CN116411164A - 一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法 - Google Patents
一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN116411164A CN116411164A CN202310062085.5A CN202310062085A CN116411164A CN 116411164 A CN116411164 A CN 116411164A CN 202310062085 A CN202310062085 A CN 202310062085A CN 116411164 A CN116411164 A CN 116411164A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- leaching
- nickel
- ore
- laterite
- low
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Substances [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 158
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 140
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 106
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 64
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 15
- 239000000956 alloy Substances 0.000 title claims abstract description 15
- 230000002195 synergetic effect Effects 0.000 title claims description 20
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 67
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 52
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 45
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 32
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 22
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 21
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 18
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 16
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 15
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 11
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 5
- 230000007704 transition Effects 0.000 claims description 20
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 claims description 13
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- VEQPNABPJHWNSG-UHFFFAOYSA-N Nickel(2+) Chemical compound [Ni+2] VEQPNABPJHWNSG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 11
- 229910001453 nickel ion Inorganic materials 0.000 claims description 11
- UGKDIUIOSMUOAW-UHFFFAOYSA-N iron nickel Chemical compound [Fe].[Ni] UGKDIUIOSMUOAW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 6
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 4
- 238000007865 diluting Methods 0.000 claims description 4
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims description 4
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 4
- 239000012747 synergistic agent Substances 0.000 claims description 4
