推荐一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁和硅的方法

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一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁和硅的方法

[0001] 本发明涉及低品位红±媒矿的湿法冶金工艺技术领域,具体涉及一种通过联合浸 出工艺从低品位红±媒矿中回收媒、钻、铁和娃的方法。

[0002] 红±矿是由含媒橄揽岩在热带或亚热带地区经过大规模长期风化淋滤变质而成 的氧化媒矿,由于存在地理位置、气候条件W及风化程度的差异,世界各地的红±矿类型不 完全相同。风化过程一般产生层状沉积,其中在表面附近存在着完全的或最彻底的风化产 物,随着深度增加渐变为程度较轻的风化产物,并最后在某个更深的深度处终止为未风化 的岩石。高度风化层通常将其含有的大部分媒细微分布在细碎的针铁矿颗粒中。该层通常 称为褐铁矿,它一般含有高比例的铁和低比例的娃和镇。风化较轻的层所含的媒一般更多 地包含于各种娃酸镇矿物中,例如蛇纹石。不完全风化带中可能有很多其他含有媒的娃酸 盐矿物。部分风化的高含镇带通常称为腐泥±或娃镇媒矿。它一般含有低比例的铁和高比 例的娃和镇。在一些矿床中还有另一种通常处于褐铁矿和腐泥±之间的主要含有绿脱石 粘±的带,称为过渡矿。"低品位红±矿"是指没有腐泥±矿的红±矿,也就是由褐铁矿和 过渡矿组成的红±矿。通常情况下,褐铁矿为红±媒矿的主要组成部分,占红±矿总量的 65%-75% ;腐泥±占15%-25% ;过渡矿占10%。从红±媒矿中回收媒、钻的困难之处在于,在进 行化学处理分离金属有用成分巧日媒和钻)之前通常不能通过物理方式充分富集媒的有用 成分,即无法用选矿的技术进行富集,该使得红±媒矿的处理成本很高。并且由于褐铁矿和 腐泥±矿中不同的矿物和化学组成,该些矿石通常不适于使用同一处理技术进行处理。几 十年来一直在寻找降低处理红±媒矿的成本的方法。
[0003] 目前红±媒矿的处理工艺通常可分为火法工艺和湿法工艺两大类。火法冶金工 艺适合处理腐泥±矿。该工艺通常只能生产媒铁,不能回收钻,其应用受到限制。湿法冶 金工艺适合处理褐铁矿。湿法冶金技术包括高压酸浸和还原赔烧_氨浸W及近年来出现 的如常压酸浸、堆浸工艺等。堆浸技术浸出率较低,只适用于处理高镇含量的红±矿;还原 赔烧-氨浸工艺由于能耗较高,工艺流程长而较少被采用;常压酸浸技术操作简单,不需使 用昂贵的高压蓋,但要使矿物完全溶解则所需酸耗量较大,且浸出液中含有各种金属离子, 使后续浸化分离工序变得复杂。高压酸浸(HPAL)工艺使用硫酸在高温(25CTC)和高压 (50MPa)下浸出红±媒矿。在高温、高压条件下,矿石中的金属矿物几乎完全溶解。溶解的 铁在所采用的高温下迅速水解为赤铁矿(Fe2〇3 )沉淀,媒、钻等留在溶液中,在冷却之后含 铁和娃的浸出残渣通过在一系列洗涂浓缩,即所谓的逆流倾析洗涂(CCD)回路中浓缩而从 含媒、钻的溶液中分离。因此达到了浸出工艺的主要目的--将媒与铁分离。
