CN102206749B

CN102206749B - 一种同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法

Info

Publication number: CN102206749B
Application number: CN2011101127720A
Authority: CN
Inventors: 刘葵
Original assignee: Guangxi Normal University
Current assignee: Guangxi Normal University
Priority date: 2011-04-30
Filing date: 2011-04-30
Publication date: 2012-12-19
Anticipated expiration: 2031-04-30
Also published as: CN102206749A

Abstract

本发明公开了一种同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法，包括以下步骤：筛分高铁含量矿与高镁含量矿；将高铁含量矿加硫酸浸提，得浸出渣A和浸出液B；向浸出液B中加入高镁含量矿，浸提，得浸出渣C和浸出液D；对浸出渣C进行磁选，磁性部分E作为铁产品回收，非磁性部分F与浸出渣A合并用于回收硅产品；取部分浸出液D送入净化回收工序，另一部分返回高铁含量矿浸出工序，进行下一轮浸出周期；重复4～5次浸出周期，将最后一次浸出周期得到的浸出液I全部送入镍、钴、铝和镁回收工序。本发明所述方法，成本低，酸耗量低，镍钴浸出率高，实现了铁、硅与镍钴的高效分离和回收利用，实现了无酸液排放。

Description

一种同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法

技术领域

本发明涉及镍矿冶炼方法，具体涉及一种同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法。

背景技术

红土矿是由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的氧化镍矿，由于存在地理位置、气候条件以及风化程度的差异，世界各地的红土矿类型不完全相同。通常以褐铁矿为主的红土矿铁含量较高而镁含量较低，以硅酸盐矿物为主的红土矿镁含量较高而铁含量较低。以硅酸盐矿物为主的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-氨浸以及近年来出现的如常压酸浸、堆浸工艺等。堆浸技术浸出率较低，只适用于处理高镁含量的红土矿；还原焙烧-氨浸工艺由于能耗较高，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，其应用受到限制。高压酸浸技术能有效分离镍钴和铁，特别适用于高铁低镁型矿物的处理，但浸出过程中硅、铝及部分铁会沉积于釜壁形成结垢，导致高压釜的处理量下降，生产过程必须定期清理结垢。常压酸浸技术操作简单，不需使用昂贵的高压釜，但要使矿物完全溶解则所需酸耗量较大，且浸出液中含有各种金属离子，使后续浸化分离工序变得复杂。

为了同时开发高铁和高镁含量的红土矿资源，并避免使用昂贵的高压釜，人们提出了一些改进的常压酸浸技术，如公开号为CN101273146A的发明专利，提出了同时浸提褐铁矿和腐泥土矿或先浸提褐铁矿后浸提腐泥土矿的两步常压浸提方法，此方法具有不使用高压釜的优点，但该申请所述的流程中提出在对浸出溶液进行处理以除去Fe和/或Al时，需要加入中和剂中和浸出液中的残酸，使大部分铁以氢氧化铁的形式沉积，这会造成镍钴等有价元素的损失和料浆过滤困难。又如公开号为CN101541985A的中国专利申请，提出了一种常压浸出褐铁矿和腐泥土矿的混合物的方法，但其铁沉淀产物为黄钾铁矾，黄钾铁矾中含有硫酸根，因此会增加浸出过程的酸耗；且黄钾铁矾是一种热力学不稳定的化合物，堆积和存放时会释放出硫酸，从而造成环境污染，此外，黄钾铁矾也难于回收利用。再如公开号为CN101006190A的中国专利申请，提出了一种用浓酸处理褐铁矿和腐泥土矿的混合物然后水浸出镍钴的方法，此方法产生的铁沉积物为除黄钾铁矾以外的三价铁氧化物或氢氧化物，但该申请的浸出时间需要12～48h，浸出时间较长，导致工艺周期较长，生产成本上升。

发明内容

本发明要解决的技术问题是提供一种酸耗量少、镍钴浸出率高，并实现镍、钴与铁、硅高效分离的同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法。本发明还将提供对不能简单的区分成高铁和高镁含量两种矿的红土矿石的常压浸出方法。

