CN101768665A - 一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，该方法联合应用堆浸与高压浸出技术降低红土镍矿处理时的酸耗，充分利用褐铁矿堆粗粒部分浸液中的残余硫酸，并通过在高压浸出阶段加入硫酸钠，使其在形成黄钠铁矾的同时产生硫酸，进一步降低高压浸出阶段的硫酸耗量。

Description

一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法

技术领域

本发明属于有色金属湿法冶金领域，具体地涉及一种红土镍矿的处理方法，特别地涉及采用堆浸技术与高压浸出技术相结合处理红土镍矿、降低整体工艺酸耗的工艺方法。

背景技术

镍在地球上是一种储量比较丰富的金属，属于常用有色金属范围。据美国地质调查局资料，2006年世界镍储量为6400万吨，储量基础为14000万吨。世界陆地查明含镍品位1％左右资源量约13000万吨。其中60％属于红土型镍矿，伴生金属主要是铁和钴，主要分布在赤道附近的古巴、新喀里多尼亚、印度尼西亚、菲律宾、巴西、哥伦比亚和多米尼加等国，这种矿石目前处理工艺比较复杂；40％属于岩浆型铜镍硫化物矿床，伴生金属主要有铜、钴、金、银河铂族元素，主要分布在加拿大、俄罗斯、澳大利亚、中国、南非、津巴布韦和伯茨瓦纳等国，这是目前主要开采的镍矿床。

红土矿是由邻近或处于地球表面的含镍的超基性岩石在热带环境中通过自然酸性降水的作用及经过地质年代原地风化而成的。它包含多种粘土、氧化物和硅酸盐矿物，有的富含镍和/或钴。

风化过程一般产生层状沉积，其中在表面附近存在着完全的或最彻底的风化产物，随着深度增加渐变为程度较轻的风化产物，并最后在某个更深的深度处终止为未风化的岩石。高度风化层通常将其含有的大部分镍细微分布在细碎的针铁矿颗粒中。针铁矿是一种铁的羟基氧化物，化学式为FeOOH。该层通常称为褐铁矿，它一般含有高比例的铁。钴通常与褐铁矿层伴生，并通常更主要地与氧化的锰矿物(含Mn(III)和/或Mn(IV)的氧化物和氢氧化物)伴生，通常称为钴土矿或锰土。风化较轻的层所含的镍一般更多地包含于各种硅酸镁矿物中，例如蛇纹岩。蛇纹岩是一种镁的硅酸盐矿物，具有化学式3MgO·2SiO₂·2H₂O。一般认为蛇纹岩中镍取代了一部分镁。镁也可被其他二价金属取代，例如亚铁(Fe²⁺)。不完全风化带中可能有很多其他含有镍的硅酸盐矿物。部分风化的高含镁带通常称为腐泥土。

目前全球从岩浆铜镍硫化物矿床中生产的镍产品，多于从红土型镍矿床中生产的镍产品，估计产量比例为55∶45。但全球发现的铜镍硫化物矿床多数都已开发利用，而红土型镍矿开发刚起步，是今后开发重点所在。

目前处理红土镍矿的方法主要为火法工艺和湿法工艺，火法工艺主要有镍铁工艺和镍硫工艺处理红土镍矿，而湿法工艺中主要有氨浸工艺、生物浸出工艺、堆浸工艺和加压酸浸工艺。上述工艺简要介绍如下：

镍铁工艺：

在镍铁生产工艺中，首先将矿石破碎到50～150mm，然后送干燥窑干燥到矿石既不黏结又不太粉化，再送煅烧回转窑，在700℃温度下，干燥、预热和煅烧，产出焙砂；在焙砂加入电炉后，再加入10～30mm的挥发性煤，经过1000℃的还原熔炼，产出粗镍铁合金；粗镍铁合金再经过吹炼产出成品镍铁合金。产出的产品中镍质量分数为20-30％，镍回收率为90～95％，但该方法不同同时回收钴。

镍硫工艺：

镍硫生产工艺是在生产镍铁工艺的1500～1600℃熔炼过程中，加入硫磺，产出低镍硫，再通过转炉吹炼生产高镍硫。高镍硫产品一般镍质量分数为79％，硫质量分数为19.5％，全流程镍回收率约70％。

