CN106232842A - 镍氧化矿石的湿式冶炼方法 - Google Patents

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Abstract

本发明的目的在于，提供一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，在使用高压酸浸出法回收镍及钴的镍氧化矿石的湿式冶炼中，可以谋求制造设备的简化和耐久性的提高，且谋求贮留废弃物的尾矿坝的容量压缩引起的成本降低及环境风险的抑制，并且进行资源化而有效利用。镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，回收镍及钴，含有(A)工序，或在经历(A)工序后，含有(B‑1)工序、(B‑2)工序中任一项或两个工序。

Description

镍氧化矿石的湿式冶炼方法
技术领域
本发明涉及镍氧化矿石的湿式冶炼方法，可以达成如下课题，并且可以分离回收可以进行资源化而有效利用的杂质成分，课题如下：在使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法从镍氧化矿石回收镍及钴的湿式冶炼中，通过抑制输送由矿石处理工序产出的矿石浆料时的输送配管、泵等设备由于矿石浆料引起的磨损、及提高耐久性，降低由最终中和工序产出的最终中和残渣量，可以进行贮留废弃的浸出残渣及中和沉淀物等的尾矿坝的容量的压缩，抑制成本及环境风险。
背景技术
近年来，在煤、铁、铜、镍、钴、铬、锰等矿物资源中，由于采掘权的垄断化越发严重，金属冶炼中的原料成本大幅上升。因此，在金属冶炼中，作为用于降低成本的对策，也进行了用于使用以往由于成本方面不利而未成为对象的低品位原料的技术的开发。
例如，镍冶炼中，也曾开发有在高温高压下耐腐蚀性优异的材料，基于将镍氧化矿石利用硫酸在加压下进行酸浸出的高压酸浸出(High Pressure Acid Leach)法的湿式冶炼方法备受关注。
该高压酸浸出法与现有的通常的镍氧化矿石的冶炼方法即干式冶炼法不同，不具有还原工序、干燥工序等干式工序，因此，有利于能源成本，且认为今后作为低品位镍氧化矿石的冶炼方法也是有力的技术。
因此，为了提高作为冶炼工艺的完成度，以高温加压下的浸出工序为中心，关于镍及钴的浸出率的提高、浸出液的净液、操作材料使用量的降低等完成了各种方案。
但是，作为利用高温加压下的浸出的工艺，例如从含有镍、钴、锰等有价金属的氧化矿石回收这些金属时，提出了包含下述工序(a)～(c)、从氧化矿石回收有价金属的方法(例如，参照专利文献1)。
工序(a)：将预先浆料化的氧化矿石，利用工序(b)中得到的加压酸浸出液，在硫酸酸性下进行常压浸出，得到常压浸出液和常压浸出残留物。
工序(b)：使工序(a)中得到的常压浸出残留物在高温高压下的氧化性气氛下与硫酸反应，得到加压酸浸出液。
工序(c)：向工序(a)中得到的常压浸出液添加中和剂进行中和，然后添加硫化碱化合物，并将浸出液中的镍及钴作为硫化物进行回收。
在采用上述工序的方法中，通过进行对矿石浆料进行常压浸出(工序(a))，接着对常压浸出残渣进行加压酸浸出(工序(b))的两个阶段浸出，提高来自矿石的镍浸出率，同时将加压酸浸出的浸出液中所含的过量的酸利用常压浸出残渣中所含有的碱成分进行中和，来降低中和工序(工序(c))的负荷。
但是，由于进行两个阶段浸出，因此，存在如下问题点，即，设备数量增加，成本和工时增加、及清洗浸出残渣时产生的大量稀薄液体的处理需要成本。
因此，为了解决这些问题点，作为利用高温加压下的浸出的其它工艺，提出了含有包含下述(1)～(4)的工序的方法(例如，参照专利文献2。)。
(1)浸出工序：将镍氧化矿石进行浆料化并添加硫酸，在220～280℃的温度下进行搅拌处理，形成浸出浆料。
(2)固液分离工序：将之前的浸出工序中得到的浸出浆料，使用多级的浓缩机进行清洗，分离成含有镍及钴的浸出液和浸出残渣。
(3)中和工序：一边抑制固液分离工序中得到的浸出液的氧化，一边使用碳酸钙进行调整，使pH成为4以下，生成含有3价铁的中和沉淀物，并分离成中和沉淀物浆料和镍回收用母液。
(4)硫化工序：向中和工序中得到的镍回收用母液中吹入硫化氢气体，生成含有镍及钴的硫化物，并与贫液分离。
在此，使用附图对基于专利文献2所公开的技术的实用设备的概要进行说明。
图2是基于专利文献2所公开的镍氧化矿石的湿式冶炼方法的实用设备的一例的冶炼工序图。
图2中，镍氧化矿石8最初在(1)矿石处理工序中形成与水的混合液，接着，进行从该混合液的异物除去及矿石粒度调整，形成矿石浆料9。
接着，得到的矿石浆料9在(2)浸出工序中，付诸于使用了硫酸的高温加压浸出，形成浸出浆料10。
该得到的浸出浆料10付诸于(3)固液分离工序，进行多级清洗后，分离成含有镍及钴的浸出液11和浸出残渣浆料12。
该分离的浸出液11付诸于(4)中和工序，分离成含有3价铁氢氧化物的中和沉淀物浆料13和镍回收用的母液(1)14。
分离的一方的母液(1)14付诸于添加硫化剂的(5)锌除去工序，分离成含有硫化锌的硫化锌沉淀物15和镍回收用的母液(2)16。
另一方的母液(2)16付诸于(6)硫化工序，分离成含有镍及钴的混合硫化物17和除去了镍等的贫液18。予以说明，贫液18用作(3)固液分离工序中的浸出残渣的清洗水。
最后，浸出残渣浆料12与剩余的贫液18一起付诸于(7)最终中和工序，进行中和处理，最终中和残渣19贮留于尾矿坝20中。
作为该专利文献2所公开的方法的特征，可举出：在固液分离工序中将浸出浆料以多级清洗，由此，可减少中和工序中的中和剂消耗量和沉淀物量；且由于可以提高浸出残渣的真密度，因此，可以改善固液分离特性；进一步仅通过高温加压浸出进行浸出工序，由此，简化工艺等，认为相对于专利文献1所提出的方法具有优点。
而且，如果使用贫液作为固液分离工序中使用的清洗液，则认为利用残留的硫酸可以使附着于浸出残渣的镍浸出回收，可以进行有效果且有效率的水的重复使用。
另外，如果将中和沉淀物浆料送至固液分离工序，则可以降低镍的损耗，因此，认为更有利。
但是，采用该方法的实用设备中，存在以下课题。
第一，可举出设备磨损的抑制。
镍氧化矿石作为浆料在各工序间输送，但由于输送的浆料显著促进设备材料的磨损，特别是浸出工序中的配管、泵等设备中，维修频率高，成为维护成本的上升和设备运转率的降低较大的原因。
第二，可举出最终中和残渣量的降低。
固液分离工序中得到的浸出残渣与由硫化工序产出的剩余的贫液合并，通过向该混合物中添加石灰石浆料或熟石灰浆料的中和处理使其无害化。
由该最终的中和处理工序(以下，有时称为最终中和工序。)产出的最终中和残渣在尾矿坝中贮留，但该最终中和残渣中，除了含有浸出残渣中的赤铁矿、铬铁矿等杂质成分以外，还含有通过中和处理形成的石膏，因此，不能资源化，存在用于建设及维持管理尾矿坝的较大的成本负担。
因此，在使用了基于现有的高压酸浸出法的湿式冶炼方法的实用设备中，要求上述课题的解决对策。
另外，为了有效且经济地解决上述课题，有效地分离回收矿石或浸出残渣所含的杂质成分是有效的方法，且还要求将这些杂质成分进行资源化而有效利用。
因此，本申请人在专利文献3中提出了一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，该方法含有：在基于高压酸浸出法的湿式冶炼工序中，从矿石浆料物理分离、回收含有选自二氧化硅矿物、铬铁矿或硅苦土矿(ケイ苦土鉱)的至少1种的粒子的工序；物理分离、回收浸出残渣浆料中的赤铁矿粒子的工序，但矿石或浸出残渣所含的杂质成分的有效的分离回收中还需要进一步改善。
现有技术文献
专利文献
专利文献1：日本特开平6-116660号公报
专利文献2：日本特开2005-350766号公报
专利文献3：日本特开2010-95788号公报
发明内容
