红土镍矿常压—加压两段联合浸出新工艺研究

doi：10.3969/j.issn.1007-7545.2014.11.004
红土镍矿常压—加压两段联合浸出新工艺研究
刘三平1,2，蒋开喜2，王海北2，邓秋凤2
（1.东北大学材料与冶金学院，沈阳110819；2.北京矿冶研究总院，北京100160）
摘要：研究了常压—加压两段联合浸出红土镍矿的新工艺。

结果表明，褐铁矿在温度95 ℃、反应时间5 h、初始矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t的条件下，镍、铁常压浸出率分别为98%和74%；常压浸出后的矿浆与蛇纹石矿浆混合后在温度150 ℃、反应时间2 h、蛇纹石添加量为总矿量35%的条件下进行加压浸出，镍、铁总浸出率分别为93%和1.5%。

关键词：红土镍矿；常压浸出；加压浸出；蛇纹石
中图分类号：TF815 文献标志码：A 文章编号：1007-7545（2014）11-0000-00
Study of Two-stage Leaching Process for Nickel Laterite Ore
LIU San-ping1,2, JIANG Kai-xi2, WANG Hai-bei2, DENG Qiu-feng2
(1. School of Materials & Metallurgy, Northeastern University, Shenyang 110819, China;
2. Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy, Beijing 100160, China)
Abstract:A novel two-stage leaching process was proposed to treat nickel laterite ore. The results show that the atmospheric pressure leaching rate of Ni and Fe from limonite is 98% and 74% respectively under the following optimum conditions including reaction temperature of 95 ℃, holding time of 5 h, initial slurry concentration of 36%, and sulfuric acid consumption for one tonnage ore of 1.0 t. Serpentine slurry is added into primary atmospheric pressure leaching residue as feed of secondary pressure leaching. The overall leaching rate of Ni and Fe is 93% and 1.5% respectively under the optimum conditions of temperature of 150 ℃, reacting time of 2 h, and ratio of serpentine to ore of 35%.
Key words: nickel laterite ore; atmospheric leaching; pressure leaching; serpentine
红土镍矿中的镍约占地球上陆基镍总贮量的70%[1]。

红土镍矿的处理工艺主要有火法和湿法[2]，火法处理工艺主要包括高炉熔炼含镍生铁[3]、回转窑—电炉熔炼镍铁[4]和还原硫化熔炼镍锍。

火法工艺能耗较高，目前仅回转窑—电炉熔炼应用较广泛，其适合处理含镍较高的红土镍矿[5-6]。

湿法处理工艺主要包括还原焙烧—氨浸、加压酸浸、常压酸浸、加压—常压联合浸出工艺等[7-12]。

氨浸适用于处理氧化镁含量高的矿石[13]，整个流程镍钴回收率偏低，氨氮废水难以处理[14]。

加压酸浸工艺是目前应用最广泛的湿法冶炼工艺，适合处理镁含量低的褐铁矿型红土镍矿，镍钴回收率较高[15]，但是存在设备要求高、生产运营成本较高、项目投资大等不足[16-17]。

加压—常压联合浸出工艺利用高反应活性的蛇纹石型红土镍矿来中和褐铁矿型红土镍矿的加压浸出母液，该工艺适应性较强，可同时处理褐铁矿和蛇纹石两种类型的红土镍矿，但与传统加压酸浸工艺存在相同的弊端[18-21]。

本文研究了常压—加压联合浸出红土镍矿的新工艺[22]。

首先在常压下硫酸搅拌浸出褐铁矿，浸出后的矿浆加入蛇纹石矿浆再进行二段加压浸出，加压浸出过程中Fe3+主要以赤铁矿的形式水解沉淀，铁水解释放出的酸以及第一段浸出残酸被用来再浸出新添加的蛇纹石矿。

1 试验原料与方法
试验原料来自菲律宾某红土镍矿矿区的褐铁矿型和蛇纹石型两种红土镍矿，其中褐铁矿主要化学成分（%）：Ni 1.31、Fe 43.37、Mg 2.17、Co 0.14、Al 1.96、Mn 0.79、Si 1.63、水分48.8；蛇纹石矿主要化学成分（%）：Ni 1.57、Fe 15.01、Mg 14.59、Co 0.03、Al 0.45、Mn 0.22、Si 8.27、水分40.5。

褐铁矿常压硫酸搅拌浸出试验在烧杯中进行，恒温水浴锅控温。

褐铁矿在优化试验条件下得到的常压浸出矿浆添加蛇纹石型矿浆后一起注入2 L立式衬钛加压釜中进行二段加压浸出。

2 试验结果与分析
2.1 常压浸出
2.1.1 硫酸用量的影响
收稿日期：2014-05-15
作者简介：刘三平（1973-），男，湖南岳阳人，博士研究生，高级工程师.
试验条件：初始褐铁矿型矿浆浓度33%、浸出温度95 ℃、浸出时间6 h 。