虽然火法工艺在目前处理红土镍矿的工艺较成熟，目前约70％左右的红土镍采用了火法技术，但是随着各国对环保的重视和节能减排的需要，这种高能耗的工艺其适用范围越来越窄。

氨浸工艺：

氨浸工艺最早在古巴尼加罗冶炼厂得到应用。该工艺将红土镍矿干燥、磨碎，在600～700℃温度下还原焙烧，使镍、钴和部分铁还原成合金，然后再4级逆流氨浸，利用镍和钴可与氨形成配和物的特性，使镍、钴等有价金属进入浸出液。浸出液经硫化沉淀，沉淀母液再除铁、蒸氨，产出碱式硫酸镍，碱式硫酸镍再经煅烧转化成氧化镍，也可以经还原生产镍粉。一般生产的镍块中镍质量分数达90％，全流程镍的回收率达到75～80％。与火法冶炼流程相比，钴可以部分回收，回收率约40～50％。另外，该工艺镍、钴回收率较低，只适用于褐铁型红土镍矿，干燥、焙烧过程需要较大的能耗。

生物浸出工艺：

生物浸出工艺是借助微生物对金属离子的催化作用，使矿石中金属溶解浸出。微生物在其生长繁殖过程中能衍生出有机酸，如柠檬酸、草酸、酒石酸、氨基酸等。在氧化矿中金属常以氧化物形态存在，因此，凡能与这些有机酸生成络合物的金属均能被这些微生物浸出。目前，在富矿、易处理矿资源日渐减少、环保要求不断提高、现代工业和科技发展对有色金属需求与日俱增的条件下，生物浸出更显示出其特有的优越性。但是，生物浸出对温度要求苛刻，浸出周期长，对菌种的选择比较繁琐；目前，还未有大规模的应用。

Castro等研究了异养微生物从硅镁镍矿中浸出镍。其研究的矿样化学成分含43.2％SiO₂，0.90％Ni，磨至-100目。浸矿采用了五种厌氧微生物，其浸出条件为：取预先在121℃下灭菌20min的矿样5g，含微生物的培养基100ml，在温度30℃，摇瓶速率200r/min的条件下，镍的浸出率大于80％。

Sukla研究发现，某些真菌的衍生物，如黑曲霉菌能浸溶出红土镍矿中的镍。在温度37℃，矿浆浓度50g/L，转速120r/min条件下，镍的浸出率大于90％。

堆浸工艺：

堆浸是低品位矿石中提取有价金属的比较经济的一种方法。堆浸在金、银、铜等金属的湿法冶金过程中已经有了广泛的应用，目前也开始在红土镍矿中的应用。通常是将直接来自矿床的原料堆成高度不同的堆摊，然后通过堆摊的顶部引入浸出液，通过渗透作用，在堆摊底部收集浸出液，然后对浸出液进行金属的回收后处理。

堆浸工艺可在常温常压条件下，处理低品位红土镍矿，镍钴浸出率高，生产规模可大可小，工艺简单，流程短，投资少，见效快，运行费用低廉，环境友好。

加压酸浸工艺：

加压酸浸技术(Pressure acid Leach)，简称PAL法，即在250～270℃，4～5MPa的高温高压条件下，在这一温度下，矿石中含镍的矿物几乎完全溶解，用硫酸将镍、钴等有价金属与铁、铝矿物一起溶解，在随后的反应中，通过调节pH值等条件，使铁、铝和硅等杂质元素水解进入渣中，镍、钴选择性进入溶液。浸出液用碱或硫化氢还原中和、沉淀，产出高质量的镍钴氢氧化物或硫化物。该技术始于50年代，首次用于古巴Moa Bay矿，称AMAX-PAL技术。此后，70年代澳洲QNI公司建成Yabula镍厂，酸浸处理新喀里东尼亚、印尼及澳州昆士兰州的红土型镍矿，而加拿大Sherritt公司湿法处理红土型镍矿的技术已获公认。

PAL工艺的一大缺点是它需要复杂的高温高压釜以及相关的设备，其安装与维护都比较昂贵。此外，PAL工艺消耗的硫酸比按化学计量溶解矿石中的非铁金属成分所需的硫酸更多，因为在高温下多数由硫酸提供的硫酸根离子停留在硫酸氢根离子(HS₄ ^-)的形式。即硫酸(H₂SO₄)在高温下只离解释放出一个氢离子(H⁺)。在浸出液冷却及中和时，硫酸氢根离子分解成硫酸根(SO4^2-)和另一个氢离子。因此后一个氢离子没有充分用于浸出，并导致产生过量的必须要进行中和的硫酸，需要另外消耗石灰石进行中和。