发明所要解决的课题
鉴于这种状况，本发明鉴于现有技术的问题点，其目的在于，提供一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，可以达成如下课题，并且可以分离回收可以进行资源化而有效利用的铬铁矿、赤铁矿等杂质成分，课题如下：在使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法回收镍及钴的镍氧化矿石的湿式冶炼中，通过抑制输送由矿石处理工序产出的矿石浆料时的输送配管、泵等设备由于矿石浆料引起的磨损、及提高耐久性，矿石浆料的固体率上升，将该矿石处理工序的设备简化，且降低由最终中和工序产出的最终中和残渣量，通过贮留废弃的浸出残渣、中和沉淀物等的尾矿坝的容量的压缩，抑制成本及环境风险。
用于解决课题的方案
本发明人等为了达成所述目的，在通过高压酸浸出法从镍氧化矿石回收镍及钴的湿式冶炼方法中，对所述课题的解决对策重复进行了深入研究，结果发现，实施将由矿石处理工序产出的矿石浆料中的含有铬铁矿的粒子通过特定的方法进行分离回收的(A)工序；在(A)工序后的浸出工序、固液分离工序后，实施选自通过不制作石膏的特定方法进行中和并回收的(B)工序中的至少一个工序，而作为所述课题的解决对策是有效的，进而完成了本发明。
即，根据本发明的第一发明，为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序。
记
(A)工序：将由所述矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺分离后，进行分级处理，回收高浓度铬铁矿浓缩物的工序。
即，根据本发明的第二发明，为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序，且在经历所述(A)工序后，含有(B-1)工序、(B-2)工序的任一项。
记
(A)工序：将由所述矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺进行分离后，进行分级处理，回收高浓度铬铁矿浓缩物的工序。
(B-1)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成了浸出液，对该浸出液进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Ca系或Mg系中和剂的至少一种以上进行中和。
(B-2)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成了浸出残渣浆料，对该浸出残渣浆料进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Mg系中和剂进行中和处理，从所述浸出残渣浆料回收赤铁矿粒子。
本发明的第三发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，从镍氧化矿石回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序、(B-1)工序、及(B-2)工序。
记
(A)工序：将由所述矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺进行分离后，进行分级处理，回收高浓度铬铁矿浓缩物的工序。
(B-1)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成了浸出液，对该浸出液进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Ca系或Mg系中和剂的至少一种以上进行中和。
(B-2)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成了浸出残渣浆料，对该浸出残渣浆料进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Mg系中和剂进行中和处理，从所述浸出残渣浆料回收赤铁矿粒子。
本发明的第四发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第三发明的(A)工序的回收工艺对所述矿石浆料进行采用旋风分离器的分级处理，形成减少了微细的铁氢氧化物粒子的贫铁粒子矿石浆料后，将所述贫铁粒子矿石浆料所含的铬铁矿粒子使用比重分离法作为铬铁矿浓缩物从所述矿石浆料进行回收。
本发明的第五发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第四发明的(A)工序的回收工艺不稀释矿石浆料的浆料浓度，进行采用旋风分离器的分级处理。
本发明的第六发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第五发明的(A)工序的回收工艺中，采用旋风分离器的分级处理中铬铁矿向底流的提取对除不可避免的损失以外的全量进行。
本发明的第七发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第六发明的比重分离法含有使用密度分离器的工序。
本发明的第八发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第六发明的比重分离法含有使用螺旋选矿机的工序。
本发明的第九发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第六发明的比重分离法含有使用密度分离器的工序及使用螺旋选矿机的工序。
本发明的第十发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第七及第九发明中使用密度分离器的工序将浓缩浆料利用密度分离器处理两次以上。
本发明的第十一发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第八及第九发明中使用螺旋选矿机的工序将浓缩浆料利用螺旋选矿机处理两次以上。
本发明的第十二发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第八、第九及第十一发明中向螺旋选矿机供给的浆料的矿浆含量为15～35重量％Solid，优选为20～30重量％Solid。
本发明的第十三发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第七、第九及第十发明中向密度分离器供给的Teeter Water量为0.5～7.0[m3·h-1/m2]。
本发明的第十四发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第十三发明中对通过比重分离法分离的铬铁矿浓缩物实施作为物理分离处理的磁力分离法，将所述铬铁矿浓缩物中的磁铁矿作为磁性物进行除去，将非磁性物作为高浓度铬铁矿浓缩物进行回收。
本发明的第十五发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第二或第三发明的(B-2)工序使中和处理后的pH为4～7，在所述中和处理后，利用Mg系中和剂以外的碱进行最终中和。
本发明的第十六发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第二或第三发明的(B-2)工序对所述浸出残渣浆料或含有所述浸出残渣浆料的中和残渣浆料实施采用旋风分离器的分级处理，将通过所述分级处理而得到的分级了的细粒部作为赤铁矿的浓缩物进行回收。
