改进的处理高铁和高镁含量红土矿并获得赤铁矿产品的方法

摘要

本发明公开了一种改进的处理高铁和高镁含量红土矿并获得赤铁矿产品的方法，包括：将红土矿分成高铁含量矿与高镁含量矿两部分；将高铁含量矿进行常压浸出，过滤，所得浸出渣A备用，浸出液B投入第二浸出釜中；确定高镁含量矿的加入量，将其水性矿浆分批次投入到第二浸出釜中，于120～180℃下进行浸出；将第二浸出釜排出的矿浆过滤，对所得浸出渣C进行磁选，其中磁性部分固体作为赤铁矿产品收集，非磁性部分固体与浸出渣A合并用于回收硅产品；所得浸出液D送入镍、钴、铝和镁回收工序。该方法在获得高的镍钴浸出率的同时实现了镍钴、铁和硅的高效分离，并制取了赤铁矿产品；且生产过程中的酸耗、能耗和设备投资费用都较低。

说明书

技术领域

本发明涉及镍矿冶炼方法，具体涉及一种改进的处理高铁和高镁含量 红土矿并获得赤铁矿产品的方法。

背景技术

世界各地的红土矿主要分为以褐铁矿为主和以硅酸盐矿物为主的红 土矿两大类，前者铁含量较高而镁含量较低，后者镁含量较高而铁含量较 低。还有部分矿石铁、镁含量接近。红土矿的冶炼技术主要分为火法和湿 法两种。火法冶炼具有不能回收钴的缺点，主要用于从铁含量较低的红土 矿中生产镍铁；湿法冶炼可以同时提取红土矿中的镍、钴、铁、镁等金属， 因而在红土矿的冶炼开发中占据重要的地位。

红土矿的湿法冶炼目前主要采用酸浸工艺，包括常压酸浸、堆浸和高 压酸浸等工艺，其中：

堆浸工艺采用在室温下浸出矿石，但矿石溶解速度慢，镍钴浸出率较 低，只适用于处理高镁含量的红土矿。

常压酸浸在高于室温的温度下进行，浸出过程酸耗量大，且浸出液中 存在浓度很高的残酸，必须加入碱液中和才能进行后续的分离，但碱的中 和过程易产生大量Fe(OH)3胶体，造成过滤困难，此外，中和过程使残酸 未能得到回收利用，造成了酸的浪费；对于高铁含量的红土矿，由于铁矿 物溶解速度很慢，必须使用浓度很高的酸在接近沸点的温度下浸出才能使 铁矿物溶解，因此常压酸浸更适合处理高镁含量的红土矿；但是，相对于 堆浸工艺，常压酸浸工艺操作简单，设备投资少，占地面积小，因而比堆 浸工艺应用更为普遍。

高压酸浸工艺一般在高温高压(230～270℃、3～5MPa)下进行，矿 石溶解速度快，浸出过程中矿物中的镍、钴和铁先溶解进入浸出液中，接 着浸出液中的铁水解为赤铁矿而沉积下来；浸出过程实现了镍钴和铁的分 离，因此高压酸浸工艺特别适用于处理高铁低镁矿；由于铁沉积过程释放 的酸可以继续浸出未溶解的矿石，因此该工艺酸耗较低；但高压酸浸工艺 需要使用耐腐蚀性能优良的材料制成的高压釜，且要求设备密封良好，因 此操作条件苛刻，设备投资和维修费用较高，此外，长期使用高压釜，其 釜壁易形成结垢，这会大大降低高压釜的生产能力，必须定期停工清除结 垢。

常压酸浸和高压酸浸工艺各有利弊，为了降低酸耗、同时避免使用昂 贵的高压釜，近年来，已有关于综合利用高铁含量矿的常压酸浸液除铁过 程释放的酸浸出高镁含量矿的公开报道，其中的除铁方法包括黄钠(钾) 铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法等。如公开号为CN102212684A、CN101418379A 和CN102286661A的发明专利中，在处理高镁含量矿和高铁含量矿时均是将 铁最终以黄钠(钾)铁矾的形式沉积，由于黄钠(钾)铁矾中含有较高的 硫酸根(常在10～15％以上)，很难回收利用，长期堆放会造成环境污染。 采用针铁矿法除铁时，需先将Fe³⁺还原为Fe²⁺，使Fe³⁺浓度低于1g/L，再缓 慢氧化Fe²⁺为Fe³⁺，同时Fe³⁺缓慢沉淀为针铁矿；这种沉铁法对工艺操作控 制要求较高，对于铁浓度较高(远远高于1g/L)的红土矿浸出液来说，Fe³⁺浓度的控制有一定的困难，需要使用大量的还原剂，这将大大增加红土矿 冶炼成本。因此，将浸出液中的铁沉积为赤铁矿是实现酸综合利用的最理 想和首选的途经。

