的一种处理褐铁型红土镍矿的方法，其特征在于，将步骤（1）的加入浓硫酸进行熟化焙烧时，进行破碎、磨细后的褐铁型红土镍矿原矿的含水重量为20%～30%。

[0022] 本发明的的方法，其特征在于：所述步骤（1）的浓硫酸为质量浓度为98%的浓硫酸，浓硫酸加入量为150～300 kg/t干基矿。

[0023] 本发明的方法，其特征在于：所述步骤（1）的熟化焙烧温度为200～600℃，熟化时间0.5～3 h。

[0024] 本发明的方法，其特征在于：所述步骤（2）的水浸过程，浸出压力为常压，浸出温度为60～90℃，浸出时间为0.5～5 h，浸出液固比为1:1～6:1 ml/g。

[0025] 本发明的的方法，其特征在于：所述步骤（2）的洗涤浸出渣的过程为水洗，为5～8级逆流洗涤，洗涤液固比2:1～4:1 ml/g。

[0026] 本发明的方法，其特征在于：所述步骤（3）的磁化焙烧用煤为褐煤或烟煤，配煤量相对于富铁渣干基质量为5%～12%。

[0027] 本发明的方法，其特征在于：所述步骤（3）的磁化焙烧温度为700～900℃，磁化焙烧时间为0.5～3 h。

[0028] 本发明的方法，其特征在于：所述步骤（3）的球磨时间为1～30 min。

[0029] 本发明的方法，其特征在于：所述步骤（3）的磁选时磁场强度为100～300 MT。

[0030] 本发明的方法，其特征在于：将步骤（2）得到的浸出液通过中和除铁铝，中和沉镍钴得到氢氧化镍钴中间产品，此中间产品可进一步处理得到硫酸镍或电解镍，沉镍钴后液返回步骤（2）用于浓密洗涤，待镁富集后用氧化钙进行沉镁得镁渣，沉镁后液再返回步骤（2）用于浓密洗涤。

[0031] 本发明的方法，其特征在于：步骤（1）所述褐铁型红土镍矿原矿中主元素包括以质量百分计的：铁Fe 43%～50%，镍Ni 0.5%～2.0%，钴Co 0.01%～0.2%，镁Mg 0.3%～3%，铝Al 0.5%～3%，铬Cr 1%～3%，硅SiO2 3%～10%。

[0032] 一种处理褐铁型红土镍矿的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：

[0033] （1）原矿熟化：将褐铁型红土镍矿原矿进行破磨，处理后的矿含水5～30%，加入浓硫酸并混匀后进行熟化焙烧，得到熟化料；

[0034] （2）熟化料选择性常压浸出：将步骤（1）得到的熟化料在200～600rpm搅拌转速下直接进行常压水浸，浸出矿浆经浓密分离，得到浸出液和浸出渣，浸出渣经水洗得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；

[0035] （3）富铁渣磁化焙烧—磁选：将步骤（2）得到的富铁渣配入富铁渣干基重量的3～20%的煤进行磁化焙烧，所得焙砂进行水淬、球磨和磁选，得含铁63%以上的铁精粉。

[0036] 根据上述的方法，其特征在于：步骤（1）所述褐铁型红土镍矿原矿中主元素质量百分含量为：铁Fe 43～50%，镍Ni 0.5～2.0%，钴Co 0.01～0.2%，镁Mg 0.3～3%，铝Al0.5～3%，铬Cr 1～3%，二氧化硅SiO2 3～10%。

[0037] 本发明提出了以褐铁型红土镍矿为原料，采用原矿熟化—选择性常压浸出—磁化焙烧—磁选的新工艺回收利用其中的有价元素铁、镍和钴。为储量丰富但一直未被充分利用的褐铁型红土镍矿提供了一种经济环保的新工艺思路。将本发明与现有褐铁型红土镍矿工艺对比，可发现有如下优势：

[0038] （1）工艺可操作性强，一段常压浸出设备投资省，操作成本低且试剂消耗量小，处理能力大，设备效率高；

[0039] （2）浸出选择性好，镍浸出率大于75%，钴浸出率大于85%，而铁浸出率小于0.5%，不仅有利于铁富集，也减少了后续除杂时镍钴的损失。

[0040] （3）铁综合利用率高，浸出渣经磁化焙烧－磁选，可得含铁大于63%，含硫小于0.1%的高品质铁精矿，且铁回收率大于95%。

附图说明

[0041] 图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

[0042] 参见图1，本发明的一种处理褐铁型红土镍矿的方法包括以下步骤：

[0043] （1）原矿熟化：将褐铁型红土镍矿原矿进行破磨，处理后的矿含水5～30%，加入浓硫酸并混匀后进行熟化焙烧，得到熟化料；

[0044] （2）熟化料选择性常压浸出：将步骤（1）得到的熟化料在200～600rpm搅拌转速下直接进行常压水浸，浸出矿浆经浓密分离，得到浸出液和浸出渣，浸出渣经浓密洗涤得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；

