CN100398676C - 通过堆摊浸取方法从低品位含镍和钴的铁矾土中回收镍和钴的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了从铁矾土矿石回收镍和钴的方法，所述方法包括如下步骤：a)选矿，将矿石分为选过的精矿石组分和粗粒的硅质低品位尾矿组分，所述尾矿基本不含粉矿和粘土材料；b)单独处理所述精矿石组分回收镍和钴；及c)对所述低品位尾矿组分用加酸溶液进行堆摊浸取，得到适于进行进一步镍和钴回收处理的堆摊浸出液。

Description

通过堆摊浸取方法从低品位含镍和钴的铁矾土中回收镍和钴的方法
发明领域
一般地，本发明涉及从铁矾土矿石中回收镍和钴的改进的方法。特别地，本发明提供了通过对所述矿石的精褐铁矿和腐泥土组分进行高压浸取或常压搅拌浸取，并对通常在所述选矿过程中被废弃的低品位褐铁矿尾矿和腐泥土尾矿进行堆摊浸取，来从含镍和钴的铁矾土矿石中提取镍和钴的改进的湿法冶金方法。
发明背景
镍钴铁矾土矿通常在同一矿床中含有氧化性矿石-褐铁矿，以及硅酸盐型矿石-腐泥土。通常用包括焙烧和电冶炼技术的火法冶金方法来处理镍含量较高的腐泥土以得到铁镍合金。对镍含量较低的褐铁矿和褐铁矿/腐泥土混合物而言，能耗和较高的铁/镍矿石比使得该处理方法过于昂贵，而这些矿石通常都用火法冶金方法和湿法冶金方法混合处理，例如高压酸浸取法(HPAL)或卡龙(Caron)还原焙烧-碳酸铵浸取法。
作为对只能处理褐铁矿或低镁铁矾土、并使用昂贵高压设备的HPAL方法的替代，已公开了常压搅拌酸浸取法，以及对矿石的褐铁矿组分进行HPAL，随后对腐泥土组分进行常压酸浸取的混合方法。为了降低所述浸取反应器的尺寸，这些方法倾向使用高品位褐铁矿和腐泥土。这使得低品位矿石被作为废料废弃。
由于没有有效的方法进行选矿，采用上述方法对众多低镍含量矿石进行开发时通常需要原矿处理。其缺点在于，矿石中含有价金属含量较低的矿物组分显著地降低了处理后矿石的整体质量，并增加了回收成本。
即使所述镍铁矾土矿石适于应用某些选矿方法，但采用某种前述方法获得所述精矿的同时，由于采用上述方法不经济，所以含镍和钴品位较低的尾矿组分通常被抛弃，因而丧失了所述尾矿中所含的有价值的镍和钴。
堆摊浸取是从低品位矿石中较经济地提取金属的常规方法，已成功用于回收诸如铜，金，铀和银的材料。通常，其包括将来自矿床的原矿直接堆成高度不同的堆摊。将浸取溶液从所述堆摊的顶部引入渗透穿过所述堆摊。从所述堆摊的底部排出所述浸取液，将所述浸取液转入加工厂，在那里回收所述有价值的金属。
妨碍对含镍和含钴的铁矾土矿石进行堆摊浸取的问题是所述矿石中的大量粘土成分。所述粘土成分的类型依赖于母体岩石以及所述粘土形成的物理化学环境，但绝大多数粘土对流过所述矿石的浸取溶液的渗透具有不利作用。
有报道指出，当铁矾土干燥堆放时，所述浸取溶液的渗透几乎是不可能的。由于渗透性较低，需要较低的堆浸流速来使所述溶液能够浸取所述镍和钴，因此所需的浸取时间是不经济的。
美国专利第5,571,308(BHP Minerals Intemational，Inc)号描述了对镁含量较高的诸如腐泥土的铁矾土矿石进行堆摊浸取的方法。该专利指出，所述粘土型腐泥土具有较低的渗透性，作为解决方案，必须对所述矿石进行制粒，以确保浸出溶液在所述堆摊中的分布。
美国专利第6,312,500(BHP Minerals International，Inc)号也描述了对铁矾土进行堆摊浸取回收镍的方法，其对粘土成分显著(超过10％重量比)的矿石特别有效。该方法包括在有必要时调整所述矿石的粒度，将所述矿石与浸取剂接触形成球粒(pellets)，并使其成团块。用所述球团构成堆摊并用硫酸浸取，从而提取所述有价值的金属。
以上两个专利都证明必须将所述原矿给料制成造粒，以获得成功进行堆摊浸取所必需的渗透性。
上述包括在本说明书中的文件、文章等等中的论述，其目的仅是为本发明提供参考。但并不暗示或表明因为其在所述优先权日之前已在澳大利亚公开，任意或全部这些内容就构成了部分现有技术基础或者是与本发明相关的公知的现有技术。