本发明的第十七发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第十六发明的矿石处理工序为进行所挖掘的原料矿石的异物除去及矿石粒度调整，形成矿石浆料的工序，浸出工序为向矿石浆料中添加硫酸，在高温高压下进行搅拌处理，形成包含浸出残渣和浸出液的浸出浆料的工序，固液分离工序为对浸出浆料进行多级清洗，得到含有镍及钴的浸出液和浸出残渣浆料的工序，中和工序为向浸出液中添加碱，形成含有3价铁的中和沉淀物浆料和镍回收用的母液的工序，锌除去工序为对母液吹入硫化氢气体，形成硫化锌沉淀物浆料和镍及钴回收用的母液的工序，硫化工序为对镍及钴回收用的母液吹入硫化氢，生成含有镍及钴的混合硫化物和贫液的工序，及最终中和工序为向浸出残渣浆料中添加剩余的贫液，将pH调整为8～9左右，得到最终中和残渣的工序。
本发明的第十八发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第十七发明的矿石处理工序的矿石粒度调整为以2mm以下的粒度采用筛分处理的粒度调整。
本发明的第十九发明为一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，第一～第十八发明的浓缩了的铬铁矿的Cr2O3品位为41重量％以上。
发明效果
本发明的镍氧化矿石的湿式冶炼方法通过含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，从镍氧化矿石回收镍及钴，其中，由于通过采用(A)工序和(B)工序可以解决以下所示的现有课题，因此，实现工业上显著的效果。
本发明中的(A)工序的采用通过分离回收由矿石处理工序产出的矿石浆料中的含有铬铁矿的粒子，可以极大地抑制矿石浆料的输送时的配管、泵等设备的磨损。
另外，由于在湿式冶炼前分离铬铁矿，因此，可期待浸出残渣量的减少，也可以降低最终中和残渣量。进而，如果将已分离的铬铁矿浓缩，则也可以作为资源而有效利用。
本发明中的(B)工序的采用由于分离回收由固液分离工序产出的浸出残渣中的赤铁矿，因此，可以谋求由最终中和工序产出的最终中和残渣量的降低，可以抑制贮留废弃的浸出残渣、中和沉淀物等的尾矿坝的容量压缩引起的成本及环境风险，并且也可以将已分离回收的赤铁矿作为铁资源而有效利用。
附图说明
图1是表示采用本发明的镍氧化矿石的湿式冶炼方法的实施方式的一个例子的冶炼工序图；
图2是表示基于现有的镍氧化矿石的湿式冶炼方法(专利文献2)的实用设备的一个例子的冶炼工序图；
图3是本发明实施例1的实施流程图；
图4是本发明实施例2的实施流程图；
图5是本发明比较例1的实施流程图；
图6是本发明比较例4的实施流程图。
具体实施方式
本发明的镍氧化矿石的湿式冶炼方法的特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，从镍氧化矿石回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序或经历(A)工序后，含有(B-1)工序、(B-2)工序中的任一项或双方。
[工序]
■(A)工序
将经历矿石处理工序后产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺进行分离后，进行分级处理，回收高浓度的铬铁矿浓缩物的工序。
■(B)工序
(B-1)工序
将经历(A)工序而使Cr品位降低了的矿石浆料通过浸出工序、固液分离工序进行处理，用Mg(OH)2、MgO等Mg系中和剂、CaCO3、Ca(OH)2等Ca系中和剂进行固液分离工序后的浸出液的中和。
(B-2)工序
将经历(A)工序而使Cr品位降低了的矿石浆料通过浸出工序、固液分离工序进行处理，用Mg(OH)2、MgO等Mg系中和剂进行固液分离工序后的浸出残渣浆料的中和，回收赤铁矿粒子。
在本发明的制造方法中，为了解决课题，重要的是作为必须工序含有上述(A)工序。
(A)工序的采用通过分离回收由前工序的矿石处理工序产出的矿石浆料中的含有铬铁矿的粒子，赋予抑制矿石浆料的输送时的配管、泵等设备的磨损的效果。
即，通过将镍氧化矿石中通常所含有的硬度极高的铬铁矿进行分离，抑制磨损。另外，通过在湿式冶炼前从矿石浆料预先去除铬铁矿，可期待浸出残渣量的降低，其结果，也可以减少最终中和残渣量。
进而，如果可以将分离回收的铬铁矿充分浓缩，则也可以作为资源而有效利用。
另一方面，(B-1)工序及(B-2)工序的(B)工序的采用由于分离回收由固液分离工序产出的浸出残渣中的赤铁矿，因此，可以降低由最终中和工序产出的最终中和残渣量，且可以抑制贮留废弃的浸出残渣、中和沉淀物等的尾矿坝的容量的压缩引起的成本及环境风险。同时，也可以将分离回收的赤铁矿作为铁资源而有效利用。
即，镍氧化矿石中的铁由于在浸出工序中被高温水解，因此，在最终中和残渣中以赤铁矿的形态而含有。但是，在最终中和残渣中，除含有浸出残渣中的铬铁矿以外，还含有通过使用了含有Ca的中和剂的中和处理而形成的石膏，因此，其铁品位低至30～40重量％左右(台)，难以作为制铁原料等而原样地有效利用。
原因是，最终中和残渣所含的硫(石膏；硫酸钙)、铬(铬铁矿)等是影响到向生铁中的微量成分的分配、钢铁制品的品质等的成分，要求抑制这些杂质元素的含有。
与此相对，在本发明的(B-2)工序中，由于仅用Mg系中和剂进行中和，因此，会生成溶解度大的MgSO4，抑制将硫固定到固体，可以分离回收硫品位低的赤铁矿。
接着，利用图1对本发明的镍氧化矿石的湿式冶炼方法的概要进行说明。
图1是表示采用本发明的镍氧化矿石的湿式冶炼方法的实施方式的一个例子的冶炼工序图。
如图1所示，首先，镍氧化矿石8在[1]矿石处理工序中形成与水的混合液，接着，进行自该混合液的异物除去及矿石粒度调整，形成矿石浆料9。
然后，该矿石浆料9付诸于新设的(A)工序，分离回收铬铁矿23。一方的高压釜供给浆料22提供给[2]浸出工序中。
在此，高压釜供给浆料22通过使用高压釜等而用硫酸浸出镍、钴等有价值的成分，成为浸出浆料10。
所形成的浸出浆料10提供给使用了多级浓缩机等的[3]固液分离工序，分离成含有镍及钴的浸出液11和浸出残渣浆料12。
分离的浸出液11提供给(B-1)工序，分离成以三价铁氢氧化物为主要成分的(B-1)工序残渣26和含有镍的母液(1)14。
分离的一方的母液(1)14付诸于添加硫化剂的[5]锌除去工序，分离成含有硫化锌的硫化锌沉淀物15和镍回收用的母液(2)16。
接着，另一方的母液(2)16付诸于添加硫化剂的[6]硫化工序，分离成含有镍及钴的混合硫化物17和贫液18。
予以说明，贫液18除作为[3]固液分离工序的浸出残渣的清洗水而使用以外，贫液18有时也提供给最终中和工序。
一方的浸出残渣浆料12的一部分与剩余的贫液18一同提供给(B-2)工序，进行中和处理，分离回收赤铁矿28。
此时，(B-2)工序后处理液27和未提供给(B-2)工序的浸出残渣浆料12提供给[7]最终中和工序，中和到pH8～9左右。
得到的最终中和残渣19贮留在尾矿坝20中。
下面，进一步对各工序进行详细说明。
[1]矿石处理工序及(A)工序
矿石处理工序是进行异物除去及矿石粒度调整，形成矿石浆料的工序。
在该工序中，用湿式筛等将镍氧化矿石筛分，将浸出工序中不能浸出的异物、难以用泵流送的粒度的矿石等分离。
通常，筛分粒度为2mm左右，其以上粒度的矿石被区分出。
由通过了筛分处理的矿石形成浆料，接着，使其沉降进行浓缩，制备调整了浆料中的固体浓度(以下，称为浆料浓度)的高压釜供给浆料。予以说明，作为浆料浓度，通常可以调整到30～45重量％左右。
成为用本发明的湿式冶炼法进行处理的原料的镍氧化矿石主要是褐铁矿及腐泥土矿等所谓的红土矿。
该红土矿的镍含量通常为0.8～2.5重量％，镍作为氢氧化物、或含水硅苦土(硅酸镁)矿物而含有。