赤铁矿的沉积大多在高压和高温(250℃以上)条件下进行，因此必须 使用昂贵的高压釜。近年来也有一些专利提出了在120～200℃沉淀赤铁矿 的方法，在此低温范围内酸对设备的腐蚀大幅度下降，因而可以使用价格 便宜、操作简单的高压釜，从而降低设备投资和维修费用；加上沉铁过程 释放的酸可以回收利用，这将大大降低酸耗和冶炼成本。如专利 CN101392321A公开了一种在120～200℃范围内沉淀赤铁矿的方法，但是该 法要求在沉铁和浸出之前加入碳质还原剂对红土矿进行微波还原焙烧，这 将增加浸出过程的工序和成本，此外，从该申请所提供的实施例可看出， 该方法只适用于处理高铁含量矿石，对高镁含量矿石不适用。

通常高铁含量矿的常压浸出液的酸度很高，其pH值大多＜0，而100～ 200℃范围内赤铁矿沉积所需的pH值在0.5～1的范围内，为此必须降低 浸出液的酸度才能在200℃以下沉积赤铁矿。如果加入碱液中和浸出液中 的酸，则浸出液中的残酸就难以得到循环利用。专利CN101001964公开了 一种在沉铁反应之前一次性加入一定量的高镁含量矿以中和高铁含量矿 浸出液的残酸的方法，但该专利中各金属的浸出率不够理想，从该专利给 出的实施例中可以看出，镍的浸出率大多在90％左右，而铁的浸出率高达 7～10％。本申请人认为这主要是由于高镁含量矿的一次性加入只能使沉铁 反应初期浸出液的pH值降低，一旦沉铁反应发生，就会有酸释放进入溶 液中，溶液的酸度就会再次升高，pH值则再次下降，当pH值低于沉铁反 应所要求的pH值范围时，沉铁反应就会停止，也就不再有酸释放出来， 这会造成高镁含量矿浸出不完全，同时高铁含量矿浸出液中的铁也不能完 全沉积为赤铁矿。

发明内容

本发明要解决的技术问题是提供一种改进的处理高铁和高镁含量红 土矿并获得赤铁矿产品的方法。该方法克服了现有常压酸浸工艺酸耗高和 高压酸浸工艺需要使用昂贵复杂的高压釜的缺陷，在获得高的镍、钴浸出 率的同时实现了镍钴、铁和硅的高效分离，并制取了赤铁矿产品；且生产 过程中的酸耗、能耗和设备投资费用都较低。

本发明所述的改进的处理高铁和高镁含量红土矿并获得赤铁矿产品 的方法，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，将高铁含量矿加 水制得高铁含量矿水性矿浆；

(2)将高铁含量矿水性矿浆置于第一浸出釜中，加入足够的无机酸进 行常压浸出，过滤，得到浸出渣A和浸出液B；

(3)将浸出液B投入第二浸出釜中；

(4)确定高镁含量矿的加入量，称取相应量的高镁含量矿制成水性矿 浆，并将所制得的高镁含量矿水性矿浆分批次投入到第二浸出釜中，于 120～180℃下进行浸出；其中，各批高镁含量矿水性矿浆的投入时间间隔 为10～50min；

(5)将第二浸出釜排出的矿浆过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(6)对浸出渣C进行磁选，得到磁性部分和非磁性部分两部分固体， 其中磁性部分固体作为赤铁矿产品收集，非磁性部分固体与浸出渣A合并 用于回收硅产品；

(7)将浸出液D送入镍、钴、铝和镁回收工序。

上述浸出方法中，

步骤(4)中，通常是在考虑了高铁含量矿和高镁含量矿的组成后，再 根据浸出液B中的游离酸含量以及高铁含量矿浸出液中的铁沉积所释放的 酸量来确定高镁含量矿的加入量，通常情况下，高镁含量矿的加入量为高 铁含量矿的1.5～4倍。制成高镁含量矿水性矿浆后，根据浸出液的pH值 确定每一批需要加入的髙镁含量矿水性矿浆的体积，具体可以是：先根据 浸出液B的pH值确定第一批需要加入的髙镁含量矿水性矿浆的体积，当 第一批髙镁含量矿浸出完毕，再根据当时浸出液中的pH值来确定下一批 需要加入的髙镁含量矿水性矿浆的体积，依此类推。通常是将高镁含量矿 水性矿浆分成2～7个批次分次投入到第二浸出釜中，其中各批矿浆的体 积占高镁含量矿水性矿浆总体积的5～60％。通常控制高镁含量矿的总浸出 时间在0.5～3.0h。