本发明旨在克服或至少缓解与现有技术相关的一种或多种所述困难。
发明概述
一般地，本发明提供从镍钴铁矾土矿石中回收镍和钴的改进方法，所述方法包括如下步骤：
a)选矿，将矿石分为选过的精矿石组分和粗粒的硅质低品位尾矿组分，所述尾矿组分基本不含粉矿和粘土材料；
b)单独处理所述精矿石组分回收镍和钴；及
c)用加酸溶液对所述低品位尾矿组分进行堆摊浸取，得到适于进行进一步镍和钴回收处理的堆摊浸出液。
一般地，所述方法构成了镍和钴回收的总流程的一部分。在所述选矿过程中，所述粉矿和粘土材料与所述低品位尾矿材料分离，并通常与所述精矿组分共存。作为所述选矿过程的一部分，可进一步处理所述低品位尾矿组分，去除几乎全部所述粉矿和粘土材料。
优选通过高压酸浸取法(HPAL)或常压搅拌浸取法，从所述选矿后的精矿石组分中回收所述镍和钴，得到适于进一步处理的镍和钴的浸出液。在本发明的优选实施方案中，将来自所述低品位尾矿组分的堆摊浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液混合。这使得从所述全铁矾土矿石处理中回收的镍和钴的产量有所提高。
通过常规方法，例如硫化物或混合氢氧化物沉淀，溶剂萃取处理，离子交换或其它公知的冶金处理途径，可从所述混合浸出液中回收所述镍和钴。
发明人意外地发现，所述低品位硅质(siliceous)尾矿基本上不含粉矿和粘土成分，其较高的渗透性使其适于堆摊浸取，而无需如美国专利第5,571,308号和第6,312,500号所述的粘土型矿石处理中必需的造粒步骤。所述高渗透性使得在恒稳试验中，在14天内达到了约50％镍浸取率，在柱浸取测验中在160-192天内达到了超过80％的镍浸取率，浸取速度均相当快。以较低的酸消耗，从所述低品位尾矿中的镍和钴浸取率都相当高。
在本发明特别有益的一个方面，可将来自所述低品位尾矿的堆摊浸取过程的浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液一起处理。如果需要也可对其分别处理，然而合并处理可得到较高的金属回收效率，并降低设备需求。无论是从所述混合的浸出液中进行回收，还是对来自所述精矿和低品位矿石组分的浸出液进行分别处理，都可以采用现有技术处理所述浸出母液来回收镍和钴。例如，可通过选择性沉淀(即硫化物沉淀或混合氢氧化物沉淀)，溶剂萃取，离子交换或其它公知的冶金处理方法达到这一目的。
在另一实施方案中，可对所述铁矾土矿石中的褐铁矿组分和腐泥土组分分别进行选矿得到选矿尾矿组分，并将来自所述褐铁矿组分和腐泥土组分的低品位尾矿分别构建独立的低品位尾矿堆摊。形成这些独立的尾矿堆摊的优点在于，对所述褐铁矿的浸取可提供最高的镍回收，对所述腐泥土的浸取可中和酸度并去除铁。在所述低品位腐泥土尾矿堆摊中，铁成份沉淀过程中释放的酸添加到所述加酸溶液，增强了所述镍和钴的浸取。
所以，另一实施方案提供了从铁矾土矿石中回收镍和钴的方法，所述方法包括如下步骤：
a)将所述矿石分离为褐铁矿组分和腐泥土组分；
b)分别对所述褐铁矿和腐泥土组分进行选矿，以得到精矿石组分和粗粒的硅质低品位尾矿组分，所述尾矿基本不含粉矿和粘土材料；
c)将所述精矿石组分单独或共同处理；
d)构建独立的低品位褐铁矿尾矿组分堆摊和低品位腐泥土尾矿组分堆摊；及
e)用加酸溶液对所述独立的低品位褐铁矿尾矿堆摊和低品位腐泥土尾矿堆摊进行堆摊浸取，得到适于进行进一步镍和钴回收处理的褐铁矿堆摊浸出液和腐泥土堆摊浸出液。
优选将所述精矿石组分通过高压酸浸取法，常压搅拌浸取法，或这两种方法的组合共同或分别处理，来从所述精矿石组分中回收所述镍和钴，得到适于进一步处理的浸出液。
亦可将来自所述独立的低品位矿堆的堆摊浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液混合，以提供更高的金属回收效率，或者进一步对其进行单独或合并处理。