另外，铁的含量为10～50重量％，主要为三价氢氧化物(针铁矿)的形态，但一部分二价铁含在含水硅苦土矿物等中。硅酸成分含在石英、方英石(无定形二氧化硅)等二氧化硅矿物及含水硅苦土矿物中。
进而，铬成分的大部分作为含有铁或镁的铬铁矿矿物而含有1～5重量％。另外，氧化镁成分除含在含水硅苦土矿物中以外，还含在未风化且硬度高的几乎不含有镍的硅苦土矿物中。
如上所述，在红土矿中，二氧化硅矿物、铬铁矿矿物及硅苦土矿物为几乎不含有镍的所谓的脉石成分。
即，在由该矿石处理工序产出的矿石浆料中，通常含有会给浸出工序的配管、泵等设备的磨损带来大的影响的铬铁矿。
因此，期望事先在矿石处理工序中从由矿石处理工序制备的矿石浆料分离回收铬铁矿。
在此，对构成矿石浆料的矿石粒子中的各成分的分布状态进行说明。
在镍氧化矿石的EPMA观察中，对于铬含量高的部分而言，作为与铁含量高的部分独立的单独相而存在的比率高，且大多是为20～1000μm的粒径的部分。
这表示的是含有铬的矿物大多含在约20μm以上的粒子中，另一方面，含有镍及铁的矿物大多含在约20μm以下的粒子中。
因此，为了高效地从矿石浆料分离回收铬铁矿，关键的是将除去粗大粒子以后的矿石浆料化，以成为适当的粒度的方式将该矿石浆料中的镍氧化矿石粉碎，设定适当的分级粒度。
予以说明，作为此时的粉碎粒度，考虑形成矿石浆料时的本来目的而决定，但优选为约2mm以下。
表1表示的是破碎成约2mm以下的粒度而得到的矿石浆料的矿石粒度分布和各粒度区分中的各成分的品位的一个例子。
由表1可知，在75μm以上的粗粒部，铬、硅、镁等被浓缩。另一方面，可知在75μm以下的细粒部，铁被浓缩。
[表1]
接着，(A)工序是分离回收由矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿的工序。也可以分离除去作为该工序中间物的二氧化硅矿物、或硅苦土矿等矿物粒子。
予以说明，(A)工序也可以含有在矿石处理工序内而实施，或接着矿石处理工序而实施。
作为(A)工序的方法，没有特别限定，可应用使用了从矿石浆料分离铬铁矿的各种物理分离手段的方法，其中，从构成矿石浆料的矿石粒子中各成分的分布状态的分析来看，在分离回收了铬铁矿以后，为了将铬铁矿浓缩到资源化容易的、例如41～50重量％Cr2O3，必须采用含有比重分离法的湿式物理分离法、以及分级回收浓缩有铬铁矿的粒径范围的矿石。
即，如表1所示，在可通过分级浓缩的品位中有限度，不仅需要分级，而且还需要利用了比重差的分离。
作为该分级的分级粒度，只要可以高效地分离细粒部的含有镍的针铁矿即可，优选从优选20～150μm、更优选45～75μm的范围内选择。
即，在工业上可实施的分级点的下限大致为20μm，且在该分级粒度低于20μm时，向粗粒部的铬铁矿的浓缩就会不充分，并且浸出工序所使用的矿石浆料中的镍会损失。另一方面，当分级粒度超过150μm时，就会在细粒部导致二氧化硅矿物、铬铁矿及硅苦土矿的除去不充分。
另外，该分级的方法没有特别限定，但优选选择高性能且可大量处理的旋风分离器分级。
通常已知的是铬铁矿的比重比针铁矿等氢氧化铁的比重大，粗大且比重大的铬铁矿和微细且比重小的针铁矿可通过旋风分离器而高效地分离。
该旋风分离器的运转压力当考虑分离性能和处理速度时，优选为0.1～0.3MPa。
旋风分离器的形状优选以底流的矿浆含量成为50重量％以上的方式调整形状。
另外，关于提供给旋风分离器的矿石浆料的矿浆含量，没有特别限定，但优选为10～30重量％，更优选为15～20重量％。
作为旋风分离器的分离，也可为10重量％以下，但大量需要水，且对后工序的沉降浓缩也不利。另外，当超过30重量％时，浆料的粘度就会上升，有时难以进行分离。
即，如果将矿石处理工序后的矿浆含量设定为上述范围的10～30重量％，则不需要进一步重新供给水，也不需要用于稀释的罐，故优选。
如上所述，通过优化矿浆含量、旋风分离器运转压力、旋风分离器形状，可以几乎消除向溢流的铬铁矿的分配，从铬铁矿回收的观点来看，是优选的。
通过上述使用了旋风分离器的分级，极力分离除去含有镍的针铁矿，然后通过比重分离装置，将铬铁矿进一步浓缩。
使用的比重分离装置没有特别限定，但优选选择摇床、密度分离器、螺旋选矿机中的至少1种，更优选选择适合大量处理的密度分离器、螺旋选矿机中的至少1种。
在使用螺旋选矿机的情况下，向该螺旋选矿机供给的浆料的矿浆含量优选超过15重量％且低于35重量％，更优选超过20重量％且低于30重量％。
当为15重量％以下时，有时分离性能会变差，当为35重量％以上时，在用螺旋选矿机进行分离中，粒子的流动就会在铬铁矿浓缩侧(内侧)进行滞留而发生积聚，有时不能充分进行分离。
另外，在使用螺旋选矿机的情况下，通过将浓缩至15重量％以上且40重量％以下的铬铁矿(外侧)螺旋处理数次，铬铁矿回收率变高。
另外，在使用密度分离器的情况下，优选将Teeter Water量设为0.5～7.0[m3·h-1/m2]。
在此，Teeter Water是指在密度分离器内用于使上述矿石粒子浮起的水。使所述矿石粒子浮起形成流动层，并将重的粒子集中在下层。Teeter Water有时也称为Fluidization Water。
该Teeter Water量低于0.5时，干扰落下的效果变小，不能高效地进行比重分离。
另一方面，当大于7.0时，连铬铁矿粒子也会上升，有时损失到溢流侧。在该情况下，向浸出工序供给的浆料中的铬铁矿增多，不仅铬铁矿的回收，从赤铁矿中Cr品位降低的观点来看也不利。
另外，通过利用密度分离器将浆料处理数次，Cr2O3品位上升。
另外，仅进行该比重分离，就可以以铬铁矿的Cr2O3品位计，实现直到41～50重量％以上的浓缩，但为了浓缩成更高浓度，优选分离除去微量含有的磁铁矿。
由于除去的磁铁矿的比重极其接近铬铁矿的比重，因此利用磁力分离。
在该磁力分离时，其磁场强度没有特别限定，根据带的速度、带的厚度、以及根据装置而不同，但优选为200[Oe]～2000[Oe]的范围。
当磁场强度低于200[Oe]时，磁场会过弱，有时磁铁矿的分离除去不充分。另一方面，当超过2000[Oe]时，虽然磁铁矿的除去没有问题，但有时连铬铁矿也会带磁，不能良好地进行磁力分离。
特别优选的是，可以使用低磁场磁力选矿机。
另外，在比重分离或磁力选矿后，进行通过这些处理得到的铬铁矿的分级处理。
例如，将通过低磁场磁力选矿得到的Non-Mag浆料，利用具备53μm和300μm网眼的分级装置进行分级处理，由此，可以使通过该分级处理得到的Cr2O3品位上升。
[2]浸出工序
浸出工序是向经历矿石处理工序及(A)工序而得到的矿石浆料中添加硫酸，在220～280℃的温度下进行搅拌处理，形成包含浸出残渣和浸出液的浸出浆料的工序。在该工序中，作为主要设备，使用预热器、高压釜及闪蒸罐。
在该浸出工序中，通过由下述的反应式(1)～(3)表示的浸出反应和由反应式(4)～(5)表示的高温热水解反应，进行镍、钴等作为硫酸盐的浸出、和已浸出的硫酸铁的作为赤铁矿的固定化。
但是，由于铁离子的固定化未完全进行，因此在所得到的浸出浆料的液体部分，除含有镍、钴等以外，通常还含有二价和三价铁离子。
[化1]
[浸出反应]
(式中M表示Ni、Co、Fe、Zn、Cu、Mg、Cr、Mn等。)
[化2]
[高温热水解反应]
浸出工序中的反应温度为220～280℃，优选为240～270℃。
即，通过在该温度范围内进行反应，铁作为赤铁矿而被固定。
在反应温度低于220℃时，由于因高温热水解反应的速度慢会在反应溶液中溶解残留有铁，因此用于除去铁的净液负荷增加，与镍的分离非常困难。另一方面，当温度超过280℃时，虽然高温热水解反应自身得以促进，但是高温加压浸出所使用的容器的材质的选定很难，不仅如此，温度上升所需要的蒸汽成本也上升，因此不合适。