- 238000004537 pulping Methods 0.000 claims description 2
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 abstract description 6
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 4
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract description 4
- 230000008901 benefit Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 abstract description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 32
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 11
- IPRPPFIAVHPVJH-UHFFFAOYSA-N (4-hydroxyphenyl)acetaldehyde Chemical compound OC1=CC=C(CC=O)C=C1 IPRPPFIAVHPVJH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N [Co].[Ni] Chemical compound [Co].[Ni] QXZUUHYBWMWJHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011504 laterite Substances 0.000 description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 5
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 3
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 3
- -1 iron ions Chemical class 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 description 2
- 230000036647 reaction Effects 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- 229910052596 spinel Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011029 spinel Substances 0.000 description 2
- 229910052715 tantalum Inorganic materials 0.000 description 2
- GUVRBAGPIYLISA-UHFFFAOYSA-N tantalum atom Chemical compound [Ta] GUVRBAGPIYLISA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XTOOSYPCCZOKMC-UHFFFAOYSA-L [OH-].[OH-].[Co].[Ni++] Chemical compound [OH-].[OH-].[Co].[Ni++] XTOOSYPCCZOKMC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000159 acid neutralizing agent Substances 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L nickel sulfate Chemical compound [Ni+2].[O-]S([O-])(=O)=O LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000363 nickel(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及化工冶金技术领域，具体涉及一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法；采用的技术方案包括洗选，以及协同浸出，所述协同浸出步骤具体分为两段浸出，其中Ⅰ段浸出为将洗选好的低镁高铁高镍过渡型矿浆稀释至15%～25%浓度，再按酸矿质量比为（1.5～2.5）:1加入98%浓度的硫酸，用恒温85℃搅拌浸出4～6h，Ⅱ段浸出为取Ⅰ段浸出所得滤液与褐铁矿调浆混合，加入高压釜中，进行氧压反应；本发明原料的适用范围广、浸出率高，更加环保，同样容积的高压反应釜镍产能翻倍，同时将镍铁精粉中的低价值镍以短流程低成本转化成高价值镍，镍铁精粉中不计价的钴回收为高价值产品。
Description
技术领域
本发明涉及化工冶金技术领域，具体涉及一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法。
背景技术
目前国内外对红土镍矿资源的提取研究呈现出百花齐放的特点，但目前较为适合工业化生产的提取方法仍然为酸法浸出工艺，其中硫酸法是目前工业化应用最广泛的技术路线。采用HPAL工艺生产氢氧化镍钴产品的企业已经取得了良好的投资收益。目前红土镍矿湿法冶炼企业采用的工艺流程最成功的为中冶瑞木与恩菲联合开发的第三代HPAL工艺，该工艺主要针对的原料为红土镍矿中镁含量低于5%的褐铁型红土镍矿，该工艺在处理高铁、低镁的低品位镍矿资源时具有明显优势，镍和钴的金属回收率能达到90%以上。但目前已运行的采用第三代HPAL工艺的湿法冶炼企业仍存在以下问题：