[0045] （3）富铁渣磁化焙烧—磁选：将步骤（2）得到的富铁渣配入富铁渣干基重量的3～20%的煤进行磁化焙烧，所得焙砂进行水淬、球磨和磁选，得含铁63%以上的铁精粉。

[0046] 将步骤（2）得到的富含镍、钴的浸出液通过中和除铁铝，中和沉镍钴得到氢氧化镍钴中间产品，此中间产品可进一步处理得到硫酸镍或电解镍，沉镍钴后液返回步骤（2）用于浓密洗涤，待镁富集后用氧化钙进行沉镁得镁渣，沉镁后液再返回步骤（2）用于浓密洗涤。

[0047] 实施例1

[0048] 参见附图1。原矿经破碎、干磨后得到粒径小于74 μm占80%的红土矿，配入20%的水，按200 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，450℃熟化焙烧1 h；熟化料直接进行常压水浸，温度为60℃，时间为5 h，液固比为3:1（ml/g），搅拌转速为200 rpm，其中镍浸出率75.3%，钴浸出率85.1%，铁浸出率则低至0.2%，经浓密分离和液固比4:1（ml/g）的5级浓密洗涤后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入8%的褐煤，在800 ℃下磁化焙烧1h后进行水淬，水淬渣球磨20 min后在磁场强度150 MT的条件下进行磁选，磁选后得含铁63.4%的铁精粉，铁回收率为95.2%；浸出液用碳酸钙调pH值到3.8除去其中的少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到8.0得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及碳酸钴，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到10.0得镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。 [0049] 实施例2.

[0050] 原矿经破碎、湿磨后得到粒径小于74 μm占70%的红土矿，含水28%，按300 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，600℃熟化焙烧0.5 h；熟化料直接进行常压水浸，温度为75℃，时间为0.5 h，液固比为6:1（ml/g），搅拌转速为300 rpm，其中镍浸出率75.6%，钴浸出率85.4%，铁浸出率则低至0.4%，经浓密分离和液固比3:1（ml/g）的6级浓密洗涤后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入5%的褐煤，在750℃下磁化焙烧1.5 h后进行水淬，水淬渣球磨30 min后在磁场强度300 MT的条件下进行磁选，磁选后得含铁63.1%的铁精粉，铁回收率为94.9%；浸出液用碳酸钙调pH值到4.0除去其中的少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到7.8得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及碳酸钴，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到9.5得到镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。

[0051] 实施例3.

[0052] 原矿经破碎、湿磨后得到粒径小于74 μm占85%的红土矿，含水30%，按180 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，300℃熟化焙烧3 h；熟化料直接进行常压水浸，温度为90℃，时间为2 h，液固比为1:1（ml/g），搅拌转速为500 rpm，其中镍浸出率75.1%，钴浸出率84.9%，铁浸出率则低至0.1%，经浓密分离和液固比2:1（ml/g）的8级浓密洗涤后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入10%的烟煤，在700℃下磁化焙烧0.5 h后进行水淬，水淬渣球磨10 min后在磁场强度180 MT的条件下进行磁选，磁选后得含铁63.0%的铁精粉，铁回收率为95.3%；浸出液用碳酸钙调pH值到4.0除去其中的少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到8.0得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及碳酸钴，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到9.5得到镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。

[0053] 实施例4.

[0054] 原矿经破碎、湿磨后得到粒径小于74 μm占85%的红土矿，含水25%，按150 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，200℃熟化焙烧3 h；熟化料直接进行常压水浸，温度为90℃，时间为1.5 h，液固比为1:1（ml/g），搅拌转速为600 rpm，其中镍浸出率75.0%，钴浸出率84.7%，铁浸出率则低至0.1%，经浓密分离和液固比2:1（ml/g）的8级浓密洗涤后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入12%的烟煤，在900℃下磁化焙烧0.5 h后进行水淬，水淬渣球磨1 min后在磁场强度100 MT的条件下进行磁选，磁选后得含铁63.0%的铁精粉，铁回收率为95.0%；浸出液用碳酸钙调pH值到3.8除去其中的少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到7.8得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及碳酸钴，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到9.5得到镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。