[0004] 高压酸浸出(HPAL)工艺的优点是:媒、钻浸出率高;反应速度快、反应时间短;铁 在酸浸过程中理论上不消耗硫酸且水解产物为赤铁矿(Fe2〇3 )沉淀。但高压酸浸出(HPAL) 工艺的缺点也很突出;首先是它需要复杂的高温、高压的高压蓋W及相关的设备,其安装与 维护都很昂贵;二是高压酸浸(HPAL)工艺消耗的硫酸比按化学计量溶解矿石中的非铁金 属成分所需的硫酸更多。因为在高压酸浸条件下多数由硫酸提供的硫酸根离子连接形成硫 酸氨根离子(HSCV)。也就是说硫酸在高压酸浸条件下只离解释放出一个质子(化)。在浸出 液冷却及中和时,硫酸氨根离子分解成硫酸根(S〇42〇和另一个质子。因此后一个质子(酸) 没有充分用于浸出,并导致过量的硫酸在后续处理是必须要进行中和而消耗中和剂;H是 HPAL工艺只限于处理主要为褐铁矿类的原料,因为腐泥±的存在会导致硫酸消耗量的大量 增加。该是由于腐泥±中镇的镇含量较高所引起的;四是HPAL工艺在运行过程中高压蓋容 易结垢,需定期停产清理,开工率低;五是浸出渣量大,而且是娃和铁的混合渣,不能经济有 效的开发利用。
[0005] 美国专利No. 4,097, 575描述了对HPAL工艺的改进,包括在所述高压蓋中发生褐 铁矿的高压浸出,高压浸出的排放物用在约820 下赔烧的、与硫酸的反应活性更强的 腐泥±矿赔烧砂中和过量的酸,在该一中和过程中腐泥±矿中含有的媒大量溶解。该一工 艺的优点是它更好地利用褐铁矿加压浸出过程中添加的硫酸,减少了用于处理高压斧排放 液体的石灰石或其他昂贵的中和试剂的消耗,并且获得了对红±媒矿体中的褐铁矿成分 和腐泥±成分进行处理的能力。但该一工艺仍需要使用昂贵的高压蓋用于褐铁矿的浸出, 而且需要对腐泥±矿进行赔烧处理,该处理工艺在资金投入和操作成本上都是很昂贵的。
[0006] 美国专利No. 6,379,636 B2描述了对美国专利No. 4,097,575中描述的工艺的 进一步改进,去除了腐泥±赔烧步骤,并将腐泥±原矿用于中和高压斧排放溶液中过量的 酸。此外,可W向排放液中加入更多的酸W增加腐泥±的可浸出量。但是该种工艺仍然需 要使用昂贵的高压斧。
[0007] 为了避免使用昂贵的高压蓋,同时开发腐泥±和褐铁矿的红±矿媒资源,人们提 出了一些改进的常压酸浸技术。如公开号为CN101273146A的发明专利,提出了同时浸提褐 铁矿和腐泥±矿或先浸提褐铁矿后浸提腐泥±矿的两步常压浸提方法,此方法具有不使用 高压蓋的优点,但该申请所述的流程中提出在对浸出溶液进行处理W除去Fe和/或A1时, 需要加入中和剂中和浸出液中的残酸,使大部分铁W氨氧化铁的形式沉积,该会造成媒钻 等有价元素的损失和料浆过滤困难。又如公开号为CN101541985A的发明专利,提出了一种 常压浸出褐铁矿和腐泥±矿的混合物的方法,但其铁沉淀产物为黄钟铁机,黄钟铁机中含 有硫酸根,因此会增加浸出过程的酸耗;且黄钟铁机是一种热力学不稳定的化合物,堆积和 存放时会释放出硫酸,从而造成环境污染。再如公开号为CN101006190A的发明专利,提出 了一种用浓酸处理褐铁矿和腐泥±矿的混合物然后水浸出媒钻的方法,此方法产生的铁沉 积物为除黄钟铁机W外的H价铁氧化物或氨氧化物,但该申请的浸出时间需要12-4她,浸 出时间较长,导致工艺周期较长,生产成本上升。
