本发明专利技术公开了一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法，其主要工序包括预处理—高酸浸出取硅—磁性絮凝除铁的先驱体提铁—萃取分离镍钴—吸附取锰—电絮凝处理废水—镁盐工段。本发明专利技术具有以下优点：（1）流程短；（2）中间物料及洗水种类少；（3）溶液pH值变化幅度小；（4）重金属处理成本低；（5）废水、废渣可综合利用；（6）镍回收率高。这种新型工艺路线，可实现红土镍矿中资源的全方位综合利用，包括从中提取镍、钴、锰、铁、镁、硅等，不产生中间渣，亦无返料，综合加工成本显著下降，经济效益和社会效益显见。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及湿法冶金冶炼方法，更具体地是一种红土镍矿湿法冶炼综合回收各种 元素的冶炼工艺。
技术介绍
红土镍矿主要分为三种有开采价值的矿物组份：表面的褐铁矿层、基岩上面的腐 泥土层、以及褐铁矿与腐泥土之间的过渡层。褐铁矿中的含镍矿物是针铁矿和/或赤铁矿； 腐泥土中的含镍矿物主要是含镁很高的硅镁镍矿。红土镍矿中主要元素含量从高到低的 排列为：二氧化硅、镁、铁、镍、铝，其中二氧化硅、镁及铁含量分别是镍含量的20~25倍、 10~20倍及10~15倍。 现有红土镍矿的湿法提镍冶金流程中，一般是将褐铁矿型红土镍矿用高酸浸出； 再用硅镁镍矿浆去中和浸出液中的余酸，在该段浸出条件下，有价金属镍、钴溶解的同时矿 石中含有的铁、镁等杂质元素亦被浸出，浸出液中除含有大量的游离酸外，铁含量也很高； 然后通过加入石灰乳进行中和，铁以铁矾渣的形式、铝硅以氢氧化物的形式进入到浸出渣 中，经过洗涤后外排；最后再用碱中和，从中沉淀分离出氢氧化镍，此过程中会产出大量低 浓度的含镁溶液。在此流程中，浸出渣中硅、铁含量低，硫酸根含量高，没有利用价值；含镁 溶液成分复杂，处理的费用较高。因此浸出渣和含镁溶液通常被当作废水废弃，这样做一是 污染环境，二是占用大量土地作为浸出渣的堆场，三是不能综合回收铁镁硅等元素，既不符 合国家环保政策，也浪费资源。因此，分阶段性地回收红土镍矿中的各类元素，对于各个方 面来说都是有益的。另一方面，现有红土镍矿的湿法提镍冶金流程中，流程中包括"高酸浸出"、"一次 除铁"、"二次除铁"、"除硅铝"、"沉镍"、"酸溶"、"还原酸溶"等工序均存在各种渣的压滤、 洗涤等，包括四种、五次不同物料的压滤和洗涤作业以及三种固体返料（硅铝渣、粗氢氧化 镍和酸不溶渣）的产生，也是造成镍损失的主要工序，其间溶液pH值依次变化为：0. 5~ 1. 0~L 2~3. 6~3. 8~4. 8~5. 2~8. 0~8. 6~L 0等。如此繁冗的流程，导致镍钴 沿程损失，洗水导致体系水膨胀，酸碱及蒸汽动力消耗大，岗位多、设备多、返料多，废水废 渣处理量多成本高。
技术实现思路
本专利技术的专利技术目的在于针对现有技术的不足，根据现有技术和本公司多年积累的 技术相组合，提供。上述目的是通过下述方案实现的： -种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法，其特征在于，包括以下步骤： a)预处理：将红土镍矿进行分级、破碎、磨矿以及螺旋分离后，进入深锥浓密机浓 密，得到底流矿浆； b)酸浸：往底流矿浆中加入硫酸，进行酸浸，过滤后得到浸出渣和浸出液； c)回收硅：将步骤a)所得的底流矿浆进行酸浸，固液分离，得到的浸出渣经洗涤、 液碱浸出，然后在浸出液中通入二氧化碳，得到多种品级的含硅产品； d)回收铁：将步骤b)所得的浸出液中加入磁性絮凝除铁的先驱体及中和剂进行 诱导提铁，得到铁渣和除铁后液，铁渣经过洗涤、干燥和煅烧后得到铁产品； e)回收镍钴：往d)步骤得到的除铁后液中加入萃取剂萃取其中的镍和钴，得到负 载镍钴的有机相和萃余液水相，再将负载镍钴的有机相用酸进行反萃，反萃后的萃余液水 相经蒸发浓缩后得到硫酸镍钴结晶体；f)回收锰：将萃余液中加入重金属捕集剂，得到粗锰渣和低浓度镁溶液，将粗锰 渣经过洗涤、干燥和煅烧后得到二氧化锰；g)电絮凝处理废水：将步骤f)所得的低浓度镁溶液采用石灰乳中和，过滤后进行 电絮凝处理微量的重金属杂质，得到重金属废渣和镁溶液； h)回收镁：将步骤g)所得的镁溶液经蒸发结晶得到硫酸镁产品，重金属废渣返回 浸出工段回收重金属。 所述步骤b)的酸浸出的反应压力在0~6MPa，反应温度85~150°C，反应时间为 1~3小时，浆中的游离酸含量控制为10~20g/L;浸出方式包括熟化浸出、堆浸、高压浸 出、中低压浸出或常压浸出。 所述步骤d)中磁性絮凝除铁的先驱体的加入量为20~50g/L，终点pH为2. 5~ 4. 5,反应时间为1~3小时，反应温度60~80°C;所述中和剂是镁的氢氧化物或氧化物、 或者是钠的氢氧化物或碳酸盐。 