在另一实施方案中，将来自所述褐铁矿尾矿堆摊的浸出液通过所述低品位腐泥土尾矿全部堆摊或其部分堆摊，以帮助中和所得褐铁矿堆摊浸出液中的酸性成分，并沉淀部分所溶解的铁。该方法使得可从所述尾矿堆摊中回收更多的镍和钴。
可将部分中和的堆摊浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液混合，得到混合的浸出液。然后进一步处理所述混合的浸出液回收镍和钴。可选择地，除处理来自所述精矿石组分的浸出溶液外，还可单独地对来自所述低品位矿石组分的浸出液进行处理以回收镍和钴。
可采用现有技术，例如硫化物或混合氢氧化物沉淀，溶剂萃取，离子交换或其它公知的冶金处理方法，从混合的或单一的低品位尾矿堆摊浸出液中回收镍和钴。
如本发明方法中所采用的，所述低品位尾矿堆摊的浸取可包括对所述尾矿材料建成的堆摊进行浸取或“原位”堆浸取，所述“原位”堆浸取就是在选矿过程后在其堆积位置处理所述尾矿，而无需进一步的移动，例如，在尾矿坝内(storage dam)或其它保存形式中进行堆浸。
所述加酸溶液(acid supplemented solution)可包括酸化的水、海水或地下咸水，或可以是来自所述精矿石组分的酸浸取过程中的酸性废液。
所述低品位尾矿组分中的镍和钴低品位大约为0.3％-0.7％的镍，0.01％-0.03％的钴。通常，采用各种常规方法处理这种低品位尾矿组分都是不经济的。然而，从所述低品位尾矿组分中基本去除所有的粘土材料和粉矿后，通过对其进行所述堆摊浸取处理，可将原先的废料转变成具有经济价值的可处理的材料。
尤其具有吸引力的是，可将选矿步骤产生的精矿组分可平行地用HPAL处理或常压浸取处理，或用这些处理方式的任意组合来进行平行处理。在这种情况下，可采用相同的途径将来自所述精铁矾土矿石浸取过程和所述低品位尾矿组分堆摊浸取过程的镍和钴的酸性溶液一同处理，得到所需的镍和钴产物，节约设备和资金。
附图的简要描述
附图说明的目的是为了对本发明进行说明，并不表明本发明限制于所描述的特定特征。图1所示为本发明方法的流程图。其显示首先在破碎机中降低粗料的粒度来对所述铁矾土矿石进行预处理，然后去除粉矿和/或粘土，该去除过程通常通过清洗，例如作为所述选矿过程一部分的水力清洗来进行。在去除所述粉矿和/或粘土之后，对所述粗粒材料(所述低品位尾矿组分)用酸进行堆摊浸取，得到浸出母液。采用高压酸浸取或常压浸取对所述精铁矾土组分及所述粉矿材料共同进行镍回收处理。将来自这一过程的所述浸出母液与来自所述堆摊浸取过程的浸出溶液合并，采用标准的公知冶金方法来回收镍和钴。
实施例
实施例1
对干燥的铁矾土矿石进行测验，所述矿石含有大量的石英和相对贫乏的粘土。所述铁矾土中的镍主要与内含的细针铁矿伴生，所述细针铁矿可很容易地从所述较坚硬的，较粗粒的石英材料中分离得到。所述针铁矿/褐铁矿带和腐泥土带的特征是含有丰富的硅质网状纹理和盒状结构(box-works)，其带来了有利于选矿的特性。
所述选矿方法包括将矿石的高品位精组分(产物)与粗粒的低品位组分(尾矿)物理分离(洗涤，筛分和分级)。镍主要与褐铁矿带中的纹理细密的铁氢氧化物矿物，纹理细密的风化的镍-镁硅酸盐，以及所述腐泥土带中的纹理细密的铁氢氧化物矿物伴生。这些含镍的矿物比形成坚硬的小室纹理网络的硬脉石矿物柔软并被其所包被。这种网络的发展水平在所述褐铁矿中较高，而风化也达到了更高的完成水平，并籍此提高了选矿的效能。
通常，对所述褐铁矿组分而言，采用转筒清洗选矿法，可将57.5％的镍和45.8％的钴从所述褐铁矿回收入高品位(精)褐铁矿中。对所述腐泥土组分而言，对应的数字分别为57.3％和48.9％。
分选出的低品位尾矿主要是来自所述褐铁矿石的硅酸盐和来自所述腐泥土矿石的硅石与蛇纹石(serpentenite)的混合物。如图2所示，所述选矿过程去掉了所有低于75μm的材料，留下了D50为1.5mm-3mm的沙质尾矿。约有10％的所述材料大于125mm但100％小于250mm。由于没有粉矿和粘土材料，并且具有相对密集的粒度分布(50％的所述材料处于0.2和6.3mm之间)，因此该材料是堆摊浸取的理想材料。所述粒度分布提供了较好的液流性质，且避免了因高不透过性(粘土或岩石)引起的通道问题。