本发明所述的同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法，包括以下步骤：

(1)将红土矿分为高铁含量矿与高镁含量矿两部分；

(2)将高铁含量矿的水性矿浆加入第一酸浸槽中，加入硫酸浸提，所得矿浆过滤，得到浸出渣A和浸出液B；

(3)将浸出液B通入第二酸浸槽中，加入高镁含量矿直至浸出液B的pH值为1～4，浸提，所得矿浆过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(4)对浸出渣C进行磁选，得到磁性部分E和非磁性部分F，所述磁性部分E作为铁产品回收，非磁性部分F与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(5)取部分浸出液D作为步骤(2)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另一部分浸出液D直接送入镍、钴、铝和镁回收工序；重复4～5次浸出周期，将最后一次浸出周期得到的浸出液D全部送入镍、钴、铝和镁回收工序；

其中，在第一次浸出周期中，步骤(1)中硫酸与高铁含量矿的重量比为2.5～4∶1；在第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿的重量比为0.5～1∶1。

上述方法中，

步骤(5)中，当取部分浸出液D作为步骤(2)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽时，一般是取浸出液D的30～80％(w/w)。或者，也可以是取全部的浸出液D作为步骤(2)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽。

步骤(1)中，可根据现有常规方法进行高铁含量矿与高镁含量矿的区分，一般是根据红土矿的颜色和矿物颗粒的粗细采用筛分机分出高铁含量矿与高镁含量矿。

步骤(2)中，形成高铁含量矿的水性矿浆时，矿与水的固液比为1∶10～20(w/w)。该步骤中，硫酸的浓度为93～98％(w/w)；浸提的温度为80℃至溶液的沸点温度之间，浸提时间为0.5～3h。

步骤(3)中，浸提的温度为60℃至溶液的沸点温度之间，浸提时间为0.5～3h。在该步骤中，可加入少量氧化剂和晶种，所述氧化剂可以是氧气或者是空气，所述晶种可以是针铁矿。

当红土矿石无法通过简单的筛分等方法分成高铁含量矿石与高镁含量矿石时，可采用下述方法进行浸出：

一种红土矿石的常压浸出方法，包括以下步骤：

(1)将红土矿石的水性矿浆加入第一酸浸槽中，加入硫酸，于40～80℃下浸提0.5～2h，然后升温至80℃至溶液的沸点温度之间浸提0.5～2h，所得矿浆过滤，得到浸出渣H和浸出液I；

(2)对浸出渣H进行磁选，得到磁性部分J和非磁性部分K，所述磁性部分J作为铁产品回收，非磁性部分K用于回收硅产品；

(3)取部分浸出液I作为步骤(1)中红土矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另一部分浸出液I直接送入镍、钴、铝和镁回收工序；重复4～5次浸出周期，将最后一次浸出周期得到的浸出液I送入镍、钴、铝和镁回收工序；

其中，在第一次浸出周期中，步骤(1)中硫酸与高铁含量矿的重量比为1～2∶1；在第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿的重量比为0.5～1∶1。

该方法中，步骤(2)中，硫酸的浓度为93～98％(w/w)。步骤(3)中，当取部分浸出液D作为步骤(2)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽时，一般是取浸出液D的30～80％(w/w)。或者，也可以取全部的浸出液I作为步骤(1)中红土矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

1、实现了常压条件下同时处理高铁含量红土矿与高镁含量红土矿，克服了传统方法中高铁含量矿需用高压釜浸出的缺陷，降低了设备投资费用。

2、在常压条件下实现了矿物浸出与铁的沉积同步进行，镍、钴、铝和镁进入浸出液中，而铁沉积于浸出渣中，从而大大简化了红土矿的冶炼工艺流程，降低了生产成本。

3、本发明所述方法中，在第二浸出槽进行浸提时不需额外加入酸液，而是用高铁含量矿的浸出液中的残酸溶解高镁含量矿石，此步骤降低了溶液的酸度，使其达到浸出液中铁沉积所需的酸度，铁沉积时释放的酸可继续溶解剩余的高镁含量矿石；当高镁含量矿石溶解完全后，将第二浸出槽的浸出液循环送至第一浸出槽，又可利用第二浸出槽的残酸浸出下一批高铁含量矿石；因此，整个流程实现了酸的循环利用，与现有常压浸出法相比，大大减少了酸耗量，而且实现了无酸液排放。