PAL工艺的另一个缺点是它处理腐泥土时，由于腐泥土中镁的浸出，导致硫酸大量不经济的消耗。这种情况由于上述高温下的硫酸氢根“转变”问题而更加恶化。

US4097575描述了对PAL工艺的改进，在约820℃以下焙烧腐泥土矿以使矿石与硫酸的反应活性更强，然后使用焙烧炉的焙砂中和高压釜的排放物中过量的酸，在所述高压釜中发生褐铁矿的高压浸出。在这一中和过程中腐泥土矿中含有的镍大量溶解。据称这一工艺的优点为它在褐铁矿高压浸出过程中更好地利用添加的硫酸，减少了用于处理高压釜排放液体的石灰石或其他昂贵的中和试剂的消耗，并且获得了对典型的镍红土矿体中的褐铁矿成分和腐泥土成分进行处理的能力。这一工艺的缺点是它仍需要使用昂贵的高压釜用于褐铁矿的浸出，而且需要对腐泥土矿进行焙烧处理，该处理在资金投入和操作成本上都很昂贵。

中国专利200710163443.2描述了一种涉及使用两段高压浸出工艺浸出褐铁矿型红土镍矿的浸出方法。其浸出其过程为二段浸出，首先将褐铁矿型红土镍矿浆进行一段高压浸出后，再加入腐植土矿浆，进行二段加氧高压浸出。该方法的优点是能够处理高含镁的腐植土，使用腐植土中的耗酸元素中和高压浸出矿浆中的残酸，减少后续的中和剂使用量。中和后的矿浆沉降性能好，易于液固分离。但该方法的镍、钴浸出率较低，仅为70％。

中国专利200580026260.5描述了一种大气压浸出和中等压力浸出的结合从含有褐铁矿和腐泥土的红土矿中回收镍和钴的方法。该工艺先向褐铁矿浆中加入足够的无机酸并在大气压下浸出以溶解大部分的可溶性非铁金属和可溶性铁。再加入腐泥土后将浆料进一步在高于标准沸点的温度下、高于大气压的压力下浸出一段时间，浸出腐泥土中所含的大部分镍并沉淀出溶液中大部分铁。该工艺分别对褐铁矿和腐泥土的红土矿进行浸出，浸出效率高。

澳大利亚专利2004256147介绍了一种对红土镍矿矿石进行分级并分别进行浸出的工艺。该工艺对矿石进行分级的预处理工作，将矿石分为品位较高粒级较精细的粘土矿部分和粒级较粗品位较低的硅酸盐质部分，其中品位较高部分采用高压酸浸PAL的方法进行镍钴回收的工序，低品位部分采用酸液喷淋进行堆浸，堆浸滤液进入进一步的镍钴回收工序。该工艺针对红土矿中褐铁矿、腐泥土矿的不同性质分别进行回收，有效地提高了各部分的镍、钴回收率，总酸耗量也有所降低，但粗粒堆浸滤液中有大量残余硫酸仍未利用，并且增加了后续中和法提取镍、钴的成本。

美国专利639712描述了一种对红土镍矿有效浸出优化后的工艺。该工艺对原矿进行剥离除去品位低粗粒部分，得到的细粒高含镍部分提供用于硫酸溶液的高压浸出进行镍、钴的回收。由于该工艺舍弃了镍品味较低的粗粒褐铁矿部分，仅对镍、钴品味较高的细粒腐泥土部分进行高压酸浸PAL工艺回收镍、钴，其硫酸利用率较高，但被舍弃的粗粒部分中也包含了相当多的镍金属量未被回收，影响了整个工艺的经济效益。

上述的高压酸浸工艺解决了含褐铁矿和腐泥土的红土镍矿中镍、钴回收的问题，但均存在一些弱点，如全部采用高压酸浸时矿石处理量大，设备成本高，处理成本高，酸耗量过大等；对褐铁矿和腐泥土矿分别处理时，镍、钴回收率低，红土镍矿中有价值金属不能充分回收，浸出过程中的酸不能充分利用等等。