[0008] 再如公开号为CN102206749A的发明专利,提出了一种先用硫酸浸出褐铁矿,再用 一次浸出液浸提腐泥±矿,之后部分(或全部)二次浸出液再返回一次浸出褐铁矿的循环常 压浸出方法,该方法具备能同时处理褐铁矿和腐泥±矿及媒钻浸出率较高的优点,但工艺 流程较为复杂、硫酸消耗较高(平均值约为0. 7g酸/1.0 g矿)的缺点,并且所用腐泥±矿量 是褐铁矿量的1. 5倍W上,和红±矿的矿带构成相矛盾。再如公开号为CN101001964A的发 明专利,提出了一种先用足量的硫酸在常压(l〇(TC -105°C)下浸出褐铁矿,再用褐铁矿的 常压浸出矿浆与腐泥±矿浆在中等压力(约0. 5MPa、15CTC )下浸出提取媒、钻的方法。该方 法的优点是;能同时处理褐铁矿和腐泥±矿;避免使用价格昂贵的高压蓋而在中等压力条 件下用相对简单的加压设备实现了腐泥±矿较高的媒浸出率。但该方法存在W下缺点和不 足;首先常压浸出褐铁矿的时间较长,通常为4小时W上,因此所需常压浸出设备鹿大;二 是酸消耗较高,总酸/矿石=0. 6/1,该一酸耗指标虽然远低于常压酸浸却远高于高压酸浸; H是所用腐泥±矿量是褐铁矿量的1倍,该同样和红±矿的矿带构成相矛盾,众所周知的 是红±媒矿床中,褐铁矿量:腐泥±矿量> 2 : 1。
[0009] 总之,在上述红±媒矿湿法冶炼的发明专利中,高压酸浸(HPAL)工艺和改进的高 压酸浸工艺的缺点是:需要复杂的高温、高压的高压蓋W及相关的设备,其安装与维护都很 昂贵;HPAL工艺消耗的硫酸比按化学计量溶解矿石中的非铁金属成分所需的硫酸更多; HPAL工艺只限于处理主要为褐铁矿类的原料;HPAL工艺在运行过程中高压蓋容易结垢, 需定期停产清理,开工率低。常压酸浸工艺和改进的常压酸浸工艺的缺点是;硫酸消耗高; 媒、钻浸出率低;反应时间长,所需设备鹿大。高压酸浸包括改进的高压酸浸工艺和常压酸 浸工艺包括改进的常压酸浸工艺的共同缺点是浸出渣量大,而且是娃和铁的混合渣,使得 红±矿的主要成分铁不能经济有效的开发利用。尽管CN102206749A的发明专利中提及了 浸出渣的回收利用,但由于渣中的二氧化娃及氧化铁、针铁矿等均为反应生成的细小微粒, 它们相互"生长"在一起,很难用简单的磁选等方法将它们分离,因此上述浸出渣开发利用 的经济效益很差,只能当废固处理,甚至对于媒浸出率较低的浸出渣必须当危废渣进行处 理。
[0010] 由于腐泥±只占红±媒矿总量的约30%,且由于腐泥±属于红±矿床中的富矿,通 常均采用火法工艺生产媒铁,因此红±矿加工企业能够得到的是由褐铁矿和过渡矿混合成 的低品位红±媒矿。



[0011] 本发明的目的是为了解决现有技术中存在的技术问题,提供一种通过联合浸出工 艺对低品位红±媒矿中的高娃镇矿成分进行硫酸常压浸出和用常压浸出液对低娃镇高铁 矿成分进行加压浸出的回收媒、钻、铁和娃的方法。
[0012] 为了达到上述目的,本发明采用W下技术方案;一种通过联合浸出工艺从低品位 红±媒矿中回收媒、钻、铁和娃的方法,包括W下步骤:(a)对低品位红±媒矿洗选分级得 到高娃镇矿和低娃镇高铁矿,在高娃镇矿中加水制得高娃镇矿浆;化)将高娃镇矿浆加热 到6(TC -10(TC、浓硫酸加热到15(TC -20(TC,向双螺旋推料反应器中加入加热后的高娃镇 矿浆和浓硫酸,发生反应W溶解可溶性非铁金属和可溶性铁;(C)对反应物料进行水溶后 固液分离和滤渣洗涂得到常压浸出渣(A)、常压浸出液炬)和洗涂液(E) ;(d)用洗涂液(E) 和低娃镇高铁矿制成低娃镇高铁矿浆,将低娃镇高铁矿浆和常压浸出液炬)分别加热至 95C -lOCrC后加入加压管道反应器中,在压力为1. 5MPa-4. OMpa、温度为15(TC -24(TC的条 件下加压浸出0. 5-1. 5小时,常压浸出液炬)中的化3+水解为赤铁矿沉淀并释放出酸再浸 出低娃镇高铁矿;(e)降低温度低于85C后进行固液分离,得到加压浸出渣(C)和加压浸出 液值);(f)对加压浸出液值)去除非媒钻杂质后通过即有方法回收媒和/或钻;(g)对加 压浸出渣(C)用纯碱溶液洗涂后烘干得到铁精粉;化)对常压浸出渣(A)经筛分处理得到二 氧化娃和细砂。