4、铁以针铁矿的形式而不是以氢氧化铁或黄钾铁矾的形式沉积，不仅可直接作为产品出售，而且避免了沉铁过程镍、钴等有价元素的损失。

5、对浸出渣的磁选使含硅产品与含铁产品得到分离，因而本发明实现了铁、硅、镍、钴的高效分离和综合利用。

附图说明

图1为本发明所述同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法的工艺流程图。

具体实施方式

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。

以下的实施例中选择了四种矿样，其中矿样1^#、矿样2^#为高铁含量红土矿，矿样3^#为高镁含量红土矿，矿样4^#为铁含量与镁含量接近的红土矿石。其元素分析如表1所示。

表1：矿样的元素分析(wt％)

实施例1

(1)将矿样1^#的水性矿浆(固液质量比为1∶15)加入第一酸浸槽(可以是常压搅拌槽，下同)，加入93％(w/w)硫酸后升温至95℃，浸出1h，所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B两部分；

(2)将浸出液B送入第二酸浸槽(可以是常压搅拌槽，下同)，将矿样3^#加入槽中(矿样3^#的加入量为矿样1^#的1.5倍，加入矿样3^#后浸出液B的pH值为1.2)，于100℃反应30min，对所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(3)对浸出渣C进行磁选，得到磁性部分E和非磁性部分F，磁性部分E作为铁产品出售，非磁性部分F与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(4)将全部的浸出液D作为步骤(1)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期。整个工艺的流程图如图1所示。

重复5次浸出周期，其中，在第一次浸出周期，步骤(1)的硫酸与高铁含量矿按重量比为3∶1加入；第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿按重量比为0.5∶1加入。

将经过5次浸出周期得到的浸出液D全部送入镍、钴、铝和镁回收工序，此时浸出液D中的残酸浓度为0.1g/L，镍浓度为6.8g/L，钴浓度为0.7g/L，镁浓度为109g/L，铝浓度为6.2g/L，铁浓度为0.09g/L(这里得出的数据是指最后一次浸出周期完成之后所得的浸出液D中各种离子的浓度数据，下同)。

本实施例中，总酸耗为0.61g酸/g矿(矿样1^#和矿样3^#的总和)，镍浸出率为98％，钴浸出率为95％，镁浸出率为99％，铁浸出率1％，硅浸出率为0.02％。

实施例2

(1)将矿样1^#的水性矿浆(固液质量比为1∶18)加入第一酸浸槽，加入93％(w/w)硫酸后升温至80℃，浸出3h，所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B两部分；

(2)将浸出液B送入第二酸浸槽，将矿样3^#加入槽中(矿样3^#的加入量为矿样1^#的2倍，加入矿样3^#后浸出液B的pH值为2.5)，于80℃反应1.5h，对所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(4)取80％的浸出液D作为步骤(1)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另外20％的浸出液D送入净化回收工序。

重复5次浸出周期，其中，在第一次浸出周期，步骤(1)的硫酸与高铁含量矿按重量比为4∶1加入；第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿按重量比为0.7∶1加入。

将经过最后一次浸出周期得到的浸出液D全部送入镍、钴、铝和镁回收工序，此时浸出液D中的残酸浓度为0.19g/L，镍浓度为6.2g/L，钴浓度为0.65g/L，镁浓度为110g/L，铝浓度为6.0g/L，铁浓度为0.1g/L。

本实施例中，总酸耗为0.65g酸/g矿，镍浸出率为97％，钴浸出率为94％，镁浸出率为99％，铁浸出率1.2％，硅浸出率为0.03％。

实施例3

(1)将矿样2^#的水性矿浆(固液质量比为1∶20)加入第一酸浸槽，加入98％(w/w)硫酸后升温至100℃，浸出0.5h，所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B两部分；

(2)将浸出液B送入第二酸浸槽，将矿样3^#加入槽中(矿样3^#的加入量为矿样2^#的2.5倍，加入矿样3^#后浸出液B的pH值为3.2)，于75℃反应2.5h，对所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(4)取50％的浸出液D作为步骤(1)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另外50％的浸出液D送入净化回收工序

重复5次浸出周期，其中，在第一次浸出周期，步骤(1)的硫酸与高铁含量矿按重量比为4∶1加入；第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿按重量比为0.6∶1加入。