发明内容

本发明的目的是提供一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，以解决现有技术中的上述问题。该方法联合应用堆浸与高压浸出技术降低红土镍矿处理时的酸耗，充分利用褐铁矿堆粗粒部分浸液中的残余硫酸，并通过在高压浸出阶段加入硫酸钠，使其在形成黄钠铁矾的同时产生硫酸，进一步降低高压浸出阶段的硫酸耗量。

本发明提供的技术方案如下：

一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于，包括以下步骤：

a、将红土镍矿矿石进行破碎、洗矿、螺旋分级，以得到矿石粗粒部分和细泥部分；

b、利用硫酸对步骤a得到的矿石粗粒部分进行堆浸，采用循环喷淋的堆浸方式得到堆浸贵液，循环次数足以使镍、钴浸出率均不低于85％；

c、步骤a得到的细泥部分经过再磨矿后和步骤b得到的堆浸贵液混合，加入硫酸和硫酸钠，置于高压釜内，在高压下保持一定温度进行浸出，浸出时间足以使镍和钴中的至少一种大量溶解到高压浸出溶液中；

d、通过常规方法对步骤c得到的含镍钴浸出溶液进行镍钴的回收。

将红土镍矿矿石进行破碎、洗矿，通过螺旋分级机按矿石颗粒粒径分为粗粒部分与细泥部分，粗粒部分镍品位相对较低，主要为褐铁矿，细泥部分镍、钴品味相对较高，主要为腐泥土矿。本方法针对褐铁矿和腐泥土红土镍矿的矿石特性，分别进行常压硫酸堆浸和高压酸浸的工序进行浸出，其中粗粒部分褐铁矿堆浸镍、钴浸出率均可达到85％以上，堆浸贵液中的残余硫酸用于细泥部分腐泥土矿的高压酸浸工序，高压酸浸镍、钴浸出率均可达到95％以上。本发明通过充分利用褐铁矿堆粗粒部分浸液中的残余硫酸，降低了总工艺的酸耗量，酸耗量较同等浸出率的高压浸出过程大大降低。

在高压釜内加入硫酸和硫酸钠后，可形成黄钠铁矾并产生硫酸，进一步降低了总工艺的酸耗量。黄钠铁矾形成的过程及其复杂，影响黄钾铁矾法沉铁的因素很多，发生该反应要求溶液保持一定酸度，并有足够的Na⁺离子，其反应过程为：