硫酸用量（本文以每吨矿消耗的硫酸质量表示）对常压浸出的影响如图1所示。

浸出率/%吨矿硫酸用量/t
图1 硫酸用量对常压浸出的影响
Fig.1 Effect of dosage of sulfuric acid on atmospheric leaching
由图1可知，镍浸出率随硫酸用量的增加而增大。

当吨矿硫酸用量从0.95 t 增加至1.05 t 时，铁浸出率迅速增大。

常压浸出段旨在保证较高的镍浸出率，提高酸度有利于镍的浸出，但是硫酸用量增多将增加后续中和等工序的负荷和生产成本。

因此，综合考虑镍铁浸出率、经济成本以及可行性等因素，选择吨矿硫酸用量为1.0 t 。

2.1.2 初始矿浆浓度的影响
常压段进料在不同初始矿浆浓度下的黏度见图2。

从图2可看出，矿浆黏度随着矿浆浓度的增加而增大，矿浆浓度在30%~40%时，矿浆黏度的增幅较小，矿浆浓度大于40%后，矿浆黏度迅速增大。

因此本文选择矿浆浓度范围30%~40%进行浸出试验。

试验条件：浸出温度95 ℃、浸出时间6 h 、吨矿硫酸用量1.0 t ，试验结果如图2所示。

初始矿浆浓度/%浸出率/%
矿浆黏度/P a ·s
图2 初始矿浆浓度对矿浆黏度及常压浸出的影响
Fig.2 Effect of initial slurry concentration on slurry viscosity and atmospheric leaching
从图2可看出，镍浸出率随初始矿浆浓度的增加有所提高，这是因为在酸矿比相同的情况下，矿浆浓度越大酸度越高，有利于镍的浸出。

但是矿浆浓度越高黏度越大，矿浆过滤性能差。

综合考虑操作经济性和矿浆过滤性能等因素，选择较合适的初始矿浆浓度为36%，此时镍浸出率相对较高而铁浸出率相对较低。

2.1.3 浸出时间的影响
试验条件：浸出温度95 ℃、初始矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t ，浸出时间试验结果如图3所示。

浸出率/%浸出时间/h
图3 反应时间对常压浸出的影响
Fig.3 Effect of reaction time on atmospheric leaching
图3表明，镍、铁、镁浸出率随反应时间的延长而增加，反应时间至5 h 时，镍浸出率达到98%，继续延长至6 h 时，镍浸出率增加至98.5%，此时铁的浸出率70%~75%。

因此，常压浸出合适的反应时间为5~6 h 。

2.2 加压浸出
加压浸出原料为一段常压浸出后的褐铁矿型矿浆和蛇纹石型矿浆，一段常压浸出条件：反应温度95 ℃、反应时间5 h 、初始褐铁矿型矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t ，浸出后矿浆的主要成分如表1所示。

表1 一段常压浸出渣及浸出液的主要成分
Table 1 Composition of primary leaching residue and lixivium
元素 浸出渣/% 浸出液/(g ·L -1)
Ni 0.05 4.81
Fe
9.80 52.71 Al
0.23 1.90 Mg
0.82 42.26 Si
27.85 - Mn
<0.005 1.07 Ca 0.14
0.40
2.2.1 蛇纹石型矿添加量的影响
反应温度150 ℃、褐铁矿型矿矿浆浓度36%、反应时间2 h ，蛇纹石型矿添加量试验结果如图4所示。

浸出率/%
蛇纹石矿添加量比例/%
图4 蛇纹石添加量对金属总浸出率的影响
Fig.4 Effect of dosage of serpentine on leaching
从图4可看出，随着蛇纹石矿添加量的增大，镍、镁的总浸出率下降。

蛇纹石矿添加量为总矿量的35%时，镍的总浸出率为93%，浸出效果较好，此时铁的总浸出率低，仅有1.5%。

因此，加压浸出段合适的蛇纹石矿添加量为总矿量的35%，即褐铁矿型矿与蛇纹石型矿的比例为65∶35。

2.2.2 反应时间的影响
试验条件：反应温度150 ℃、蛇纹石矿矿浆浓度36%、蛇纹石矿添加量比例35%，试验结果如图5所示。

浸出率/%
浸出时间/h
图5 反应时间对浸出的影响
Fig.5 Effect of reacting time on leaching
由图5可知，浸出反应的速率很快，浸出时间对镍浸出率的影响较小。

铁的浸出率随反应时间的延长而下降，当反应时间为2 h 时，铁的水解沉淀较为彻底，此时铁浸出率降至最低1.5%，镍浸出率为93%，浸出液含铁1.8 g/L 。

因此，加压浸出段合适的反应时间为2 h 。

综上所述，常压—加压两段联合浸出红土镍矿的优化条件为：常压浸出反应温度95 ℃、反应时间5 h 、初始褐铁矿型矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t ；加压浸出反应温度150 ℃、反应时间2 h 、蛇纹石矿浆浓度36%、常压浸出段和加压浸出段的矿添加量比例为65∶35。