[0013] 进一步地,所述步骤(a)中高娃镇矿的粒度为+80目,低娃镇高铁矿的粒度为-80 目。
[0014] 进一步地,所述步骤(a)中高娃镇矿与水的质量比为1:1. 2-1:1。
[0015] 进一步地,所述步骤(b)中高娃镇矿浆和浓硫酸的质量比为2:1-2. 2:1,反应时间 为1-12分钟。
[0016] 进一步地,所述步骤(C)中水溶时反应物料与水的质量比为1:1-1:0. 8。
[0017] 进一步地,所述步骤(d)中洗涂液(E)和低娃镇高铁矿制成低娃镇高铁矿浆时的 配比为化aKg。
[0018] 进一步地,所述步骤(d)中在低娃镇高铁矿浆中加入常压浸出液炬)使得反应物 料最终抑值为0. 5-1. 5。
[0019] 进一步地,所述步骤(g)中纯碱溶液的质量分数为10%,烘干温度为12CTC -15(TC。
[0020] 进一步地,所述步骤(C)中常压浸出渣(A)为娃渣,其二氧化娃含量为65%-90%。
[0021] 进一步地,所述步骤(e)中得到加压浸出渣似为赤铁矿渣,其中铁含量为 58%-65%〇
[0022] 其中,第一步是在对低品位红±媒矿洗选分级过程中,得到粒径较粗的高娃镇矿 部分和粒径较细的低娃镇高铁矿部分。第二步是在高娃镇矿酸浸过程中,高娃镇矿浆和足 够量的浓硫酸快速充分混合,浓硫酸和高娃镇矿浆中的水产生的稀释热使物料温度升高促 使高娃镇矿中的金属(媒、钻、铁、镇、铅、铅等)和硫酸快速反应生成金属硫酸盐,同时大量 的反应热使物料温度进一步提高至15CTC -28(TC保证反应进行的完全彻底,二氧化娃和极 少量未反应的铁和非铁金属形成浸出残渣。第H步为常压酸浸物料的水溶及固液分离过 程,第二步的常压浸出物料放置一段时间,在降温过程中形成酥松的蜂窝状固态膏体,加入 能保证金属硫酸盐全部溶解的水并揽拌,使金属硫酸盐全部溶解进入溶液,进行固液分离 和滤渣洗涂后得到常压浸出渣(A)、常压浸出液炬)和洗涂液(E)。第四步为常压浸出液 浸出低娃镇高铁矿的过程,将常压浸出液和低娃镇高铁矿矿浆加入加压管道反应器中加 压浸出,滤液中的化水解为赤铁矿沉淀并释放出酸再浸出低娃镇高铁矿,反应时压力为 1. 5MPa-4. OMpa、反应温度为15(TC -24(TC,不仅能保证铁离子的水解产物为赤铁矿还具有 快的水解速度及较高的媒钻浸出率和浸出速度。第五步是将加压浸出物料降温并进行固液 分离后得到加压浸出渣(C)和加压浸出液值),其中加压浸出渣(C)主要成分为赤铁矿,铁 含量很高,加压浸出液值)媒浓度较高且铁/媒比值较低。
[0023] 本发明相对现有技术具有W下有益效果: 1、实现了一种通过联合浸出工艺对低品位红±媒矿中的高娃镇矿成分进行硫酸常压 浸出和用常压浸出液对低娃镇高铁矿成分进行加压浸出的回收媒、钻、铁和娃的方法,克服 了传统的分别采用火法工艺和湿法工艺处理的不足,消除了现有高压酸浸出工艺的缺点, 同时获得比已知的常压浸出工艺更高的媒和钻回收率和更快的回收速度,比现有高压酸浸 更低的酸消耗,特别是在工艺过程中很自然方便的将低品位红±媒矿的主要成分铁加工成 铁精粉,将部分娃回收为高品位二氧化娃产品,使废渣量减少为原矿量的百分之五左右。 与高压酸浸出(HPAL)工艺相比,本发明的加压浸出在1. 5MPa-4. OMpa下进行,比高压酸浸 4. 5MPa-5. OMPa的条件温和的多,与现有常压酸浸相比,本发明的常压浸出时间为1-12分 钟,而现有常压酸浸时间通常为240分钟至2400分钟,相应的本发明的常压酸浸设备投资 远小于现有常压酸浸设备投资。