将经过最后一次浸出周期得到的浸出液D全部送入镍、钴、铝和镁回收工序，此时浸出液D中的残酸浓度为0.09g/L，镍浓度为6.5g/L，钴浓度为0.69g/L，镁浓度为101g/L，铝浓度为7.06g/L，铁浓度为0.15g/L。

本实施例中，总酸耗为0.71g酸/g矿，镍浸出率为98％，钴浸出率为94％，镁浸出率为99％，铁浸出率1.3％，硅浸出率为0.03％。

实施例4

(1)将矿样2^#的水性矿浆(固液质量比为1∶20)加入第一酸浸槽，加入98％(w/w)硫酸后升温至95℃，浸出2h，所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B两部分；

(2)将浸出液B送入第二酸浸槽，将矿样3^#加入槽中(矿样3^#的加入量为矿样2^#的2.5倍，加入矿样3^#后浸出液B的pH值为3.8)，于65℃反应3h，对所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(4)取30％的浸出液D作为步骤(1)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另外70％的浸出液送入净化回收工序。

重复5次浸出周期，其中，在第一次浸出周期，步骤(1)中的硫酸与高铁含量矿按重量比为2.5∶1加入；第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿按重量比为1∶1加入。

将经过最后一次浸出周期得到的浸出液D全部送入镍、钴、铝和镁回收工序，此时浸出液D的残酸浓度为0.15g/L，镍浓度为6.9g/L，钴浓度为0.75g/L，镁浓度为105g/L，铝浓度为7.4g/L，铁浓度为0.11g/L。

本实施例中，总酸耗为0.68g酸/g矿，镍浸出率为98％，钴浸出率为95％，镁浸出率为99％，铁浸出率1.3％，硅浸出率为0.02％。

实施例5

(1)将矿样4^#的水性矿浆(固液质量比为1∶15)加入第一酸浸槽，加入98％(w/w)硫酸后升温至70℃浸出1h，再升温至100℃浸出2h；

(2)将步骤(1)所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B两部分；

(3)对浸出渣A进行磁选，得到磁性部分C和非磁性部分D，磁性部分C作为铁产品出售，非磁性部分D用于回收硅产品；

(4)取40％的浸出液B作为步骤(1)中红土矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另外60％的浸出液送入净化回收工序。

重复5次浸出周期，其中，在第一次浸出周期，步骤(1)的硫酸与高铁含量矿按重量比为2∶1加入；第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿按重量比为1∶1加入。

将经过最后一次浸出周期得到的浸出液B全部送入镍、钴、铝和镁回收工序，此时浸出液B的残酸浓度为0.11g/L，镍浓度为6.4g/L，钴浓度为0.75g/L，镁浓度为95g/L，铝浓度为7.6g/L，铁浓度为0.16g/L。

本实施例中，总酸耗为0.74g酸/g矿，镍浸出率为96％，钴浸出率为95％，镁浸出率为99％，铁浸出率1.7％，硅浸出率为0.01％。

Claims

1.一种同时处理高铁和高镁含量红土矿的常压浸出方法，其特征在于包括以下步骤：

(1)将红土矿分为高铁含量矿与高镁含量矿两部分；

(5)取部分浸出液D作为步骤(2)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期，另一部分浸出液D全部直接送入镍、钴、铝和镁回收工序；重复4～5次浸出周期，将最后一次浸出周期得到的浸出液D送入镍、钴、铝和镁回收工序；

其中，在第一次浸出周期中，步骤(2)中硫酸与高铁含量矿的重量比为2.5～4∶1；在第二次及之后的浸出周期中，硫酸与高铁含量矿的重量比为0.5～1∶1。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(5)中，所述的部分浸出液D是指30～80%质量的浸出液D。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(5)中，取全部的浸出液D作为步骤(2)中高铁含量矿石的补充浸出剂送入第一酸浸槽，进行下一轮的浸出周期。

4.根据权利要求1或3所述的方法，其特征在于：步骤(2)中，浸提的温度为80℃至溶液的沸点温度之间，浸提时间为0.5～3h。

5.根据权利要求1或3所述的方法，其特征在于：步骤(3)中，浸提的温度为60℃至溶液的沸点温度之间，浸提时间为0.5～3h。