浸出工序所使用的硫酸使用量没有特别限定，比矿石中的铁被浸出，且变化成赤铁矿所需要的化学当量稍微过量，例如，每1吨矿石，使用300～400kg。特别是，当每1吨矿石的硫酸添加量超过400kg时，硫酸成本及后工序中的中和剂成本就会增加，不优选。另外，作为从浸出工序生成物角度审视的硫酸使用量，浸出结束时的游离硫酸的浓度以25～50g/L为目标，优选采用成为35～45g/L那样的硫酸使用量。
通过满足以上条件，可提高浸出残渣的真密度，且可稳定地产出高密度的浸出残渣，可使浆料的固液分离性提高，因此可以进行作为下道工序的固液分离工序的设备的简化。
即，在其浓度低于25g/L时，在使含有浸出残渣的浆料沉降之际，固体成分的沉降浓缩不完全，在上清液中残存浮游固体成分。这是由于，高温热水解的反应速度慢，氢氧化铁的脱水未充分进展，就形成真密度低的赤铁矿。
另一方面，当其浓度超过50g/L时，需要提高浸出设备的耐久性，另外，酸的中和所需要的中和剂的使用量显著增加，因此在成本上不利。
[3]固液分离工序
固液分离工序是将由前工序的浸出工序形成的浸出浆料进行多级清洗，得到含有镍及钴的浸出液和浸出残渣的工序。由此，将附着于浸出残渣而废弃的镍等回收到浸出液中。
[4]中和工序[(B-1)工序及(B-2)工序]
(4-1)中和工序1[浸出液的处理]
■(B-1)工序
该(B-1)工序是中和由前工序的固液分离工序分离出的浸出液11的工序，且是边抑制由浸出工序得到的浸出液11的氧化，边以pH达到4以下、优选达到3.2～3.8的范围的方式添加中和剂(pH调整剂)，形成含有三价铁的中和沉淀物浆料的(B-1)工序残渣26和镍回收用的母液(1)14的工序。
通过利用该工序，进行浸出工序所使用的过剩的酸的中和，并且进行残留于浸出液中的三价铁离子的除去。
在进行中和时，当pH超过4时，镍的氢氧化物的产生就会增多。
因此，中和剂中，优选使用不含Ca的Mg(OH)2等Mg系碱、溶解于浸出液而呈现碱性的MgO等Mg系中和剂。
当使用CaCO3等含有Ca的物质作为中和剂时，会生成石膏。本工序中产生的中和沉淀物浆料的(B-1)工序残渣26由于使其一部分返回、重复到固液分离工序，因此，担心产生向浸出残渣浆料中的石膏的混入，但由于为少量，因此，不会对赤铁矿品位造成较大的影响。在此，也可以使用Ca系中和剂。
[5]锌除去工序
该锌除去工序是在将镍及钴作为硫化物而分离的工序之前，向由前工序得到的母液中吹入硫化氢气体，生成含有锌的硫化物，形成硫化锌沉淀物浆料、和镍及钴回收用的母液的工序。
这是通过在硫化反应时通过创造弱的条件来抑制硫化反应的速度，抑制浓度比锌高的共存的镍的共沉淀，而选择性地除去锌的工序。
该所得到的硫化锌沉淀物浆料可与由中和工序得到的中和沉淀物浆料同样地，送到最终中和工序(7)进行处理。
[6]硫化工序
该硫化工序是向脱锌工序中得到的镍及钴回收用的母液(2)中吹入硫化氢，生成含有镍及钴的混合硫化物(硫化锌沉淀物)17和贫液18的工序。
在此，所得到的贫液18由于pH为1～3左右，且除含有未硫化地含有的铁、镁、锰等杂质以外，还略含有作为回收损失的镍及钴，因此作为固液分离工序的浸出残渣的清洗水、及由中和工序产出的中和残渣的清洗水而使用。
(4-2)中和工序2[浸出残渣浆料的处理]
■(B-2)工序
该(B-2)工序是用Mg(OH)2等Mg系碱、MgO等Mg系中和剂中和由固液分离工序产出的浸出残渣(浸出残渣浆料：由图1的符号12表示)的一部分，回收赤铁矿粒子的工序。
作为(B-2)工序的方法，没有特别限定，但中和剂不使用Ca系碱。例如，在使用CaCO3作为中和剂的情况下，就会与附着硫酸发生反应，生成石膏。由于该石膏的溶解度小，因此作为固体而析出，导致残渣中的硫品位上升。另一方面，MgSO4由于溶解度大，因此难以作为固体而析出，在硫的降低上有效。
因此，作为中和剂，优选为Mg系碱即Mg(OH)2，但如果是MgO那样的Mg系中和剂则也可以。
在此，对构成浸出残渣浆料12的矿石粒子的各成分的分布状态的分析进行说明。
首先，表2中表示的是，在浸出通过粉碎成约2mm以下的粒度而得到的矿石浆料时所得到的浸出残渣的矿石粒度分布和各粒度区分中的各成分的品位的一个例子。
[表2]
由表2可知，在75μm以下的细粒部，铁被浓缩，在该部分，硅被分离。此外，浸出残渣的分析是对将浸出残渣浆料进行水清洗而除去了附着硫酸的浸出残渣进行的。
由以上结果可知，高含量地含有铁的粒子可利用比高含量地含有铬、硅等的粒子更细的事实，通过分级法等分选手段，与高含量地含有铬、硅等的粗粒部分离而排出到系统外，将赤铁矿作为资源而回收。
作为分级法，优选采用可进行大量处理的旋风分离器等的处理。
[7]最终中和工序
该最终中和工序是添加由(B-2)工序得到的(B-2)工序后处理液27、固液分离工序后的浸出残渣浆料12中的未在(B-2)工序中进行处理的浆料、和(B-1)工序残渣26，或根据需要，在其中添加将由锌除去工序得到的硫化锌沉淀物15浆料化所得的浆料，然后进一步添加石灰石浆料和熟石灰浆料，将其pH调整到8～9左右，使液体中的金属离子作为中和沉淀物而沉淀，得到最终中和残渣19的工序。此外，所得到的最终中和残渣19由尾矿坝20进行贮留。
实施例
下面，利用实施例进一步对本发明进行说明，但本发明不因这些实施例而受任何限定。
在实施例中，金属的分析使用X射线荧光分析法或ICP发光分析法进行分析。
实施例1
图1的本发明的制造流程中，将对矿石浆料9的(A)工序沿着图3所示的实施流程图，进行采用水力旋风分离器的分级处理，分离针铁矿后，按照密度分离器和螺旋选矿机的顺序组合，将比重分离进行1次处理。
作为(A)工序中使用的分级装置，使用水力旋风分离器(Ataka大机株式会社制，MD-9型)，进行表3所示组成的矿石浆料的分级。
实施例1中，在浆料浓度为15重量％、将浆料的温度设为常温，且将运转压力设为0.2MPa的条件下，进行分级。
将矿石浆料组成、和水力旋风分离器的底流(水力旋风分离器U/F)组成一并记述在表3中。予以说明，下面的表的单位设为重量％。
[表3]
单位:重量％
由表3可知，在由水力旋风分离器得到的粗粒部(水力旋风分离器U/F)中，Cr2O3相对于给矿中的2.5重量％而言，上升到13.5重量％，SiO2相对于给矿中的4.4重量％而言，上升到6.0重量％，但另一方面，Fe相对于给矿中的铁品位51.5重量％而言，下降到45.2重量％。
由以上可知，通过矿石浆料的分级，在粗粒部，二氧化硅矿物、铬铁矿被浓缩，且被分离。
接着，为了掌握密度分离器的分离性，将水力旋风分离器U/F(浆料浓度：33重量％)供给到密度分离器(Density Separator：Outotec Inc.制，“Tanksizer TS-Lab”，罐内径228.6mm)。
将其供给速度设为56[kg/Hr]，且将浆料的温度设为常温。
此时的Teeter Water量设为6.9[m3·h-1/m2]，将Set Point(密度计的设定值)设为20而进行。
将密度分离器的进料(水力旋风分离器U/F)及底流(密度分离器U/F)的组成记述在表4中。
[表4]
单位:重量％
由表4可知，在由密度分离器得到的粗粒部(密度分离器U/F)，Cr2O3相对于采用旋风分离器的分级处理时(水力旋风分离器U/F)的13.5重量％而言，上升到16.9重量％，但另一方面，SiO2相对于6.0重量％而言，下降到1.9重量％，铁相对于45.2重量％而言，下降到35.2重量％。
由以上可知，通过密度分离器处理，在粗粒部，铬铁矿被浓缩，且被分离。
另外，为了掌握螺旋选矿机的分离性，将水力旋风分离器U/F(浆料浓度：33重量％)利用螺旋选矿机(Spiral Concentrator：Outotec Inc.制，“MC7000”)进行分离试验。
将该结果记述在表5中。
[表5]
单位:重量％
由表5可知，在由螺旋选矿机得到的“精矿(Concentrate)”中，Cr2O3相对于给矿中的13.5重量％而言，上升到41.1重量％。