3Fe₂(SO₄)₂+6H₂O＝6Fe(OH)SO₄+3H₂SO₄

4Fe(OH)SO₄+4H₂O＝2Fe₂(OH)₄SO₄+2H₂SO₄

2Fe(OH)SO₄+2Fe₂(OH)₄SO₄+Na₂SO₄+2H₂O＝Na₂(Fe₆(SO₄)₄(OH)₁₂)+H₂SO₄

总反应式：3Fe₂(SO₄)₃+Na₂SO₄+12H₂O＝Na₂(Fe₆(SO₄)₄(OH)₁₂)+6H₂SO₄

由反应式可知，在黄钠铁矾的形成过程中，重新产生了硫酸，新产的硫酸在浸出过程中又参与了镍、钴等金属的浸出，从而降低了高压浸出阶段的硫酸耗量。同时，黄钠铁矾的形成降低了高压浸出溶液中铁离子的含量，有利于后续中和回收镍、钴工序的进行。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤b堆浸过程中，喷淋酸度为10～28％，喷淋强度40～60L/m²·h。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤c中使用的硫酸浓度为98.3％，其使用量与矿石比为300～500kg/t矿，使用硫酸钠与矿石的重量比为1％～10％，浸出矿浆浓度控制在20％～40％范围内，浸出时的氧分压控制在0.4～0.8MPa(表压)，浸出过程中搅拌强度控制在450～600rpm，浸出时间为30min～2h，浸出温度为200～270℃。当然，也可以将上述浓硫酸稀释成各种浓度的硫酸溶液后再应用于高压浸出过程。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤c中使用酸量与矿石比为300kg/t矿，使用硫酸钠量与矿石的重量比为5％，浸出矿浆浓度为22.22％，浸出氧分压为0.6MPa，搅拌强度为600rpm，浸出时间为1h，浸出温度为260℃。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤c中经过再磨矿后的细泥部分、堆浸贵液、硫酸和硫酸钠的混合矿浆泵至一级预热器，与低压闪蒸蒸汽直接混合后，进行预热；一级预热后矿浆泵至二级矿浆预热器，利用中压闪蒸蒸汽直接进行加热；二级预热后矿浆泵至三级矿浆预热器，经高压闪蒸蒸汽加热后送入高压釜内。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，高压浸出后的矿浆经过三级闪蒸，矿浆温度降至103℃以下，直接进入后续中和回收镍、钴工序，闪蒸热蒸汽用于高压浸出前段矿浆预热工序，充分利用热能，节省加热成本。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤b所得的堆浸贵液总量由螺旋分级过程所得到的粗粒部分与细泥部分的比例、堆浸过程所用水量、高压浸出过程所使用酸量、堆浸贵液中残余酸量、高压浸出过程浸出浓度及高压浸出过程中所用水量决定。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，高压浸出过程可分两个阶段进行，第一阶段由细泥部分矿石与硫酸混合进行，第二阶段再添加细泥部分与堆浸贵液进行浸出。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤a中矿石破碎时，控制矿石最大粒度在φ20mm～φ30mm范围内，洗矿液固比控制在1.5～3∶1，洗矿时间控制在1h～3h，螺旋分级时，粗粒部分和细泥部分分级粒级控制在φ0.15mm～0.3mm范围内。如此，洗矿后粗粒部分堆浸最大渗透速率可达到60～80L/m²·h。

前述堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法中，步骤a中矿石破碎时，优选控制矿石最大粒度为φ20mm，洗矿液固比为2∶1，洗矿时间控制在1h，螺旋分级时，粗粒部分和细泥部分分级粒级控制在φ0.22mm。

除非特别指名，这里所使用的所有技术和科学术语的含义与本发明所属技术领域一般技术人员通常所理解的含义相同。同样，所有在此提及的出版物、专利申请、专利及其他参考资料均可以引入本发明作为参考。

综上，本发明创造性地提供了一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，可大大降低红土镍矿处理时的酸耗，充分利用褐铁矿堆粗粒部分浸液中的残余硫酸，并通过在高压浸出阶段加入硫酸钠，使其在形成黄钠铁矾的同时产生硫酸，进一步降低高压浸出阶段的硫酸耗量。高压浸出后的矿浆经过三级闪蒸后的闪蒸热蒸汽用于高压浸出前段矿浆预热工序，充分利用热能，节省加热成本。

附图说明

图1为堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法工艺流程图。

具体实施方式

实施例1

参见图1，首先进行矿石预先筛分。原矿由采场用汽车运至洗矿车间原矿仓(或原矿堆场堆存，再由前装机给入原矿仓)，最大块度φ1000mm。经原矿仓顶部的条筛隔住300mm以上的大块，条筛的筛下物料进入洗矿作业，筛上大块用移动液压碎石机将大块扒出或打碎，然后由运矿卡车将之运回采场回填或作为筑路石料。

然后进行洗矿、磨矿、浓缩。经过原矿仓顶部的条筛筛下物料进入原矿仓后再经铁板给料机给入圆筒洗矿机，经洗矿后，φ+20mm物料经碎矿至φ-20mm全部φ-20mm矿石经槽式擦洗机螺旋分级机或者细筛组合，得到φ-20+0.22mm砂送堆浸。φ-0.22mm自流到闭路磨矿回路中的旋流器组的给矿泵泵池。该泵池中的矿浆由渣浆泵泵入由球磨机和旋流器组组成的闭路磨矿分级系统。经分级后物料粒度小于φ0.147mm的矿浆进入到矿浆浓缩车间。来自洗矿车间的矿浆经除渣后分配给浓缩机浓缩，浓缩机溢流水作为回水返回洗矿车间，而φ-147μm的合格产品浓缩至规定浓度(物料准备工序的最终产品)，用渣浆泵输送至冶炼厂。

接着对矿石准备工序得到φ-20+0.22mm粗粒部分矿砂进行堆浸。采用分段加酸循环，得到的堆浸贵液送高压浸出工序。堆浸过程中，喷淋酸度为10～28％，喷淋强度40～60L/m²·h，使镍、钴浸出率均不低于85％。以四段逆流洗涤方式，得到的洗液加入硫酸后，再浸出原矿砂，尾渣经过净化处理后排放。