图2尾矿粒度分布
测试工作
在所述选矿过程中产生两种粒度的尾矿(低品位矿石)组分，对其进行如下测验：
以用100kg/t或200kg/t硫酸饱和度，分别在量筒中对来自所述试验工厂操作的75μm-1mm尾矿材料和1mm-6mm尾矿材料进行测试。对所述两种尾矿材料样品的全部检测见于表1。
在1000mL量筒中，加入约800mL的已知重量的样品和浓度与上述添加的两种浓度中任一种相等的硫酸溶液。将每只量筒每天颠倒两次(在日班开始和结束的时候)以确保混合且没有扩散控制的反应，籍此模拟穿过堆摊的流动。
表1尾矿分析
  给料％   SGg/cm<sup>3</sup>   Ni％   Co％   Al％   Ca％   Fe％   Mg％   Mn％   SiO<sub>2</sub>％   CO<sub>3</sub>％
 1-6mm尾矿材料   17.9   2.66   0.49   0.021   0.3   0.5   8.5   1.1   0.09   79.0   1.9
 75μm-1mm尾矿材料   17.1   2.86   0.52   0.030   0.3   0.8   8.2   1.1   0.12   79.1   3.1
通过在14天期间测定元素的全固体/液体平衡，可监测该期间内酸浓度以及镍和钴浸取的变化。
通常，酸消耗约为100kg/t固体，如图3和图4所示，镍浸取率均大于50％，而粒度较小的组分(75μm-1mm尾矿材料)的钴浸取率为55％，粒度较大的组分(1-6mm尾矿材料)的钴浸取率为35％。
在两种情况中，14天后镍和钴的浸取率还在增加。所述母液中镍和钴的品位较高，说明达到了较高的浸取水平。这些以及主要的杂质水平见表2。
表2母液中浸取产物的元素分布
Figure C20048002045900131
约5g/L镍的溶液浓度与采用HPAL方法或所述常压浸取法得到的镍溶液浓度具有可比性，可将该溶液直接投料给溶液纯化和氢氧化物沉淀循环。
所述堆摊浸取尾矿中残余的金属值为0.25％Ni和0.013％Co，说明计入最初选矿时的分别为约57.5％和45.8％的镍和钴回收率后，分别回收了75％和70％的镍和钴，这使从所述矿石中回收的金属总量大幅提高。
图375μm-1mm尾矿组分的量筒浸取测验
Figure C20048002045900141
图41mm-6mm尾矿组分的量筒浸取测验
Figure C20048002045900142
实施例2
为了下述测验，将实施例1中所用的铁矾土矿石分选后的低品位尾矿样品的不同粒度组分以其在原始矿石中的相应比例进行重组，以产生所述褐铁矿和腐泥土的低品位尾矿的测试样本。所述组合样本的分析如表3所示。
表3加入所述柱子中的矿石成份
  柱子I.D.   湿重Kg   H<sub>2</sub>O％   Al％   Ca％   Co％   Fe％   Mg％   Mn％   Ni％   Si％   CO<sub>3</sub>％
  腐泥土   31.1   19.2   0.17   1.26   0.12   4.10   11.16   0.07   0.50   25.67   10.80
  褐铁矿   31.5   18.2   0.37   0.40   0.03   10.30   4.18   0.16   0.68   32.15   3.60
在75mm直径的透明的有机玻璃柱(Perspex)中，装载4m高的每种褐铁矿尾矿和腐泥土尾矿，用硫酸溶液处理以再现堆摊浸取。用于所述柱子的给料溶液是溶解在含有56g/L总溶解盐(27g/L海盐和29g/L添加的盐)的盐水中的50g/L硫酸。
酸液的流通量(flux rate)可逐渐增加至120L/m2h的最大目标水平。可将流通量按需要降至适于每一种矿石的渗透特性的水平。