中矿(Middling)中，上升到24.4重量％。另一方面，尾矿(Tailing)中成为5.3重量％。
由该结果可知，通过螺旋处理，铬铁矿也被分离。
因此，接着根据图3的流程，将由该密度分离器得到的密度分离器U/F(1)(浆料浓度75重量％)利用水稀释，将浆料浓度设为25重量％，并利用螺旋选矿机(SpiralConcentrator：Outotec Inc.制，“MC7000”)进行分离试验。
将试验的结果记述在表6中。
[表6]
单位:重量％
由表6可知，由螺旋选矿机得到的“精矿(Concentrate)”中，Cr2O3相对于给矿中的16.9重量％，上升到41.2重量％。
中矿(Middling)中，上升到24.3重量％。另一方面，尾矿(Tailing)中，成为5.0重量％。
根据该结果可知，通过螺旋处理，铬铁矿被分离。
接着，将螺旋试验中得到的“精矿(Concentrate)”稀释成浆料浓度20重量％，以供给速度45.4[kg/Hr]供给到低磁场磁力选矿装置(Outotec Inc.制，“Inprosys benchtopLIMS”)，得到磁性物(Mag)和非磁性物(Non-mag)。
将该结果记述在表7中。
[表7]
Cr2O3 SiO2 Fe Ni
进料 41.2 0.6 28.5 0.3
Mag 29.5 0.8 43.7 0.4
Non-Mag 45.3 0.6 23.1 0.2
单位：重量％
由表7可知，由低磁场磁力选矿得到的Cr2O3(非磁性物/Non-mag)相对于给矿中的41.2重量％而言，上升到45.3重量％。另一方面，Fe从28.5重量％降低到23.1重量％。
与此相对，根据Cr2O3(磁性物/Mag)的Fe品位上升到43.7重量％，Fe品位高也可知，通过磁力选矿，赤铁矿被分离除去，铬铁矿的Cr2O3品位上升。
根据以上的结果可以说，将矿石浆料以水力旋风分离器、密度分离器2次处理、螺旋选矿机的顺序进行处理，由此，浓缩可以进行到超过通常市售的铬铁矿的Cr2O3品位的浓度。
另外，得到的铬铁矿的回收率为42.5重量％。
予以说明，回收率的计算以下式(6)求得。
[数1]
回收率[％]＝回收的Cr2O3重量/
投入矿石中的Cr2O3重量···(6)
接着，对于通过该低磁场磁力选矿处理得到的铬铁矿，如以下所示地进行分级处理。
将由低磁场磁力选矿得到的Non-Mag浆料利用具备53μm和300μm网眼的分级装置(株式会社DALTON制：振筛机702CB)进行分级处理。
将该结果在表8中表示。
根据表8，通过分级处理得到的Cr2O3相对于给矿中的45.3重量％而言，上升到51.4重量％。
另一方面，Fe从23.1重量％上升到31.2重量％。
根据以上结果可以说，实施例1中所示的本发明的冶炼方法中，浓缩可以进行到超过通常市售的铬铁矿的Cr2O3品位的浓度。
实施例1中得到的铬铁矿的回收率为19％。予以说明，回收率的计算以式(6)求得。
[表8]
Cr2O3 SiO2 Fe Ni
Non-Mag 45.3 0.4 23.1 0.1
分级后 51.4 0.4 31.2 0.1
单位：重量％
实施例2
图1的本发明的制造流程中，将对矿石浆料的(A)工序如图4的(A)工序的实施流程图所示地那样，进行将采用密度分离器的比重分离重复处理两次后使用螺旋选矿机的比重分离。
首先，作为(A)工序中使用的分级装置，使用水力旋风分离器(Ataka大机株式会社制，MD-9型)，进行表9中表示组成的矿石浆料的分级。
实施例2中，在浆料浓度设为15重量％，将浆料的温度设为常温，且将运转压力设为0.2MPa的条件下进行分级。
将矿石浆料组成和水力旋风分离器U/F的组成一并记述在表9中。予以说明，以下表的单位设为重量％。
[表9]
单位：重量％
根据表9，由水力旋风分离器得到的粗粒部(水力旋风分离器U/F)中，Cr2O3相对于给矿中的2.5重量％而言，上升到13.5重量％，SiO2相对于给矿中的4.4重量％而言，上升到6.0重量％，但另一方面，Fe相对于给矿中的铁品位51.5重量％，降低到45.2重量％。
根据以上可知，通过矿石浆料的分级，在粗粒部，二氧化硅矿物、铬铁矿被浓缩且被分离。
接着，将水力旋风分离器U/F(浆料浓度：33重量％)供给到密度分离器(DensitySeparator：Outotec Inc.制，“Tanksizer TS-Lab”，罐内径228.6mm)。
将该供给速度设为56[kg/Hr]，将浆料的温度设为常温。
此时的Teeter Water量设为6.9[m3·h-1/m2]，将Set Point(密度计的设定值)设为20进行。
将密度分离器(1)的进料(水力旋风分离器U/F)及底流(密度分离器U/F(1))的组成记述在表10中。
[表10]
单位:重量％
根据表10，由密度分离器(1)得到的粗粒部(密度分离器U/F(1))中，Cr2O3相对于旋风分离器分级时(HC-U/F)的13.5重量％而言，上升到16.9重量％，但另一方面，SiO2相对于6.0重量％而言，降低到1.9重量％，铁相对于45.2重量％降低到35.2重量％。
根据以上可知，通过密度分离器处理，在粗粒部，铬铁矿被浓缩且被分离。
将该密度分离器U/F(1)(浆料浓度75重量％)利用水稀释，将浆料浓度设为40重量％，再次进行密度分离器处理。将密度分离器(2)的进料(第一次由密度分离器处理得到的密度分离器U/F(1))及底流(第二次由密度分离器处理得到的密度分离器U/F(2))的组成记述在表11中。
[表11]
单位:重量％
根据表11可知，Cr2O3从16.9重量％上升到21.1重量％。可确认，这样地通过重复进行密度分离器的处理，铬铁矿浓缩推进。
接着，将由该密度分离器(2)得到的密度分离器U/F(2)(浆料浓度75重量％)利用水稀释，将浆料浓度设为25重量％，进行利用螺旋分离器((Spiral Concentrator：OutotecInc.制，“MC7000”)处理的螺旋试验。
将螺旋试验的结果记述在表12中。
[表12]
单位:重量％
根据表12，通过螺旋得到的“精矿(Concentrate)”中，Cr2O3相对于给矿中的21.1重量％而言，上升到44.5重量％。中矿(1)(Middling(1))中，上升到30.3重量％。另一方面，尾矿(Tailing)中成为6.3重量％。
根据该结果可知，通过螺旋处理，铬铁矿被分离。
接着，尝试将Cr2O3浓度30.3重量％的中矿(1)(Middling(1))再次通过螺旋处理进行分离。将该结果在表13中表示。
[表13]
Cr2O3 SiO2 Fe Ni
中矿(1) 30.3 1.1 28.4 0.3
精矿 42.5 0.4 24.7 0.2
中矿(2) 19.4 1.8 27.6 0.5
尾矿 19.5 2.2 36.1 0.7
单位：重量％
根据表13，通过对中矿(1)(Middling(1))再次进行螺旋处理，“精矿(Concentrate)”中，Cr2O3相对于给矿中的30.3重量％而言，上升到42.5重量％。另一方面，中矿(2)(Middling(2))中，降低到19.4重量％，尾矿(Tailing)中，降低到19.5重量％。这些中矿(2)(Middling(2))、尾矿(Tailing)可以根据需要再次进行螺旋处理。
将两次工作台试验中得到的“精矿(Concentrate)”混合，将浆料浓度稀释成20重量％，以供给速度45.4[kg/Hr]供给到低磁场磁力选矿装置(Outotec Inc.制，“Inprosysbenchtop LIMS”)，得到磁性物(Mag)和非磁性物(Non-mag)。将该结果在表14中表示。
[表14]
Cr2O3 SiO2 Fe Ni
进料 44.1 0.4 24.7 0.2
Mag 31.6 0.6 36.6 0.3
Non-Mag 48.5 0.4 20.0 0.1
单位：重量％