步骤(2)中，无机酸与高铁含量矿的质量比通常为1.5～4：1。浸出时 的温度通常为85℃至溶液的沸点温度之间，浸出的时间为0.5～3h。本步 骤中，所述的无机酸通常为硫酸，硫酸的浓度为93～98％(w/w)。

优选地，还可在步骤(3)中将浸出液B分成几个批次投入到第二浸出 釜中，通常是将浸出液B分成2～5个批次投入第二浸出釜中，各批浸出 液的体积占浸出液B总体积的10～60％。

更优选地，还可以在步骤(4)中加入氧化剂和晶种，所述的氧化剂可 以是氧气或者是空气，加入量为0.1～25g氧气(或空气)/g矿(包括高铁 含量矿和高镁含量矿)；所述的晶种可以是赤铁矿，加入量为0.01～0.1g 晶种/g矿(包括高铁含量矿和高镁含量矿)。

本发明所述方法采用常压酸浸和低温沉铁相结合的工艺，先在常压条 件下用酸浸出高铁含量红土矿，所得浸出液在较低温度下沉淀除铁生成赤 铁矿，使常压下溶解铁矿物的大部分酸释放出来，所释放的酸及浸出液中 的残酸即用于浸出高镁含量红土矿。与现有技术相比，本发明所述方法的 优点在于：

1、铁在极为温和的条件下(120～180℃)而不是在高温高压(230～ 270℃)下沉积为赤铁矿，从而避免了使用对耐腐蚀性和密封性要求极高的 昂贵高压釜，分批次而不是一次性全部加入高镁含量矿进行浸提可减小浸 出釜的体积，从而大大降低了设备投资费用。

2、铁以赤铁矿的形式沉积使得高铁含量矿浸出过程所消耗的酸绝大 部分都被释放出来，并用于高镁含量矿石的浸出，因而大大降低了酸耗量， 并实现了无酸液排放，避免了环境污染。

3、由于不需在高温高压下沉铁，矿石的浸出也在较低温度下进行， 整个生产过程的能耗显著降低。

4、由于高镁含量矿是分批次加入高铁含量矿的浸出液中，使沉铁过 程中浸出液的酸度始终维持在赤铁矿沉积的适宜pH范围，避免了浸出液 沉铁过程酸度过高，从而保证了浸出液中的铁沉积完全，且可获得可以直 接销售的赤铁矿产品；另外，由于沉铁过程连续不断地进行着，所释放的 酸又可保证每一批高镁含量矿浸出所需的酸度要求，使得高镁含量矿能够 浸出完全。

附图说明

图1为本发明所述的改进的处理高铁和高镁含量红土矿并获得赤铁矿 产品的方法的一种工艺的工艺流程图；

图2为本发明所述的改进的处理高铁和高镁含量红土矿并获得赤铁矿 产品的方法的另一种工艺的工艺流程图；

图3为本发明实施例1所述方法得到的磁性固体的XRD图谱。

具体实施方式

下面以具体实施例对本发明作进一步说明，但本发明并不局限于这些 实施例。

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^#、矿样4^#为高镁含量红土矿，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1：10)加入第一浸出釜中， 加入98％(w/w)硫酸(酸矿质量比为1.7：1)，升温至100℃，浸出1.5h， 所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B；

(2)将浸出液B送入第二浸出釜；

(3)根据矿样1^#和矿样3^#的组成、浸出液B的游离酸含量和浸出液B 中铁沉积可释放的酸量，确定矿样3^#的加入量为矿样1^#的2倍；按照10g 空气/g矿(包括矿样1^#和矿样3^#)的用量和0.05g赤铁矿/g矿(包括矿样1^#和矿样3^#)的用量分别加入空气和晶种(赤铁矿)于第二浸出釜中；将矿样 3^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)分成4股(即4个批次，下同)分别 投入第二浸出釜中浸出，具体按下述条件进行加入和浸出：先加入第一股 矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的50％)，于150℃浸提30min，接着加入 第二股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的20％)，于150℃浸提20min，然 后加入第三股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的20％)，于150℃浸提15min， 最后加入第四股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的10％)，于150℃浸提 10min；