然后对矿石准备工序得到的φ-0.22mm细泥部分矿石、粗粒部分矿砂堆浸贵液混合的矿浆中加入硫酸钠后进行高压酸浸。高压酸浸系统分为二个系列。每系列包括高压酸浸给料槽、矿浆预热器给料泵、三级矿浆预热器、高压釜给料泵、高压釜、三级闪蒸槽和闪蒸密封槽等。高压酸浸系统采用三级预热、三级闪蒸方式以综合回收系统中的热量。

高压酸浸给料槽中矿浆泵至一级预热器，与低压闪蒸蒸汽直接混合后，进行预热；一级预热后矿浆泵至二级矿浆预热器，利用中压闪蒸蒸汽直接进行加热；二级预热后矿浆泵至三级矿浆预热器，经高压闪蒸蒸汽加热后送入高压釜内。高压浸出中使用浓度为98.3％的浓硫酸，其使用量与矿石比为300～500kg/t矿，使用硫酸钠与矿石的重量比为1％～10％，浸出矿浆浓度控制在20％～40％范围内，浸出时的氧分压控制在0.4～0.8MPa，浸出过程中搅拌强度控制在450～600rpm，浸出时间为30min～2h，浸出温度为200～270℃。矿浆在高温高压与硫酸反应，使矿石中的Ni、Co、Mg、Al、Mn等进入溶液中。浸出后的矿浆再经三级闪蒸降温。低压、中压和高压闪蒸排放出的蒸汽分别进入一级矿浆预热器、二级矿浆预热器和三级矿浆预热器，闪蒸后矿浆送矿浆中和系统。

最后对高压浸出矿浆通过已有的常规方法进行中和镍、钴回收，得到镍、钴产品。

实施例2

实施例2中使用的矿石来自缅甸莫苇塘红土镍矿床，矿石分级后的粗粒部分褐铁矿和细泥部分腐泥土成分具有表1中给出的组成。

表1矿石分级后的粗粒部分褐铁矿和细泥部分腐泥土成分组成

将268.35g腐泥土、402.53ml水与463.30ml粗粒矿石堆浸贵液调成矿浆置于高压釜内，加入一定量硫酸进行高压酸浸试验。固定浸出条件如下，浸出温度为250℃，浸出氧分压为0.6MPa，浸出时间为1h，搅拌强度为600rpm。考察加酸量与镍浸出率的关系。

浸出结束后，利用抽滤装置对浸出矿浆进行过滤，并用pH值为2的加热酸水1000ml进行4段淋洗，得到浸出滤液贵液、洗液分别送检。检测结果如表2所示：

表2细泥部分腐泥土矿与粗粒部分堆浸贵液混合高压浸出结果

实施例2表明，通过在细泥部分腐泥土矿进行高压酸浸过程中加入粗粒矿石堆浸贵液，在同等的镍、钴浸出率要求下，硫酸的使用量大大降低，即充分利用了粗粒部分堆浸过程所加入的硫酸，在保持高浸出率的同时降低了整体工艺的酸耗量。

实施例3

实施例3使用的矿石与实施例2的相同，均来自缅甸莫苇塘红土镍矿床，矿石分级后的粗粒部分褐铁矿和细泥部分腐泥土成分同样具有表1中给出的组成。

将268.35g腐泥土、402.53ml水、13g硫酸钠与463.30ml粗粒矿石堆浸贵液调成矿浆置于高压釜内，加入43.8ml硫酸进行高压酸浸试验。固定浸出条件如下，硫酸用量300kg/t矿，浸出温度为250℃，浸出氧分压为0.6MPa，浸出时间为1h，搅拌强度为600rpm。考察镍、钴等金属浸出率。

浸出结束后，利用抽滤装置对浸出矿浆进行过滤，并用pH值为2的加热酸水1000ml进行4段淋洗，得到浸出滤液贵液、洗液分别送检。检测结果如表3所示。

表3细泥部分腐泥土矿高压浸出结果

表3续

实施例3表明，在实施例2充分利用了粗粒部分堆浸过程所加入硫酸，降低整体工艺的酸耗量的基础上，在高压浸出阶段加入硫酸钠生成黄钠铁矾产生硫酸，在保证镍、钴高浸出率的同时，进一步降低了整体工艺酸耗量。