根据表14，通过低磁场磁力选矿得到的Cr2O3(非磁性物/Non-mag)相对于给矿中的44.1重量％而言，上升到48.5重量％。另一方面，Fe从24.7重量％降低到20.0重量％。
与此相对，根据Cr2O3(磁性物/Mag)的Fe品位上升到36.6重量％，Fe品位高也可知，通过磁力选矿将磁铁矿分离除去，铬铁矿的Cr2O3品位上升。
根据以上结果，通过将矿石浆料以水力旋风分离器、密度分离器2次处理、螺旋选矿机的顺序进行处理，浓缩可以进行到超过通常市售的铬铁矿的Cr2O3品位的浓度。
另外，得到的铬铁矿的回收率为44％。
回收率的计算与实施例1一样，以式(6)求得。
接着，对于通过该低磁场磁力选矿处理而得到的铬铁矿，如以下所示地进行分级处理。
将由该低磁场磁力选矿得到的Non-Mag浆料，利用具备53μm和300μm网眼的分级装置(株式会社DALTON制：振筛机702CB)进行分级处理。
将该结果在表15中表示。
根据表15，通过分级处理得到的Cr2O3相对于给矿中的48.5重量％而言，上升到55.0重量％。另一方面，Fe从20.0重量％上升到27.0重量％。
根据以上结果，在实施例2中所示的本发明的冶炼方法中，浓缩可以进行到超过通常市售的铬铁矿的Cr2O3品位的浓度。
实施例2中得到的铬铁矿的回收率为20％。予以说明，回收率的计算与实施例1一样，以式(6)求得。
[表15]
Cr2O3 SiO2 Fe Ni
Non-Mag 48.5 0.4 20.0 0.1
分级后 55.0 0.4 27.0 0.1
单位：重量％
(比较例1)
按照图5所示的比较例1中的实施流程，采用水力旋风分离器的分级处理后，代替实施例1的比重分离处理，而进行了使用了High-Mesh Separator(High-Mesh分离器)的根据矿石浆料中所含的固形物的大小的分离。
作为分级装置，使用水力旋风分离器(Ataka大树株式会社制，“MD-9型”)，进行矿石浆料的分级。
在此，在将浆料浓度设为9.8重量％，将浆料温度设为常温，运转压力设为0.22MPa的条件下进行分级。
将具有33重量％的浆料浓度的水力旋风分离器的底流(水力旋风分离器U/F)稀释到浆料浓度4.9重量％，并装入High-Mesh Separator(株式会社气工社制，“KUC-612S”)。
向High-Mesh Separator的供给速度为0.98[m3/时]，料斗(bucket)的转速为0.8rpm，料斗长为75mm，料斗以6mm间距开有4mm直径的孔，开孔率为40％。
清洗水量设为6m3/小时。
将矿石浆料和水力旋风分离器的底流(水力旋风分离器U/F)的组成、及High-MeshSeparator的底流(High-Mesh Separator U/F)的组成记述在表16中。
[表16]
单位:重量％
由表16表明，矿石浆料的Cr2O3品位从4.1重量％起，在水力旋风分离器粗粒部(水力旋风分离器-U/F)中浓缩到13.0重量％，在High-Mesh Separator粗粒部(High-MeshSeparator-U/F)中浓缩到19.1重量％，但未达到作为目的的市场上出售水平的组成。
在该工序中，特别是在采用水力旋风分离器的浓缩中，没有发现问题，但可判定为High-Mesh Separator的浓缩不充分。
因此，关于其原因，进行了以下调查。
以75μm筛选各自的底流(水力旋风分离器-U/F，High-Mesh Separator-U/F)，实施了其上下的分析，得到表17所示的结果。
[表17]
由表17表明，High-Mesh Separator的底流(High-Mesh Separator-U/F)的Cr品位为14.2重量％(20.7重量％；Cr2O3)，比水力旋风分离器的底流(水力旋风分离器U/F)的16.7重量％(24.4重量％；Cr2O3)低，完全不能进行比重分离。
由该结果可知，High-Mesh Separator仅进行矿泥除去的工作，不进行比重分离的工作。
这样可知，具有市场出售水平的Cr2O3品位的铬铁矿只要不进行比重分离，就不能浓缩。
实施例3
将实施例1的水力旋风分离器的溢流和密度分离器的溢流以固体重量77：15的比例装入高压釜，且在其中添加98％硫酸，在以下条件下，进行高温加压硫酸浸出，制作浸出浆料10。
进而，将制作出的浸出浆料通过固液分离工序，分离成浸出液11和浸出残渣浆料12。
[浸出条件]
浸出温度：245℃
浸出时间：60分钟
最终(浸出结束时的)游离硫酸浓度：40[g/L]
浆料浓度：30重量％
高压釜容量：5L
接着，为了得知该浸出残渣浆料12中的Cr2O3品位，在浸出残渣浆料12中添加浓度20质量％的中和剂Mg(OH)2浆料，在70℃下，以达到pH2.5的方式进行中和。
接着，将该浆料用5C滤纸进行固液分离，进而，添加Mg(OH)2浆料直到达到pH6，然后进一步用5C滤纸进行固液分离。
所得到的最终中和残渣的Cr2O3品位为0.9重量％。由于生成的MgSO4的溶解度大，因此，残渣的硫品位为0.53重量％。
(比较例2)
将实施例1的矿石浆料不用水力旋风分离器和密度分离器进行处理就装入高压釜，除此以外，与实施例3同样地进行处理，结果所得到的最终中和残渣的Cr2O3品位为2.1％。
由于生成的MgSO4的溶解度大，因此残渣的硫品位为0.53重量％。
由实施例3和比较例2的比较表明，通过先用水力旋风分离器进行分级，接着用比重分离装置之一即密度分离器进行处理，可以分离除去矿石浆料中的铬铁矿，且使残渣中的Cr2O3品位减半。
(比较例3)
与实施例3同样地制作浸出残渣浆料12，在其全量中添加浓度25质量％的熟石灰浆料作为中和剂，在60℃下，以达到pH8.5的方式进行中和，使金属离子作为沉淀物而沉淀，通过固液分离，得到中和残渣和中和后处理液。
将该中和残渣进行旋风分离器分级，分离赤铁矿28。
在将分离了赤铁矿28的剩余的中和残渣和中和后处理液进行混合而成的混合液中，添加浓度25质量％的熟石灰浆料，然后重复进行用5C滤纸的固液分离，得到最终中和残渣。
得到的最终中和残渣的Cr2O3品位为0.8重量％。由于生成的CaSO4的溶解度小，因此，残渣的硫品位为5.72重量％，Ca品位为8.49。
(比较例4)
如图6的比较例4的实施流程图所示，不进行采用水力旋风分离器的分级处理，将矿石浆料与实施例1同样地将比重分离进行1次处理，最后实施采用水力旋风分离器的分级处理，除此以外，在与实施例1相同的条件下进行分离试验。
表18是将未进行采用水力旋风分离器的分级处理的矿石利用密度分离器进行比重分离处理的结果。
可能是由于进料(矿石浆料)的粘度较高，因此采用密度分离器的Cr2O3浓度不像进行分级处理的、处理了进料的底流(表4，参照密度分离器U/F。)那么高。
[表18]
单位:重量％
将利用螺旋分离器对该密度分离器U/F进行分离的结果在表19中表示。
由表19表明，即使进行采用螺旋分离器的比重分离处理，Cr2O3浓度为25.3重量％，也不会成为41重量％以上。
认为这是由于，利用密度分离器不能分离粗粒和细粒，因此，浆料粘度较高，不能发挥螺旋效果。
[表19]
单位:重量％
接着，进行采用水力旋风分离器的分级处理。
如表20所示，Cr2O3浓度为35.3重量％，未能满足41重量％以上。
[表20]
单位:重量％
浓缩不能进行到超过通常市售的铬铁矿的Cr2O3品位的浓度。据此可知，最初进行旋风分离器分级，除去微细粒在铬铁矿回收中是重要的。
产业上的可利用性
如根据以上表明，本发明的镍氧化矿石的湿式冶炼方法适合作为基于在镍氧化矿的湿式冶炼领域利用的高压浸出的冶炼方法。
符号说明
8 镍氧化矿石
9 矿石浆料
10 浸出浆料
11 浸出液
12 浸出残渣浆料
14 母液(1)
15 硫化锌沉淀物
16 母液(2)
17 Ni、Co混合硫化物
18 贫液
19 最终中和残渣
20 尾矿坝
22 高压釜供给浆料
23 铬铁矿
