阅读说明：本技术 一种提高红土矿浸出液镍离子浓度的浸出方法 (Leaching method for improving nickel ion concentration of laterite leaching solution ) 是由 贺来荣 王贤来 欧晓健 沙滨 宗红星 张鹏 陈小林 魏建周 王多江 姚菲 王少华 于 2020-12-09 设计创作，主要内容包括：本发明提供了一种提高红土矿浸出液镍离子浓度的浸出方法,包括以下步骤：(1)将红土矿原料加水浆化,控制红土矿浆料液固比为3～4:1；(2)按照酸矿比为0.15～0.20:1将浓硫酸加入红土矿浆料中进行高温浸出,完成浸出后液固分离,得到浸出液和浸出渣；(3)将70～80%的浸出液返回步骤(1)中,并补入新水制备红土矿浆料,剩余20～30%的浸出液作为最终浸出液进入后续净化工序,浸出液如此往复循环。本发明相比现有高压酸浸工艺可将最终浸出液镍离子的浓度从3～5g/L,提高至8～10g/L,镍杂比从2～3:1提高至5～6:1,浸出液体积量缩小2～3倍。由于浸出液镍离子浓度高,镍杂比低,浸出液体积量小,为后续溶液净化工序创造了便利的条件,实现红土矿高效环保的浸出的目的。(The invention provides a leaching method for improving the nickel ion concentration of laterite leaching solution, which comprises the following steps: (1) adding water into a laterite raw material for slurrying, and controlling the solid-to-liquid ratio of laterite slurry to be 3-4: 1; (2) adding concentrated sulfuric acid into the laterite slurry according to the acid-ore ratio of 0.15-0.20: 1 for high-temperature leaching, and performing liquid-solid separation after leaching to obtain a leaching solution and leaching residues; (3) and (3) returning 70-80% of the leachate to the step (1), supplementing new water to prepare laterite slurry, taking the residual 20-30% of the leachate as a final leachate, and performing subsequent purification procedures, wherein the leachate is circulated repeatedly. Compared with the existing high-pressure acid leaching process, the concentration of nickel ions in the final leaching solution can be increased from 3-5 g/L to 8-10 g/L, the nickel-impurity ratio is increased from 2-3: 1 to 5-6: 1, and the volume of the leaching solution is reduced by 2-3 times. Because the nickel ion concentration of the leaching solution is high, the nickel-impurity ratio is low, and the volume of the leaching solution is small, convenient conditions are created for the subsequent solution purification process, and the purpose of leaching laterite efficiently and environmentally is achieved.)

一种提高红土矿浸出液镍离子浓度的浸出方法

技术领域

本发明属于有色金属湿法冶金技术领域，具体涉及一种提高红土矿浸出液镍离子浓度的浸出方法。

背景技术

近年来，红土矿冶炼技术发展较较快，通常根据不同的原矿特性，采用不同的冶炼工艺。红土矿从上至下依次可分为褐铁层红土矿、过渡层红土矿和腐泥土层红土矿。位于矿床的上部的褐铁矿型红土矿，其特点是镍、硅、镁含量较低，铁、钴含量较高，这种矿石宜采用高压酸浸工艺（湿法冶炼工艺）处理。位于矿床的下部腐泥土层红土矿，其特点是镍、硅、镁的含量较高，铁、钴含量较低，这种矿石宜采用RKEF工艺（火法冶炼工艺）处理。而处于中间过渡层的矿作为配料配入褐铁矿型红土矿或腐泥土层红土矿搭配处理。目前火法冶炼工艺技术较为成熟，湿法冶炼工艺虽然已经工业化，但存在浸出液镍离子浓度低、镍杂比低、浸出液体积量大等缺点，严重制约至该工艺技术的发展。

发明内容

本发明的目的是为了解决现有技术中存在的技术问题，提供一种高效环保的提高红土矿浸出液镍离子浓度的浸出方法，可以有效提高浸出液镍离子浓度、增大镍杂比（镍离子浓度：铁铝离子浓度之和）、减少浸出液体积量。

为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案：

一种提高红土矿浸出液镍离子浓度的浸出方法，包括以下步骤：

（1）将红土矿原料加水浆化，控制红土矿浆料液固比为3~4:1；

（2）按照酸矿比为0.15~0.20:1将浓硫酸加入红土矿浆料中进行高温浸出，完成浸出后液固分离，得到浸出液和浸出渣；浸出温度为240~250℃，浸出时间为1~1.5h；

（3）将70~80%的浸出液返回步骤（1）中，并按照水矿比1~1.5:1补入新水制备红土矿浆料，剩余20~30%的浸出液作为最终浸出液进入后续净化工序，浸出液如此往复循环。

本发明相对现有技术具有以下有益效果：本发明将部分返回的浸出液与红土矿原料混合并补入一定量的新水浆化后进行高温浸出，相比现有高压酸浸工艺可将最终浸出液镍离子的浓度从3~5g/L，提高至8~10g/L，镍杂比从2~3:1提高至5~6:1，浸出液体积量缩小2~3倍。由于浸出液镍离子浓度高，镍杂比低，浸出液体积量小，为后续溶液净化工序创造了便利的条件，实现红土矿高效环保的浸出的目的。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步说明。

实施例1

红土矿原料组成如表1所示：

该红土矿原料的浸出方法如下：

（1）将红土矿原料加水浆化，控制红土矿浆料液固比为3:1；

（2）按照酸矿比为0.15:1将浓硫酸加入红土矿浆料中进行高温浸出，浸出温度为250℃，浸出时间为1.5h。完成浸出后液固分离，得到浸出液和浸出渣；

（3）将70%的浸出液返回步骤（1）中，并按照水矿比1:1补入新水制备红土矿浆料，剩余30%的浸出液作为最终浸出液进入后续净化工序，浸出液如此往复循环。

浸出结果：浸出液镍离子浓度8.13g/L，镍杂比为5.19，1kg红土矿原料产出最终浸出液量1.37L。

实施例2

红土矿原料组成如表2所示：

该红土矿原料的浸出方法如下：

（1）将红土矿原料加水浆化，控制红土矿浆料液固比为4:1；

（2）按照酸矿比为0.20:1将浓硫酸加入红土矿浆料中进行高温浸出，浸出温度为240℃，浸出时间为1h。完成浸出后液固分离，得到浸出液和浸出渣；

（3）将80%的浸出液返回步骤（1）中，并按照水矿比1.5:1补入新水制备红土矿浆料，剩余20%的浸出液作为最终浸出液进入后续净化工序，浸出液如此往复循环。

浸出结果：浸出液镍离子浓度8.27g/L，镍杂比为5.51，1kg红土矿原料产出最终浸出液量1.25L。

实施例3

红土矿原料组成如表3所示：

该红土矿原料的高离子浓度浸出方法包括以下步骤：

（1）将红土矿原料加水浆化，控制红土矿浆料液固比为3:1；

（2）按照酸矿比为0.20:1将浓硫酸加入红土矿浆料中进行高温浸出，浸出温度为250℃，浸出时间为1h。完成浸出后液固分离，得到浸出液和浸出渣；

（3）将80%的浸出液返回步骤（1）中，并按照水矿比1:1补入新水制备红土矿浆料，剩余20%的浸出液作为最终浸出液进入后续净化工序，浸出液如此往复循环。

浸出结果：浸出液镍离子浓度9.62g/L，镍杂比为5.83，1kg红土矿原料产出最终浸出液量1.22L。