将来自这些柱子的浸渣用酸润洗，干燥，分析并进行冶金学平衡计算。所述镍和钴的浸取结果见表4和表5。
表4 162天后所述腐泥土柱内的金属浸取情况
Figure C20048002045900151
Figure C20048002045900161
表5  292天后所述褐铁矿柱内的金属浸取情况
测定所述渗透率，所得结果见于表6
表6选矿尾矿的渗透率(irrigation conductivity)
  矿石类型   腐泥土   褐铁矿
  CO<sub>3</sub>％wt   10.80   3.60
  渗透率*cm/秒   1.4×10<sup>-3</sup>   4.2×10<sup>-4</sup>
  渗透通量*L/(m<sup>2</sup>.hr)   50.4   15.1
*：1cm/秒＝3.6×104L/m2.hr
在褐铁矿和腐泥土的情况中，镍浸取率以近乎线性比率持续升高。本实施例证明了，通过在所述选矿过程中有效去除粉矿和粘土材料后进行堆摊浸取，可从所述低品位尾矿褐铁矿石或所述低品位尾矿腐泥土矿石中有效地回收镍。
很明显，如图4和图5所示的从这些通常无用的材料中高效地回收镍和钴，具有提高整个矿床的潜在的镍和钴回收的效果，使镍和钴回收从约57％和46％分别提高到超过90％。
实施例3
为了证明用低品位腐泥土的堆摊浸取来处理来自低品位褐铁矿堆摊浸取过程的浸出液，从而去除部分所溶解的铁并中和过量的酸度的可能性，制备合成的产物浸出溶液来再现实施例2的低品位褐铁矿测验中柱浸取的产物。所述溶液的分析如表7所示。如实施例2所述，将该溶液用于处理柱浸取测验中的低品位腐泥土矿石尾矿。浸取168天后的结果如下表8和表9所示。
表7合成的褐铁矿浸出溶液的成份
 H<sub>2</sub>SO<sub>4</sub>g/L   Alg/L   Cog/L   Feg/L   Mgg/L   Mng/L   Nig/L   海盐g/L   盐g/L   总溶解的盐g/L
  20   3.30   0.22   37   20   0.25   2.2   27   29   56
表8  168天后进料与来自所述腐泥土中和柱的浸出溶液的比较
  H<sub>2</sub>SO<sub>4</sub>g/L   Alg/L   Cog/L   Feg/L   Mgg/L   Mng/L   Nig/L
  合成的褐铁矿柱浸出溶液-进料   20   3.30   0.22   37   20   0.25   2.2
  腐泥土柱产物溶液(平均)   0   2.65   0.22   25.98   24.71   0.31   2.50
表9  168天后腐泥土柱中的金属浸取
Figure C20048002045900171
Figure C20048002045900181
图5腐泥土中和柱中Ni，Fe，Co，Mg，Al，Mn的浸取
Figure C20048002045900182
上述表9和图5中的负值说明所述元素由所述柱内的矿石截留。本实施例证明通过将来自低品位矿褐铁矿尾矿柱浸取过程的浸出液通过低品位腐泥土矿柱对其进行处理，可成功地中和所述酸成分并降低所述溶液的铁含量，因此降低下游溶液的处理需求，同时提高镍回收。
以上描述旨在对本发明的优选实施方案进行说明。本领域所属技术人员应该理解，在不偏离本发明精神的前提下可进行多种变化和替代。
最后，应该理解，在不偏离本文所述的本发明精神的前提下，可进行诸多其它修改和/或替换。

Claims (20)

1.从含镍和钴的铁矾土矿石回收镍和钴的方法，所述方法包括如下步骤：
a)选矿，将所述矿石分为选过的精矿石组分和粗粒的硅质低品位尾矿组分，所述尾矿组分基本不含粉矿和粘土材料；
b)单独处理所述精矿石组分回收镍和钴；及
c)用加酸溶液对所述低品位尾矿组分进行堆摊浸取，得到适于进行进一步的镍和钴回收处理的堆摊浸出液。
2.如权利要求1所述的方法，其中作为所述选矿方法的一部分，对所述低品位尾矿部分进行进一步处理，以基本上去除所有所述粉矿和粘土材料。