26 (B-1)工序残渣
27 (B-2)工序后处理液
28 赤铁矿

Claims (19)

1.一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序，
记
(A)工序：将由所述矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺进行分离后，进行分级处理，回收高浓度铬铁矿浓缩物的工序。
2.一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序，且在经历所述(A)工序后，含有(B-1)工序、(B-2)工序的任一项，
记
(A)工序：将由所述矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺进行分离后，进行分级处理，回收高浓度铬铁矿浓缩物的工序，
(B-1)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成浸出液，对该浸出液进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Ca系或Mg系中和剂的至少一种以上进行中和，
(B-2)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成浸出残渣浆料，对该浸出残渣浆料进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Mg系中和剂进行中和处理，从所述浸出残渣浆料回收赤铁矿粒子。
3.一种镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，使用含有矿石处理工序、浸出工序、固液分离工序、中和工序、锌除去工序、硫化工序及最终中和工序的高压酸浸出法，从镍氧化矿石回收镍及钴，其中，含有下述(A)工序、(B-1)工序、及(B-2)工序，
记
(A)工序：将由所述矿石处理工序产出的矿石浆料中的铬铁矿粒子，通过含有比重分离法的回收工艺进行分离后，进行分级处理，回收高浓度铬铁矿浓缩物的工序，
(B-1)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成浸出液，对该浸出液进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Ca系或Mg系中和剂的至少一种以上进行中和，
(B-2)工序：为将经历所述(A)工序分离铬铁矿粒子而使Cr品位降低了的矿石浆料按照所述浸出工序、固液分离工序的顺序进行处理而生成浸出残渣浆料，对该浸出残渣浆料进行中和处理的中和工序，且在所述中和处理时，使用Mg系中和剂进行中和处理，从所述浸出残渣浆料回收赤铁矿粒子。
4.根据权利要求1～3中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述(A)工序的回收工艺对所述矿石浆料进行采用旋风分离器的分级处理，形成减少了微细的铁氢氧化物粒子的贫铁粒子矿石浆料后，将所述贫铁粒子矿石浆料所含的铬铁矿粒子使用比重分离法作为铬铁矿浓缩物从所述矿石浆料进行回收。
5.根据权利要求4所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述(A)工序的回收工艺不稀释所述矿石浆料的浆料浓度，进行采用旋风分离器的分级处理。
6.根据权利要求1～5中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述(A)工序的回收工艺中，采用旋风分离器的分级处理中铬铁矿向底流的提取对除不可避免的损失以外的全量进行。
7.根据权利要求1～6中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述比重分离法含有使用密度分离器的工序。
8.根据权利要求1～6中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述比重分离法含有使用螺旋选矿机的工序。
9.根据权利要求1～6中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述比重分离法含有使用密度分离器的工序及使用螺旋选矿机的工序。
10.根据权利要求7或9所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述使用密度分离器的工序将浓缩浆料利用密度分离器处理两次以上。
11.根据权利要求8或9所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述使用螺旋选矿机的工序将浓缩浆料利用螺旋选矿机处理两次以上。
12.根据权利要求8、9、11中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
向所述螺旋选矿机供给的浆料的矿浆含量为15～35重量％Solid。
13.根据权利要求7、9、10中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
向所述密度分离器供给的Teeter Water量为0.5～7.0[m3·h-1/m2。
14.根据权利要求1～13中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
对通过所述比重分离法分离了的铬铁矿浓缩物实施作为物理分离处理的磁力分离法，将所述铬铁矿浓缩物中的磁铁矿作为磁性物除去，将非磁性物作为高浓度铬铁矿浓缩物进行回收。
15.根据权利要求2或3所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述(B-2)工序使中和处理后的pH为4～7，在所述中和处理后，利用Mg系中和剂以外的碱进行最终中和。
16.根据权利要求2或3所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述(B-2)工序对所述浸出残渣浆料或含有所述浸出残渣浆料的中和残渣浆料实施采用旋风分离器的分级处理，将通过所述分级处理而得到的分级了的细粒部作为赤铁矿的浓缩物进行回收。
17.根据权利要求1～16中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述矿石处理工序为进行所挖掘的原料矿石的异物除去及矿石粒度调整，形成矿石浆料的工序，
所述浸出工序为向所述矿石浆料中添加硫酸，在高温高压下进行搅拌处理，形成包含浸出残渣和浸出液的浸出浆料的工序，
所述固液分离工序为对所述浸出浆料进行多级清洗，得到含有镍及钴的浸出液和浸出残渣浆料的工序，
所述中和工序为向所述浸出液中添加碱，形成含有3价铁的中和沉淀物浆料和镍回收用的母液的工序，
所述锌除去工序为向所述母液中吹入硫化氢气体，形成硫化锌沉淀物浆料、和镍及钴回收用的母液的工序，
所述硫化工序为向所述镍及钴回收用的母液中吹入硫化氢，生成含有镍及钴的混合硫化物和贫液的工序，
及最终中和工序为向所述浸出残渣浆料中添加剩余的所述贫液，将pH调整为8～9，得到最终中和残渣的工序。
18.根据权利要求1～17中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
所述矿石处理工序中的矿石粒度调整为以2mm以下的粒度采用筛分处理的粒度调整。
19.根据权利要求1～18中任一项所述的镍氧化矿石的湿式冶炼方法，其特征在于，
浓缩了的铬铁矿的Cr2O3品位为41重量％以上。
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