所述步骤e)的萃取剂为HBL110系列镍特效萃取剂，稀释剂为磺化煤油，控制水相 的pH为1. 5~2. 5,水相与有机相的体积比为2:1;萃取级数为3~5级，反萃级数为3~ 5级，混合时间3~8分钟，澄清时间15~30分钟，反应温度为20~35°C。 所述步骤e)所得硫酸镍钴晶体经过溶解后，采取萃取方法分离镍钴，再分别经过 电积得到金属镍和金属钴。 所述步骤f)中重金属捕集剂加入量为理论量的1. 0~1. 2倍，控制水相的pH为 6~9,反应时间30~120分钟，反应温度为常温~60°C。 所述步骤g)中石灰乳的加入量以控制溶液终点pH6~9为准，搅拌反应时间为 1~3小时，电絮凝控制溶液终点pH6~9,电极反应1~5分钟。 所述步骤b)中加入硫酸的浓度为95~98%。 所述步骤b)中硫酸还可用32~35%盐酸，或60~63%硝酸代替。 本专利技术采用"预处理一高酸浸出一浸出渣再利用一磁性絮凝除铁的先驱体提铁一 萃取分离镍钴一吸附取锰一电絮凝处理废水一镁盐工段"新工艺，原料为红土镍矿。其中主 要工艺流程和操作要点分述如下： 高酸浸出：将红土镍矿经过磨成粒度为不大于0. 147mm的部分占至少90%，与酸 混合进行酸浸，得到浸出浆液。矿浆浓度为26~32 %，反应压力在0~6MPa，反应温度85~ 150°C，反应时间为60~180分钟，矿浆中的游离酸含量控制为10~20g/L。反应结束后， 浸出浆液进行固液分离，浸出渣经过洗涤后用于制作硅产品；浸出液与洗液合并后送往提 铁工段。该段浸出包括现有已知的熟化浸出、堆浸、高压浸出、中低压浸出、常压搅拌浸出等 浸出方式，浸出剂包括硫酸、盐酸、硝酸等无机酸。浸出渣再利用：浸出渣用15~30%液碱浸出，碱浸出液通入通入二氧化碳，得到 多种品级的硅产品；浸出的反应压力为常压，反应温度30~80°C，反应时间为60~180分 钟；碳化的反应压力为常压，反应温度30~80°C，反应时间为20~90分钟； 磁性絮凝除铁的先驱体提铁：在溶液中加入磁性絮凝除铁的先驱体，缓慢加入中 和剂，控制pH值2. 5~3. 0,反应时间30~120分钟，反应温度60~80°C，磁性絮凝除铁 的先驱体的加入比例为溶液中铁量的1/4~1/6,中和剂可以是镁的氢氧化物或氧化物的 固体或浆体、也可以是钠的氢氧化物或碳酸物的固体或溶液。溶液中的铁以带磁性的铁渣 形式沉淀，矿浆经过磁场或自然沉淀，铁渣快速沉降，再通过离心机甩干后，经过洗涤、烘干 和脱水后成铁矿石。滤液和洗水合并后成为萃前液，进入直萃工段。 萃取分离镍钴：采用镍新型萃取剂HBL110,磺化煤油为稀释剂，按一定比例混合 后成为有机相，与上述的萃前液进行混合，可优先、高效萃取萃前液中的镍钴有价金属并通 过反萃而高倍富集，而铁、镁、硅、铝等有害贱金属则留存在萃余液中。反萃液中的镍钴经 过蒸发浓缩和洗涤后，得到电池级硫酸镍钴晶体，可直接外售；晶体可经过溶解后，采取萃 取方法分离镍钴，分别经过电积得到金属镍和金属钴。萃取的反应条件：萃取级数为3~5 级，反萃级数为3~5级，混合时间3~8分钟，澄清时间15~30分钟，反应温度为20~ 35本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种红土镍矿资源化处理及综合回收利用的方法，其特征在于，包括以下步骤：预处理：将红土镍矿进行分级、破碎、磨矿以及螺旋分离后，进入深锥浓密机浓密，得到底流矿浆； b）酸浸：往底流矿浆中加入硫酸，进行酸浸，过滤后得到浸出渣和浸出液； c) 回收硅：将步骤a)所得的底流矿浆进行酸浸，固液分离，得到的浸出渣经洗涤、液碱浸出，然后在浸出液中通入二氧化碳，得到多种品级的含硅产品； d) 回收铁：将步骤b)所得的浸出液中加入磁性絮凝除铁的先驱体及中和剂进行诱导提铁，得到铁渣和除铁后液，铁渣经过洗涤、干燥和煅烧后得到铁产品； e) 回收镍钴：往d)步骤得到的除铁后液中加入萃取剂萃取其中的镍和钴，得到负载镍钴的有机相和萃余液水相，再将负载镍钴的有机相用酸进行反萃，反萃后的萃余液水相经蒸发浓缩后得到硫酸镍钴结晶体； f) 回收锰：将萃余液中加入重金属捕集剂，得到粗锰渣和低浓度镁溶液，将粗锰渣经过洗涤、干燥和煅烧后得到二氧化锰； g) 电絮凝处理废水：将步骤f）所得的低浓度镁溶液采用石灰乳中和，过滤后进行电絮凝处理微量的重金属杂质，得到重金属废渣和镁溶液；h）回收镁：将步骤g) 所得的镁溶液经蒸发结晶得到硫酸镁产品，重金属废渣返回浸出工段回收重金属。...
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：何嘉靖，朱红斌，杨声全，覃一峰，
申请(专利权)人：广西银亿再生资源有限公司，广西银亿科技矿冶有限公司，
类型：发明
国别省市：广西;45
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