3.如权利要求1所述的方法，其中通过高压酸浸取法或常压搅拌浸取法，或这两种方法的组合来从所述精矿石组分中回收所述镍和钴，以得到适于进一步处理的浸出液。
4.如权利要求1所述的方法，其中将来自所述低品位尾矿组分的堆摊浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液混合，以得到混合浸出液。
5.如权利要求1所述的方法，其中除处理所述精矿石组分的浸出液外，还单独地处理所述低品位尾矿的堆摊浸出液以回收镍和钴。
6.如权利要求4和5所述的方法，其中通过硫化物或混合氢氧化物沉淀，溶剂萃取处理，离子交换或其它公知的冶金处理路线，从所述混合的浸出液或所述低品位尾矿的堆摊浸出液中回收所述镍和钴。
7.如权利要求1-5中任一权利要求所述的方法，其中用于所述精矿石组分的酸浸取的所述加酸溶液是酸化的水、海水、地下咸水，或经酸化的从酸浸高品位矿流程中排出的废液。
8.如权利要求6所述的方法，其中用于所述精矿石组分的酸浸取的所述加酸溶液是酸化的水、海水、地下咸水，或经酸化的从酸浸高品位矿流程中排出的废液。
9.如权利要求1所述的方法，其中所述选过的尾矿组分含有0.3％-0.7％的镍和0.01％-0.03％的钴。
10.从含镍和钴的铁矾土矿石中回收镍和钴的方法，所述方法包括如下步骤：
a)将所述矿石分为褐铁矿组分和腐泥土组分；
b)分别对所述褐铁矿和腐泥土组分进行选矿，以得到精矿石组分和粗粒的硅质低品位尾矿组分，所述尾矿组分基本不含粉矿和粘土材料；
c)将所述精矿石组分单独或一同处理；
d)分别构建低品位褐铁矿尾矿组分堆摊和低品位腐泥土尾矿组分堆摊；及
e)用加酸溶液分别对所述的低品位褐铁矿尾矿堆摊和低品位腐泥土尾矿堆摊进行堆摊浸取，得到适于进行进一步镍和钴回收处理的褐铁矿堆摊浸出液和腐泥土堆摊浸出液。
11.如权利要求10所述的方法，其中通过将所述精矿石组分一同或独立地用高压酸浸取法，常压搅拌浸取法，或这两种方法的组合进行处理，从所述精矿石组分中回收所述镍和钴，以得到适于进一步处理的浸出液。
12.如权利要求10所述的方法，其中将所述褐铁矿和腐泥土的堆摊浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液混合，得到适于进行进一步镍和钴回收处理的混合的浸出液。
13.如权利要求10所述的方法，其中除处理来自所述精矿石组分的浸出液外，还单独地对所述褐铁矿和腐泥土的堆摊浸出液分别或一同进行进一步处理以回收镍和钴。
14.如权利要求13所述的方法，其中通过硫化物或混合氢氧化物沉淀，溶剂萃取处理，离子交换或其它公知的冶金处理路线，从所述混合的浸出液或所述褐铁矿和腐泥土的堆摊浸出液中回收所述镍和钴。
15.如权利要求10所述的方法，其中将使来自所述低品位褐铁矿尾矿堆摊的褐铁矿堆摊浸出液通过所述低品位腐泥土尾矿全部堆摊或其部分堆摊，以帮助中和所述褐铁矿堆摊浸出液中的酸性成分并沉淀一些溶解的铁。
16.如权利要求15所述的方法，其中将来自所述低品位尾矿组分的堆摊浸出液与来自所述精矿石组分的酸浸取过程的浸出溶液混合，得到混合的浸出液。
17.如权利要求15所述的方法，其中除处理所述精矿石组分的浸出液外，还单独地处理所得堆摊浸出液以回收镍和钴。
18.如权利要求16或17所述的方法，其中通过硫化物或混合氢氧化物沉淀，溶剂萃取处理，离子交换或其它公知的冶金处理路线，从所述混合的浸出液或所得堆摊浸出液中回收所述镍和钴。
19.如权利要求10-17中任一权利要求所述的方法，其中用于所述精矿石组分的酸浸取的所述加酸溶液是酸化的水、海水、地下咸水，或经酸化的从酸浸高品位矿流程中排出的废液。
20.如权利要求18所述的方法，其中用于所述精矿石组分的酸浸取的所述加酸溶液是酸化的水、海水、地下咸水，或经酸化的从酸浸高品位矿流程中排出的废液。
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