（1）.HPAL工艺要求反应温度245~270℃，压力4.1~5.6MPa，导致关键工艺设备投资大，设备运维费用高；
（2）.HPAL工艺要求原矿镁含量小于5%，原料适应性差；
（3）.褐铁型红土镍由于矿物本身特性，入釜矿浆浓度无法突破30%，限制了系统的处理能力，导致浸出液的镍离子浓度较低，降低了后续中和除杂及生产镍钴产品的效率；
（4）.目前HPAL工艺核心技术及其关键设备，如高压釜、闪蒸阀、隔膜泵等关键设备仍然依赖国外企业或外资企业供货。
其工艺本身所存在的问题制约着设备产能的扩大，并且随着未来环保制度的不断完善，HPAL工艺存在的含硫弃渣的排放堆存问题将使企业面临的环保压力会越来越大。
为了保障能够更高效、经济、环保的开发利用红土镍矿资源，优化红土镍矿的利用现状，针对不同类型红土镍矿开发更加适宜的冶炼方法，提高HPAL工艺设备产能是目前的关键一步；同时加快研究红土镍矿全资源综合回收利用将会是企业积极应对环保要求的必由之路。
发明内容
本发明的目的是提供一种原料适用范围更广，浸出效率更高的红土镍矿处理方法。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，包括洗选，以及协同浸出步骤；
所述协同浸出步骤具体分为两段浸出，其中
Ⅰ段浸出：将洗选好的低镁高铁高镍过渡型矿浆稀释至15%～25%浓度，再按酸矿质量比为（1.5～2.5）:1加入98%浓度的硫酸，用恒温85℃搅拌浸出4～6h，浸出过程中分多次加入矿质量比0.1～0.4倍的协同剂镍铁精粉进行协同浸出；
Ⅱ段浸出：取Ⅰ段浸出所得滤液与褐铁矿混合调浆，加入高压釜中，进行氧压反应。
进一步的：所述洗选的原矿为红土镍矿过渡型矿，其低镁高铁高镍过渡矿铁镍比＞20。
进一步的：所述Ⅰ段浸出所得滤液含Ni＞4g/L，Fe70～80g/L，游离硫酸＜50g/L。
进一步的，所述Ⅱ段浸出所得滤液浸出液镍离子＞8g/L，Fe离子＜10g/L。
进一步的，所述Ⅱ段浸出后还包括预中和步骤，该步骤具体方法为取Ⅱ段浸出液，加入低铁低镍高氧化镁过渡型矿，进行中和反应，使得Ⅱ段浸出液中的尾酸充分利用，同时将镍浸出。
进一步的，所述预中和过程中采用低铁低镍高氧化镁过渡型矿作为预中和剂，该低铁低镍高氧化镁过渡型矿中氧化镁含量＞25%，铁镍比＜10。
进一步的，所述Ⅰ段浸出过程中的低镁高铁过渡型矿替换为褐铁矿，替换后Ⅰ段浸出液中Ⅰ段浸出液镍离子＞3.5g/L。
本发明的有益技术效果是：
（1）.本发明适用范围广，将红土镍矿进行洗选分级，分出低铁高硅红土镍矿、高铁低镁红土镍矿、粗粒级尖晶石类型的铬铁矿，根据各类矿物的特性能够制定针对性的浸出工艺；
（2）.本发明中将细粒级过渡型红土镍矿与镍铁精粉常压硫酸协同浸出，镍钴浸出率高，Ⅰ段和Ⅱ段镍钴浸出率均大于95%，浸出液含镍高，液固分离容易，Ⅰ段浸出渣可弃，Ⅱ段浸出渣铁含量高，可资源化利用；
（3）.采用协同浸出工艺将镍铁/镍铁精粉通过短流程直接带入湿法体系，其中有价金属价值大幅度提高。协同浸出液与褐铁矿型红土镍矿调浆送入高压釜氧压硫酸浸出，体系中的铁以赤铁矿形态入渣，铁的利用价值提高；氧压硫酸浸出获得很高的镍钴浸出率，浸出液中的镍钴含量相较于传统高压浸出液里的镍钴含量实现倍增；协同浸出液和褐铁型红土镍矿组成的浸出体系，在高压釜内可通过工艺参数来控制溶液中的二价铁向三价铁转变的进程，对缓解高压釜内壁结垢有重要作用；
（4）.采用高镁低铁的过渡矿作为中和剂，既减少了石膏渣的排放，也使浸出液中的余酸得到了有效回收利用，实现了浸出液中镍的进一步富集。
实施方式
下面对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例
一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，包括洗选，红土镍矿过渡型矿，其洗选特点具有粒级越大，镍、铁含量越低，镁含量越高，粒级越小镍、铁含量越高，镁含量越低的规律，将镍、铁含量高，镁含量低的矿浆用于Ⅰ段协同浸出，低镁高铁高镍过渡矿铁镍比＞20，本发明洗选后采用协同浸出步骤，所述协同浸出步骤具体分为两段浸出：
Ⅰ段浸出：将洗选好的低镁高铁高镍过渡型矿浆稀释至15%～25%浓度，再按酸矿质量比为（1.5～2.5）:1加入98%浓度的硫酸，用恒温85℃搅拌浸出4～6h；将过渡型红土镍矿进行洗选分级之后，所得到的红土镍矿在常压85℃、尾酸40g/L以下即可实现镍的高效浸出；
该浸出过程中分多次加入矿质量比0.1～0.4倍的协同剂镍铁精粉进行协同浸出，浸出后所得滤液Ni＞4g/L、Fe70～80g/L、游离硫酸＜50g/L；
该步骤中低镁高铁高镍过渡型矿与镍铁精粉协同浸出，常压下硫酸热浸镍的综合浸出率很高，协同浸出镍的浸出率高，是由于氧化性的低镁高铁高镍过渡型矿与还原性的镍铁粉处于同一浸出体系构成了原电池反应，反应过程中电子的转移有较大的电动势；
Ⅱ段浸出：取Ⅰ段浸出所得滤液与褐铁矿调浆混合，加入高压釜中，进行氧压反应，溶液中的铁离子在高压釜中水解沉淀同时吐出硫酸，吐出的硫酸再与褐铁矿反应，入釜不再加酸，传统工艺褐铁矿矿浆与硫酸分别管路进入高压釜反应，硫酸管路需用钽材，材料成本极高，出釜溶液镍离子3克/升左右，本发明中Ⅱ段液中镍超过8克/升，使得同样容积高压釜，出釜镍产能翻倍，且高压釜前段增加的常压浸出设备与能耗远较高压釜投资能耗低。所述Ⅱ段浸出所得滤液浸出液镍离子＞8g/L，Fe离子＜10g/L。
实施例