(4)对步骤(3)所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(5)对浸出渣C进行磁选，得到磁性固体和非磁性固体两部分，磁性 固体作为赤铁矿产品储存，非磁性固体与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(6)将浸出液D送入后续工序回收镍、钴、镁和铝。整个工艺的流程 图如图1所示。

此时浸出液D中的残酸浓度为0.04g/L，镍浓度为2.08g/L，钴浓度为 0.14g/L，镁浓度为28g/L，铝浓度为3.4g/L，铁浓度为0.09g/L。

本实施例中，总酸耗为0.59g酸/g矿(矿样1^#和矿样3^#质量的总和)， 镍浸出率为98％，钴浸出率为97％，镁浸出率为99％，铁浸出率0.2％。对 所得的磁性固体进行XRD分析(XRD图谱如图3所示)，结果表明，磁性固 体中只有赤铁矿，没有其他物质。

实施例2

(1)将矿样1^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)加入第一浸出釜中， 加入98％(w/w)硫酸(酸矿质量比为2.5：1)，升温至95℃，浸出2.5h， 所得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B；

(2)将浸出液B送入第二浸出釜；

(3)根据矿样1^#和矿样3^#的组成、浸出液B的游离酸含量和浸出液B 中铁沉积可释放的酸量，确定矿样3^#的加入量为矿样1^#的3倍；将矿样3^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)分成4股分别加入到第二浸出釜中进 行浸出，具体按下述条件进行加入和浸出：先加入第一股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的50％)，于170℃浸提30min，接着加入第二股矿浆(矿 样3^#的水性矿浆总体积的30％)，于170℃浸提20min，然后加入第三股矿 浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的10％)，于170℃浸提15min，最后加入第 四股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的10％)，于170℃浸提10min；

(4)对步骤(3)所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(5)对浸出渣C进行磁选，得到磁性固体和非磁性固体两部分，磁性固 体作为赤铁矿产品储存，非磁性固体与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(6)将浸出液D送入后续工序回收镍、钴、镁和铝。

此时浸出液D中的残酸浓度为0.04g/L，镍浓度为2.01g/L，钴浓度为 0.13g/L，镁浓度为28.1g/L，铝浓度为3.45g/L，铁浓度为0.05g/L。

本实施例中，总酸耗为0.64g酸/g矿(矿样1^#和矿样3^#质量的总和)， 镍浸出率为97.8％，钴浸出率为96.9％，镁浸出率为99％，铁浸出率0.12％。 对所得的磁性固体进行XRD分析的结果表明，磁性固体中只有赤铁矿，没 有其他物质。

实施例3

(1)将矿样2^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)加入第一浸出釜中， 加入98％(w/w)硫酸(酸矿质量比为1.5：1)，升温至90℃，浸出3h，所 得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B；

(2)将浸出液B送入第二浸出釜；

(3)根据矿样2^#和矿样4^#的组成、浸出液B的游离酸含量和浸出液B 中铁沉积可释放的酸量，确定矿样4^#的加入量为矿样2^#的1.5倍；将矿样 4^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)分成3股分别加入到第二浸出釜中 进行浸出，具体按下述条件进行加入和浸出：先加入第一股矿浆(矿样4^#的水性矿浆总体积的60％)，于130℃浸提50min，接着加入第二股矿浆(矿 样4^#的水性矿浆总体积的20％)，于130℃浸提30min，然后加入第三股矿 浆(矿样4^#的水性矿浆总体积的20％)，于130℃浸提20min。

(4)对步骤(3)所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(5)对浸出渣C进行磁选，得到磁性固体和非磁性固体两部分，磁性 固体作为赤铁矿产品储存，非磁性固体与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(6)将浸出液D送入后续工序回收镍、钴、镁和铝。

此时浸出液D中的残酸浓度为0.045g/L，镍浓度为2.25g/L，钴浓度 为0.116g/L，镁浓度为27.9g/L，铝浓度为3.45g/L，铁浓度为0.1g/L。

本实施例中，总酸耗为0.61g酸/g矿(矿样2^#和矿样4^#质量的总和)， 镍浸出率为98％，钴浸出率为96.7％，镁浸出率为99％，铁浸出率0.19％。 对所得的磁性固体进行XRD分析的结果表明，磁性固体中只有赤铁矿，没 有其他物质。

实施例4

(1)将矿样1^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)加入第一浸出釜中， 加入98％(w/w)硫酸(酸矿质量比为3.25：1)，升温至85℃，浸出4h，所 得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B；