比较例

比较例中使用的矿石与实施例2的相同，均来自缅甸莫苇塘红土镍矿床，矿石分级后的粗粒部分褐铁矿和细泥部分腐泥土成分同样具有表1中给出的组成。

将250g腐泥土按液固比3.5∶1调成矿浆置于高压釜内，加入一定量硫酸进行高压酸浸试验。固定浸出条件如下，浸出温度为260℃，浸出氧分压为0.6MPa，浸出时间为1h，搅拌强度为600rpm，以考察加酸量与镍浸出率的关系。

浸出结束后，利用抽滤装置对浸出矿浆进行过滤，并用pH值为2的加热酸水1000ml进行4段淋洗，得到浸出滤液送检。检测结果如表4所示。

表4细泥部分腐泥土矿高压浸出结果

表4续Ni、Co浸出率与酸用量

比较例表明单独对分级后细泥部分腐泥土矿进行高压酸浸，硫酸用量需达到600kg/t矿才能满足高压浸出镍、钴浸出率95％以上的要求。

上述实施例为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他的任何未背离本发明的精神实质与原理下所作的改变、修饰、替代、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于，包括以下步骤：

a、将红土镍矿矿石进行破碎、洗矿、螺旋分级，以得到矿石粗粒部分和细泥部分；

b、利用硫酸对步骤a得到的矿石粗粒部分进行堆浸，采用循环喷淋的堆浸方式得到堆浸贵液，循环次数足以使镍、钴浸出率均不低于85％；

c、步骤a得到的细泥部分经过再磨矿后和步骤b得到的堆浸贵液混合，加入硫酸和硫酸钠，置于高压釜内，在高压下保持一定温度进行浸出，使镍和钴中的至少一种大量溶解到高压浸出溶液中；

d、通过常规方法对步骤c得到的含镍钴浸出溶液进行镍钴的回收。

2.根据权利要求1中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：步骤b堆浸过程中，喷淋酸度为10～28％，喷淋强度40～60L/m²·h。

3.根据权利要求1或2中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：步骤c中使用的硫酸浓度为98.3％，其使用量与矿石比为300～500kg/t矿，使用硫酸钠与矿石的重量比为1％～10％，浸出矿浆浓度控制在20％～40％范围内，浸出时的氧分压控制在0.4～0.8MPa，浸出过程中搅拌强度控制在450～600rpm，浸出时间为30min～2h，浸出温度为200～270℃。

4.根据权利要求3中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：步骤c中使用酸量与矿石比为300kg/t矿，使用硫酸钠量与矿石的重量比为5％，浸出矿浆浓度为22.22％，浸出氧分压为0.6MPa，搅拌强度为600rpm，浸出时间为1h，浸出温度为260℃。

5.根据权利要求3中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：步骤c中经过再磨矿后的细泥部分、堆浸贵液、硫酸和硫酸钠的混合矿浆泵至一级预热器，与低压闪蒸蒸汽直接混合后，进行预热；一级预热后矿浆泵至二级矿浆预热器，利用中压闪蒸蒸汽直接进行加热；二级预热后矿浆泵至三级矿浆预热器，经高压闪蒸蒸汽加热后送入高压釜内。

6.根据权利要求5中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：高压浸出后的矿浆经过三级闪蒸，矿浆温度降至103℃以下，直接进入后续中和回收镍、钴工序，闪蒸热蒸汽用于高压浸出前段矿浆预热工序。

7.根据权利要求6中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：高压浸出过程可分两个阶段进行，第一阶段由细泥部分矿石与硫酸混合进行，第二阶段再添加细泥部分与堆浸贵液进行浸出。

8.根据权利要求7中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：矿石最大粒度控制在φ20mm～φ30mm范围内，洗矿液固比控制在1.5～3∶1，洗矿时间控制在1h～3h，螺旋分级时，粗粒部分和细泥部分分级粒级控制在φ0.15mm～0.3mm范围内。

9.根据权利要求8中所述的堆浸与高压浸出红土镍矿时降低酸耗的方法，其特征在于：矿石最大粒度控制在φ20mm，洗矿液固比为2∶1，洗矿时间控制在1h，螺旋分级时，粗粒部分和细泥部分分级粒级控制在φ0.22mm。

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