一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，包括洗选，以及协同浸出步骤，所述洗选的原矿为红土镍矿褐铁矿，所述协同浸出步骤具体分为两段浸出：
Ⅰ段浸出：将洗选好的褐铁矿矿浆稀释至15%～25%浓度，再按酸矿质量比为（1.5～2.5）:1加入98%浓度的硫酸，用恒温85℃搅拌浸出4～6h，浸出过程中分多次加入矿质量比0.1～0.4倍的协同剂镍铁精粉进行协同浸出，浸出后所得滤液Ni＞3.5g/L、Fe70～80g/L、游离硫酸＜50g/L；
该步骤中褐铁矿与镍铁精粉协同浸出，常压下硫酸热浸镍的综合浸出率很高，协同浸出镍的浸出率高，是由于氧化性的褐铁矿与还原性的镍铁粉处于同一浸出体系构成了原电池反应，反应过程中电子的转移有较大的电动势；
Ⅱ段浸出：取Ⅰ段浸出所得滤液与褐铁矿矿调浆混合，加入高压釜中，进行氧压反应。溶液中的铁离子在高压釜中水解沉淀同时吐出硫酸，吐出的硫酸在与褐铁矿反应，入釜不再加酸，传统工艺褐铁矿矿浆与硫酸分别管路进入高压釜反应，硫酸管路需用钽材，材料成本极高，出釜溶液镍离子3克/升左右，本发明中Ⅱ段液中镍超过7克/升，使得同样容积高压釜，出釜镍产能翻倍，且高压釜前段增加的常压浸出设备与能耗远较高压釜投资能耗低，所述Ⅱ段浸出所得滤液浸出液镍离子＞7g/L，Fe离子＜10g/L。
上述实施例1和实施例2中Ⅱ段浸出后还包括预中和步骤，该步骤具体方法为取Ⅱ段浸出液，加入低铁低镍高氧化镁过渡型矿，进行中和反应，使得Ⅱ段浸出液中的尾酸充分利用，同时将镍浸出。所述预中和过程中采用低铁低镍高氧化镁过渡型矿作为预中和剂，此部分矿物酸耗较高尤其是相较于褐铁矿反应性更好，并且因其含铁量较低，因此该部分矿物适用于常压浸出或作为预中和剂回收高压浸出液的余酸，能避免中和除杂阶段因为铁离子浓度高导致的浸出液脱铁困难以及中和剂耗量大的问题；该低铁低镍高氧化镁过渡型矿中氧化镁含量＞25%，铁镍比＜10。本发明实施例中过渡矿中粒级越大，铁含量越低，镁含量越高，通过洗选，选出氧化镁含量大于25%，铁低于12%的部分用于消耗Ⅱ段浸出液的尾酸，既回收利用了尾酸，提高了浸出液中镍离子浓度，又减少了石灰石的采购成本，石灰石作中和剂所排放的石膏渣量。
上述实施例1和实施例2中所述Ⅰ段浸出中的协同剂可以替换为高冰镍或者低冰镍中的任一种。
通过检测，本发明所述实施例1和实施例2中Ⅰ段和Ⅱ段镍钴浸出率均大于95%。
本发明通过工艺的改进可以实现：
（1）.红土镍矿进行洗选分级，分出低铁高硅红土镍矿、高铁低镁红土镍矿、粗粒级尖晶石类型的铬铁矿，根据各类矿物的特性能够制定针对性的浸出工艺。
（2）.本发明红土镍矿采用常压硫酸浸出，镍钴浸出率高、液固分离容易，浸出渣可弃。
（3）.细粒级过渡型红土镍矿与镍铁精粉常压硫酸协同浸出，镍钴浸出率高，最终浸出液含镍高大于8g/L，液固分离容易，Ⅰ段浸出渣可弃，Ⅱ段浸出渣铁含量高，可资源化利用。常规HPAL工艺，浸出液镍离子浓度只有3g/L。
（4）.采用协同浸出工艺将镍铁/镍铁精粉通过短流程直接带入湿法体系，其中有价金属价值大幅度提高。协同浸出液与褐铁矿型红土镍矿调浆送入高压釜氧压硫酸浸出，体系中的铁以赤铁矿形态入渣，铁的利用价值提高；氧压硫酸浸出获得很高的镍钴浸出率，浸出液中的镍钴含量相较于传统高压浸出液里的镍钴含量实现倍增；协同浸出液和褐铁型红土镍矿组成的浸出体系，在高压釜内可通过工艺参数来控制溶液中的二价铁向三价铁转变的进程，对缓解高压釜内壁结垢有重要作用。
（5）.采用高镁低铁的过渡矿作为中和剂，既减少了石膏渣的排放，也使浸出液中的余酸得到了有效回收利用，实现了浸出液中镍的进一步富集。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (8)
1.一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，包括洗选，其特征在于：还包括协同浸出步骤；
所述协同浸出步骤具体分为两段浸出，其中
Ⅰ段浸出：将洗选好的低镁高铁高镍过渡型矿浆稀释至15%～25%浓度，再按酸矿质量比为（1.5～2.5）:1加入98%浓度的硫酸，用恒温85℃搅拌浸出4～6h，浸出过程中分多次加入矿质量比0.1～0.4倍的协同剂镍铁精粉进行协同浸出；
Ⅱ段浸出：取Ⅰ段浸出所得滤液与褐铁矿混合调浆，加入高压釜中，进行氧压反应。
2.根据权利要求1所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述洗选的原矿为红土镍矿过渡型矿，其低镁高铁高镍过渡矿铁镍比＞20。
3.根据权利要求1所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述Ⅰ段浸出所得滤液含Ni＞4g/L，Fe70～80g/L，游离硫酸＜50g/L。
4.根据权利要求1所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述Ⅱ段浸出所得滤液浸出液镍离子＞8g/L，Fe离子＜10g/L。
5.根据权利要求1所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述Ⅱ段浸出后还包括预中和步骤，该步骤具体方法为取Ⅱ段浸出液，加入低铁低镍高氧化镁过渡型矿，进行中和反应，使得Ⅱ段浸出液中的尾酸充分利用，同时将镍浸出。
6.根据权利要求5所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述预中和过程中采用低铁低镍高氧化镁过渡型矿作为预中和剂，该低铁低镍高氧化镁过渡型矿中氧化镁含量＞25%，铁镍比＜10。