(2)将浸出液B送入第二浸出釜；

(3)根据矿样1^#和矿样4^#的组成、浸出液B的游离酸含量和浸出液B 中铁沉积可释放的酸量，确定矿样4^#的加入量为矿样1^#的4倍；将浸出液 B分成4股送入第二浸出釜，将矿样4^#的水性矿浆(固液质量比为1：10) 分成5股分别加入到第二浸出釜中进行浸出，具体按下述条件进行加入和 浸出：先加入第一股浸出液(浸出液B总体积的40％)和第一股矿浆(矿 样4^#的水性矿浆总体积的25％)，于180℃浸提30min，接着加入第二股浸 出液(浸出液B总体积的30％)和第二股矿浆(矿样4^#的水性矿浆总体积 的30％)，于180℃浸提25min，然后加入第三股浸出液(浸出液B总体积 的20％)和第三股矿浆(矿样4^#的水性矿浆总体积的25％)，于180℃浸提 25min，然后加入第四股浸出液(浸出液B总体积的10％)和第四股矿浆(矿 样4^#的水性矿浆总体积的10％)，于180℃浸提20min；最后加入第五股矿 浆(矿样4^#的水性矿浆总体积的10％)，于180℃浸提15min。

(4)对步骤(3)所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(5)对浸出渣C进行磁选，得到磁性固体和非磁性固体两部分，磁性 固体作为赤铁矿产品储存，非磁性固体与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(6)将浸出液D送入后续工序回收镍、钴、镁和铝。整个工艺的流程 图如图2所示。

此时浸出液D中的残酸浓度为0.055g/L，镍浓度为2.24g/L，钴浓度 为0.114g/L，镁浓度为27.9g/L，铝浓度为3.43g/L，铁浓度为0.1g/L。

本实施例中，总酸耗为0.653g酸/g矿(矿样1^#和矿样4^#质量的总和)， 镍浸出率为98％，钴浸出率为96％，镁浸出率为99％，铁浸出率0.2％。对 所得的磁性固体进行XRD分析的结果表明，磁性固体中只有赤铁矿，没有 其他物质。

实施例5

(1)将矿样2^#的水性矿浆(固液质量比为1：10)加入第一浸出釜中， 加入98％(w/w)硫酸(酸矿质量比为2.5：1)，升温至105℃，浸出1h，所 得矿浆经过滤后得到浸出渣A和浸出液B；

(2)将浸出液B送入第二浸出釜；

(3)根据矿样2^#和矿样3^#的组成、浸出液B的游离酸含量和浸出液B 中铁沉积可释放的酸量，确定矿样3^#的加入量为矿样2^#的3.5倍；将浸 出液B分成3股送入第二浸出釜，将矿样3^#的水性矿浆(固液质量比为1： 10)分成7股分别加入到第二浸出釜中进行浸出，具体按下述条件进行加 入和浸出：先加入第一股浸出液(浸出液B总体积的40％)和第一股矿浆 (矿样3^#的水性矿浆总体积的20％)，于140℃浸提25min，接着加入第二 股浸出液(浸出液B总体积的40％)和第二股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总 体积的20％)，于140℃浸提25min；加入第三股浸出液(浸出液B总体积 的20％)和第三股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的15％)，于140C浸提 20min；加入第四股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的10％)，于140℃浸 提10min；加入第五股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的10％)，于140℃ 浸提10min；加入第六股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的10％)，于140℃ 浸提10min；加入第七股矿浆(矿样3^#的水性矿浆总体积的15％)，于140℃ 浸提10min。

(4)对步骤(3)所得矿浆进行过滤，得到浸出渣C和浸出液D；

(5)对浸出渣C进行磁选，得到磁性固体和非磁性固体两部分，磁性 固体作为赤铁矿产品储存，非磁性固体与浸出渣A合并用于回收硅产品；

(6)将浸出液D送入后续工序回收镍、钴、镁和铝。

此时浸出液D中的残酸浓度为0.055g/L，镍浓度为2.24g/L，钴浓度 为0.114g/L，镁浓度为27.9g/L，铝浓度为3.43g/L，铁浓度为0.1g/L。

本实施例中，总酸耗为0.553g酸/g矿(矿样2^#和矿样3^#质量的总和)， 镍浸出率为98％，钴浸出率为96％，镁浸出率为99％，铁浸出率0.2％。对 所得的磁性固体进行XRD分析的结果表明，磁性固体中只有赤铁矿，没有 其他物质。