在此条件下的浸出试验结果如表2所示。

表2 优化条件下红土镍矿浸出结果
Table 2 Results of primary and secondary leaching test under optimum conditions
元素 常压浸出率/% 加压浸出率/% 两段总浸出率/%
Ni 98.02 81.06 93.19
Fe
73.58 -132.99 1.46 Mg 97.58
81.13 96.14
3 结论
1）常压—加压两段联合浸出红土镍矿的优化条件为：常压浸出反应温度95 ℃、反应时间5 h 、初始褐铁矿型矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t ；加压浸出反应温度150 ℃、反应时间2 h 、蛇纹石矿浆浓度36%、常压浸出段和加压浸出段的矿添加量比例为65∶35。

镍、铁的总浸出率分别为93%和1.5%，浸出液含铁低至1.8 g/L ，大大减轻了后续除铁工艺负担。

2）加压浸出利用铁水解再生的酸浸出蛇纹石矿，可以减少硫酸消耗以及浸出液中的杂质含量。

3）该工艺适应性强，可处理各种类型的红土镍矿，与传统加压浸出相比降低了加压浸出的温度和压力，可降低投资、能耗和生产成本。

参考文献
[1] 徐庆新. 红土矿的过去与未来[J]. 中国有色冶金，2005，34(6)：1-8.
[2] 马保中，杨玮娇，王成彦，等. 红土镍矿湿法浸出工艺的进展[J]. 有色金属（冶炼部分），2013(7)：1-8.
[3] 郭培民，赵沛，庞建明. 高炉冶炼红土矿生产镍铁合金关键技术分析与发展方向[J]. 有色金属（冶炼部分），2011(5)：3-6.
[4] 余群波，袁朝新，范艳青，等. 球团配碳比对红土矿直接还原镍铁颗粒长大特性研究[J]. 有色金属（冶炼部分），2011(8)：1-3.
[5] 黄其兴，王立川，朱鼎之，等. 镍冶金学[M]. 北京：科学技术出版社，1990：224-225.
[6] 伍鸿九，王立川. 有色金属提取手册：铜镍卷[M]. 北京：冶金工业出版社，2000：512-514.
[7] 童伟锋，汪云华，吴晓峰，等. 红土镍矿堆浸试验[J]. 有色金属(冶炼部分)，2012（6）：4-6.
[8] 汪云华，董海刚，范兴祥，等. 两段硫酸化焙烧一水浸从红土镍矿中回收镍钴[J]. 有色金属(冶炼部分)，2012（2）：16-18.
[9] 童伟锋，范兴祥，吴晓峰，等. 硫酸化氧化焙烧—水浸法从红土镍矿中提取镍钴[J]. 有色金属（冶炼部分），2013(7)：9-12.
[10] 苏瑞春. 元江红土镍矿加压浸出试验研究[J]. 有色金属(冶炼部分)，2012（9）：7-10.
[11] 施洋. 高压酸浸法从镍红土矿中回收镍钴[J]. 有色金属(冶炼部分)，2013（1）：4-7.
[12] 赵景富. RKEF工艺处理缅甸镍红土矿[J]. 有色金属（冶炼部分），2013(1)：8-10.
[13] 王成彦，尹飞，陈永强，等. 国内外红土镍矿处理技术及进展[J]. 中国有色金属学报，2008，18(1)：1-5.
[14] 陈家镛，杨守志，柯家骏，等. 湿法冶金的研究与发展[M]. 北京：冶金工业出社，1998：27-54.
[15] Whittington B I, Johnson J A, Quan L P, et al. Pressure acid leaching of arid-region nickel laterite ore: Part Ⅱ. Effect of ore type[J]. Hydrometallurgy，2003，70(1/2/3)：47-62.
[16] 肖振民. 世界红土型镍矿开发和高压酸浸技术应用[J]. 中国矿业，2002，11(1)：56-59.
[17] Susan Glasauer, Josef Friedl, Udo Schwertmann. Properties of Goethites Prepared under Acidic and Basic Conditions in the Presence of Silicate[J]. Journal of Colloid and Interface Science，1999，216(1)：106-115.
[18] Courtney S Simons, Einar T Carlson, Maurice F Dufour. Recovery of nickel, cobalt and other valuable metals：Canada，618826[P]. 1961-04-25.
[19] Reid J, Barnett S. Nickel Laterite Hydrometallurgical Processing Update[C]// ALTA 2002：Nickel/Cobalt-8. Melbourne：ALTA Metallurgical Services，2002：18.
[20] Lussiez Guy W, Duterque Jean-Paul, Polkinghorn Thomas W. Conditioning of laterite pressure leach liquor：US，4547348[P]. 1985-10-15.
[21] Motteram G., Ryan M, Berezowsky R, et al. Murrin Nickel/Cobalt Project: Project Overview and Development. ALTA 1996, Nickel/Cobalt Pressure Leaching and Hydrometallurgy Forum[C]//. Melbourne：ALTA Metallurgical Services，1996：28.
[22] 蒋开喜，文森特·康贝莫·西蒙斯，王海北，等. 一种红土镍矿联合浸出的工艺：中国，201310467539[P]. 2014-03-05.。