7.根据权利要求1～6任一项所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述Ⅰ段浸出过程中的低镁高铁高镍过渡型矿替换为褐铁矿，替换后Ⅰ段浸出液镍离子＞3.5g/L。
8.根据权利要求1所述的一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法，其特征在于：所述Ⅰ段浸出中的协同剂可以替换为高冰镍或者低冰镍中的任一种。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310062085.5A CN116411164A (zh) | 2023-01-16 | 2023-01-16 | 一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310062085.5A CN116411164A (zh) | 2023-01-16 | 2023-01-16 | 一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN116411164A true CN116411164A (zh) | 2023-07-11 |
Family
ID=87048717
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202310062085.5A Pending CN116411164A (zh) | 2023-01-16 | 2023-01-16 | 一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN116411164A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN117295833A (zh) * | 2023-07-26 | 2023-12-26 | 青美邦新能源材料有限公司 | 一种低冰镍混合红土镍矿的氧压浸出方法 |
-
2023
- 2023-01-16 CN CN202310062085.5A patent/CN116411164A/zh active Pending
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN117295833A (zh) * | 2023-07-26 | 2023-12-26 | 青美邦新能源材料有限公司 | 一种低冰镍混合红土镍矿的氧压浸出方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2019308625B2 (en) | Method for recycling iron, scandium, and aluminum from limonite type lateritic nickel ores | |
| CN110331283B (zh) | 红土镍矿酸浸渣的处理方法 | |
| AU2005248187B2 (en) | Method of recovering nickel or cobalt | |
| CN111254281B (zh) | 一种红土镍矿加压磷酸浸出的方法 | |
| CN112080636A (zh) | 一种利用红土镍矿生产电池级硫酸镍盐的方法 | |
| AU2012376440B2 (en) | Method for recovering chromite, and method for wet smelting of nickel oxide ore | |
| CN109534476A (zh) | 一种铜渣处理有色冶炼污酸中砷的方法 | |
| CN113735199B (zh) | 由镍铁制备硫酸镍的方法 | |
| CN107779595A (zh) | 一种低冰镍湿法处理直接分离镍铜的方法 | |
| WO2023284441A1 (zh) | 由镍铁铜合金制备硫酸镍的方法 | |
| CN116411164A (zh) | 一种红土镍矿与镍锍合金协同浸出的方法 | |
| CN101139656A (zh) | 一种红土镍矿浸出方法 | |
| CN111235404A (zh) | 一种铜萃余液生产氢氧化钴的除杂方法 | |
| WO2020062145A1 (zh) | 硫化铜精矿的氧压浸出方法及铜冶炼方法 | |
| CN117926027A (zh) | 一种红土镍矿石的综合利用方法 | |
| CN110273070B (zh) | 一种硫化铜精矿氧压浸出液的除铁方法 | |
| CN113293250A (zh) | 一种硫精矿的高效回收利用方法 | |
| CN110564961B (zh) | 一种还原浸出水钴矿的方法 | |
| CN102021332B (zh) | 一种从氧化镍矿回收镍钴铁镁的工艺 | |
| CN113699368B (zh) | 利用柠檬酸进行氧化型矿物的低温多金属提取的方法 | |
| CN114427037B (zh) | 从低浓度镍钴溶液中连续化富集镍钴的方法 | |
| CN112646976B (zh) | 利用废锂离子电池黑粉与硫化镍钴矿协同浸出镍钴锰的方法和应用 | |
| CN109371242B (zh) | 一种从锌粉净化渣中回收钴的方法 | |
| WO1996007762A1 (en) | Mineral processing | |
| JP2020028858A (ja) | ニッケル酸化鉱石の湿式製錬プロセスにおける最終中和方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination |