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    菲律賓某紅土礦兩段酸浸研究

    2014-09-03 10:52:18劉三平王海北曲志平蘇立峰
    有色冶金節(jié)能 2014年5期
    關鍵詞:高酸紅土礦漿

    劉三平 王海北 曲志平 蘇立峰

    (北京礦冶研究總院, 北京 100160)

    菲律賓某紅土礦兩段酸浸研究

    劉三平 王海北 曲志平 蘇立峰

    (北京礦冶研究總院, 北京 100160)

    研究了一段高酸—二段中和兩段聯(lián)合浸出紅土礦新工藝。結果表明,該紅土礦經(jīng)人工分級后,細粒級礦石在溫度95 ℃、反應時間6 h、初始礦漿濃度32%、酸礦比1.05的條件下,鎳、鈷一段高酸浸出率分別為97.39%、94.14%;一段浸出后礦漿與粗粒級礦石礦漿混合后在溫度95 ℃、反應時間15 h、粗細粒級礦石質量比1.34的條件下,鎳、鈷二段中和浸出率分別為82.04%、93.35%,浸出后液含鐵濃度小于2 g/L。

    紅土礦; 兩段浸出; 中和浸出

    0 前言

    世界上可開采的鎳資源有兩類,一類是硫化礦床,另一類是氧化礦床。目前世界上約70%的鎳是從硫化礦中提取的,但賦存在氧化礦床中的鎳卻占鎳儲量的65%。因此,隨著世界硫化鎳礦資源的逐漸減少,從氧化鎳礦中提取鎳和鈷具有更大的吸引力[1-2]。

    氧化鎳礦由于鐵的氧化,礦石呈紅色,所以統(tǒng)稱為紅土礦。但實際上氧化鎳礦分為兩種類型[3],一種是褐鐵礦型,位于礦床的上部,鐵高、鎳低,硅、鎂也較低,但鈷含量比較高;另一種為硅鎂鎳礦,位于礦床的下部,硅、鎂的含量比較高,鐵含量較低,鈷含量也較低,但Ni的含量比較高。

    在紅土鎳礦處理方面,比較成熟的冶煉方法包括:回轉窯干燥預還原—電爐熔煉法(RKEF)、燒結—鼓風爐硫化熔煉法、燒結—高爐還原熔煉法、還原焙燒—氨浸法和高壓酸浸法。此外,堆浸法、羥基法、氯化水浸法、氯化揮發(fā)法、氯化離析法等也有小規(guī)模的生產(chǎn)或試驗研究[4-11]。

    本文針對菲律賓某紅土礦礦石,對原礦進行篩分得到Ni、Fe高Mg低的細粒級礦石以及Ni、Fe低Mg高的粗粒級礦石,將細粒級含F(xiàn)e高Mg低的礦石進行一段高溫高酸浸出,浸出后礦漿加入粗粒級礦石,利用一段浸出殘酸以及二段浸出過程中Fe沉淀生成的酸進行二段中和浸出,從而達到降低酸耗、降低浸出后液Fe含量和提高Ni、Co浸出率的目的。

    1 實驗

    1.1 實驗原料

    根據(jù)菲律賓某紅土礦的實際情況,實驗中對原礦篩分(以粒徑5 mm區(qū)分),進行一段高酸浸出、二段中和浸出。細粒級(-5 mm)礦石(編號ONB0)性質接近于褐鐵礦類型,作為高酸浸出段礦樣;粗粒級(+5 mm)礦石(編號ONA0)性質接近于硅鎂鎳礦,作為中和浸出段礦樣。原礦篩分結果、各粒級主要元素分布結果如表1所示。

    表1 原礦篩分及各粒級主要元素分布

    實驗中使用的礦樣主要化學成分分析見表2。

    表2 實驗用礦樣化學成分分析 單位:%

    1.2 實驗方法

    一段酸浸時細粒級礦樣(ONB0)預先磨礦,將磨細后的礦樣制備成礦漿置于燒杯中,然后開啟攪拌,緩慢加入一定量的濃硫酸。用恒溫加熱板控制反應溫度,攪拌浸出一段時間后浸出后礦漿過濾,分析渣中各元素含量,計算浸出率。

    二段中和浸出時,向一段浸出礦漿中加入磨細后的粗粒級礦樣(ONA0)礦漿進行進一步浸出。在二段浸出反應過程中,隨礦漿pH值升高,溶液中Fe3+將水解,水解產(chǎn)生的酸將進一步浸出粗粒級礦石,從而達到降低酸耗和提高鎳鈷浸出率的目的。

    2 實驗結果與分析

    2.1 一段高酸浸出

    2.1.1 浸出時間對浸出率的影響

    實驗條件:初始礦漿濃度32%、浸出溫度95 ℃、攪拌速度360 r/min、酸礦比1.1。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率及溶液殘酸如圖1所示。

    圖1 浸出時間對金屬浸出率及溶液殘酸的影響

    由圖1可知,鎳浸出率始終維持在95%以上,隨著反應時間的延長而平緩增加。其他各金屬浸出率均隨反應時間的延長而有所增加,其中Co浸出率增加最快。

    殘留酸溶液酸度在3 h內迅速下降。3 h后,反應時間延長,酸度變化平緩,各金屬浸出率趨于穩(wěn)定,反應基本平衡??紤]到浸出反應的動力學影響,將浸出時間延長為4 h,得到理想的浸出效果。

    2.1.2 酸礦比對浸出率的影響

    實驗條件:初始礦漿濃度32%、浸出溫度95 ℃、攪拌速度360 r/min、浸出時間6 h、酸礦比0.9~1.15。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率如圖2所示。

    圖2 酸礦比對金屬浸出率的影響

    由圖2所示,隨著浸出酸礦比的增加,Ni、Fe、Co、Mn的浸出率都得到了提高,當酸礦比達到1.05時,Ni、Fe浸出率均在94%以上??紤]到浸出酸耗

    成本,將酸礦比定為1.05~1.1,可以得到理想的浸出效果。

    2.1.3 浸出溫度對浸出率的影響

    實驗條件:初始礦漿濃度32%、浸出溫度85~100 ℃、攪拌速度360 r/min、酸礦比1.05,浸出時間6 h。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率如表3所示。

    表3 浸出溫度實驗結果

    從表3可知,隨著反應溫度的提高,各金屬的浸出速率及浸出率均呈上升趨勢。從實際的反應情況看,由于浸出過程中,硫酸的加入會釋放大量熱量,導致反應體系的溫度很難下降到95 ℃以下,所以綜合來看,將反應溫度定為95~100 ℃。

    2.1.4 初始礦漿濃度對浸出率的影響

    實驗條件:初始礦漿濃度26%~32%、浸出溫度95 ℃、攪拌速度360 r/min、酸礦比1.05,浸出時間6 h。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率如表4所示。

    從表4可以看出,各金屬浸出率隨著初始礦漿濃度的增加而有所上升。當初始礦漿濃度高于28%時,金屬浸出率變化不明顯。

    表4 初始礦漿濃度實驗結果 單位:%

    初始礦漿濃度的選擇需要充分考慮到礦漿制備過程的情況。濃度過低,無疑增加了水循環(huán)成本;濃度過高,將會加大后續(xù)濃密洗滌工序的難度。從實際情況看,當初始礦漿濃度達到35%時,實驗過程良好。因此,建議初始礦漿濃度為32%~35%。

    2.1.5 SO2添加對浸出率的影響

    試驗條件:初始礦漿濃度32%、浸出溫度95 ℃、攪拌速度360 r/min、酸礦比1.05、浸出時間6 h、SO2氣體流量1 L/min。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率如圖3所示。

    圖3 SO2添加對金屬浸出率的影響

    從圖3可以看出,隨著SO2還原氣氛加入,Co、Mn、Fe的浸出率較之前實驗結果有明顯增加,鎳浸出率雖有增加,但幅度較小。SO2增加了Mn、Fe的浸出率,加大了后續(xù)凈化工序的處理難度。綜合考慮,不建議添加SO2。

    2.2 二段中和浸出

    二段中和浸出的原料為一段高酸浸出后礦漿,一段高酸浸出條件為:初始礦漿濃度32%、浸出溫度95 ℃、浸出時間6 h、攪拌速度360 r/min、酸礦比1.05,浸出后礦漿的主要成分如表5所示。

    表5 一段高酸浸出渣及浸出液主要成分

    2.2.1 中和礦用量對浸出率的影響

    中和礦用量實驗條件為:ONA0礦漿濃度32%、浸出溫度95 ℃、浸出時間15 h、攪拌速度380 r/min、mass(ONA0)/mass(ONB0)為0.69~1.59。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率如圖4所示。

    圖4 中和礦用量對金屬浸出率的影響

    由圖4可知,在中和浸出過程中,鈷、錳浸出率較高,基本維持在90%以上,鎳浸出率相對較低。隨著中和礦用量的增加,鎳、鈷、錳的浸出率變化趨勢與鐵浸出率趨勢相反。

    2.2.2 反應時間對浸出率的影響

    中和反應時間實驗條件為:ONA0礦漿濃度32%、浸出溫度95 ℃、攪拌速度380 r/min、mass(ONA0)/mass(ONB0)為1.34。反應結束后,得到的Ni、Co、Mn、Fe的浸出率如圖5所示。

    圖5 中和反應時間對金屬浸出率的影響

    由圖5可知,在中和浸出過程中,鎳、鈷、錳的浸出率變化情況不明顯,隨著時間的延長,鐵浸出率呈明顯下降趨勢。從圖6可以看到,反應進行4 h后,溶液中殘酸含量較低,這也造成了鎳浸出率相對不高。隨反應時間的延長,溶液中鐵含量下降明顯,反應后期,溶液含鐵降至2 g/L左右,中和浸出效果理想。

    圖6 中和反應時間對溶液中鐵、酸的影響

    3 結論

    (1) 該紅土鎳礦經(jīng)兩段聯(lián)合浸出后,鎳、鈷一段高酸浸出率達97.39%、94.14%,二段中和浸出率達82.04%、93.35%;二段浸出后礦漿溶液含鐵小于2 g/L,實驗效果理想。

    (2) 該紅土鎳礦經(jīng)人工分級后,以自有粗粒級礦石作為中和劑,不僅降低了中和浸出的試劑消耗,還進一步提高了礦石中鎳鈷的綜合回收率。

    (3) 該兩段浸出工藝較適于處理菲律賓相關地區(qū)的紅土鎳礦,與傳統(tǒng)浸出工藝相比,進一步降低了投資、能耗成本。

    [1] 徐慶新.紅土礦的過去與未來[J].中國有色冶金,2005(6):1-8.

    [2] 劉大星.從鎳紅土礦中回收鎳、鈷技術的進展[J].有色金屬:冶煉部分,2002(3):6-10.

    [3] 肖振民.世界紅土型鎳礦開發(fā)和高壓酸浸技術應用[J].中國礦業(yè),2002,11(1): 56-59.

    [4] 李建華,程威,肖志海.紅土鎳礦處理工藝綜述[J].濕法冶金,2004(12):4-8.

    [5] 崔和濤,雪萍,徐有生.我國鎳冶金的發(fā)展與工藝技術進步[J].礦冶,1997(6):22-25.

    [6] 王成彥,江培海.云南中低品位氧化鋅礦及元江鎳礦的合理開發(fā)和利用[J].中國工程學, (7):147-150.

    [7] 王成彥.元江貧鎳礦的氯化離析[J].礦冶,1997(3):56-59.

    [8] 譚世雄.我國鎳冶煉工藝技術發(fā)展[J].科學中國人,1999(2):29-30.

    [9] 王成彥.元江貧氧化鎳礦氯化離析焙砂的氨浸[J].有色金屬:冶煉部分,2001(2):12-14.

    [10] 周全雄.氧化鎳礦開發(fā)工藝技術現(xiàn)狀及發(fā)展方向[J].云南冶金,2005(6):35-36.

    [11] 何煥華.氧化鎳礦處理工藝述評[J].中國有色冶金,2004(6):12-15.

    Study of Two-stage Acid Leaching Process on Nickel Laterite Ore in Philippine

    LIU San-ping, WANG Hai-bei, QU Zhi-ping, SU Li-feng

    The two-stage leaching process, which combined high acid leaching with neutralization leaching, has been researched to deal with laterite ore in this paper. The results showed that the respective extraction of Ni and Co from ONB0 sample (-5 mm) in the primary acid leaching stage were 97.39% and 94.14%, under the following optimum-conditions: reaction temperature 95 ℃, residence time 6 hours, initial slurry concentration 32%, t-acid/t-ore 1.05. ONA0 sample (+5 mm) slurry was added to the primary leach residue slurry as the feed of the neutralization leach, and the optimum mass (ONA0)/mass (ONB0) was 1.34. The neutralization leach test results showed that the respective extraction of Ni and Co were 82.04% and 93.35%, with the Fe concentration of the solution reducing to less than 2 g/L, under the following conditions: reaction temperature 95 ℃, residence time 15 hours.

    laterite ore; two-stage acid leaching; neutralization leach

    2014-05-15

    劉三平(1973—),男,湖南岳陽人,碩士,高級工程師,主要從事有色重金屬冶煉工藝研究工作。

    TF815

    A

    1008-5122(2014)05-0017-04

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