[0024] 2、本发明的硫酸消耗不但远低于现有常压酸浸的酸耗,而且低于现有高压酸浸的 酸耗,现有常压酸浸的酸耗是本发明酸耗的2. 57-3. 33倍,现有高压酸浸的酸耗是是本发 明酸耗的1. 39-1. 71倍。在高压酸浸条件下多数由硫酸提供的硫酸根离子连接形成硫酸氨 根离子(HSCV),也就是说硫酸在高压酸浸条件下只离解释放出一个质子(化),在浸出液冷 却及中和时,硫酸氨根离子分解成硫酸根(S〇42〇和另一个质子,因此后一个质子(酸)没有 充分用于浸出,并导致过量的硫酸在后续处理是必须要进行中和而消耗中和剂。而本发明 的方法中,虽然在高娃镇矿常压浸出阶段需要消耗较多的硫酸和铁反应生成硫酸铁,但在 低娃镇高铁矿加压浸出阶段则不需另加硫酸,而是依靠Fe 3+水解为赤铁矿沉淀释放的质子 (酸)来浸出低娃镇高铁矿,该就避免了因硫酸氨根离子(HSCV)而导致酸利用率低的缺陷, 并且可大幅度降低后续中和剂的消耗。另外,现有高压酸浸工艺是把矿浆和浓硫酸直接加 入高压蓋浸出,高压蓋内局部区域硫酸浓度很高,很容易生成碱式硫酸铁和明机等结垢,而 本发明的加压浸出阶段没有浓硫酸的加入,可W避免结垢物的产生。
[00巧]3、现有的高压酸浸工艺和常压酸浸工艺浸出渣量大,其浸出渣是娃和铁的混合 渣,不能经济有效的开发利用,具体地说,由于浸出渣中的二氧化娃及氧化铁、针铁矿等均 为反应生成的细小微粒,它们相互"生长"在一起,很难用简单的磁选等方法将它们分离,因 此利用现有的高压酸浸工艺和常压酸浸工艺得到的浸出渣开发利用的经济效益很差,只能 当废固处理,甚至对于媒浸出率较低的浸出渣必须当危废渣进行处理。而本发明的方法能 在工艺过程中很自然方便的将矿中的主要成分铁和部分娃得W经济有效的回收利用。根据 本发明的方法,在常压浸出阶段,高娃镇矿中铁和非铁金属和硫酸反应生成硫酸盐进入溶 液,娃形成二氧化娃成为浸出残渣,经固液分离后常压浸出渣量只有高娃镇矿量的30-50%、 占低品位红±矿总量的8-15%,常压浸出渣中二氧化娃含量达到80-85% ;在加压浸出阶段, 常压浸出液中的化和低娃镇高铁矿中的铁均生成赤铁矿与少量的娃成为浸出残渣,经固 液分离后加压浸出渣中铁含量高达58-65%,简单处理即可作为铁精粉出售。
[0026] 4、本发明的媒浸出率不但远高于现有常压酸浸的媒浸出率,而且也高于现有高 压酸浸的媒浸出率。现有常压酸浸的媒浸出率为70-85%,现有高压酸浸的媒浸出率为 90-93%,而本发明的媒浸出率在95% W上。

[0027] 图1为本发明流程示意图。

[0028] W下各实施例中使用的1#矿石来自新喀里多尼亚某红±矿床,洗选分级得到2#和 3#矿石;4#矿石来自印度尼西亚某红±矿床,洗选分级得到5#和6#矿石。矿石的主要成分 见表1。2#矿石和5 #矿石在用于实验之前破碎并研磨至粒度为+80目,3 #矿石和6 #矿石在 用于实验之前破碎并研磨至粒度为-80目。
[0029] 表1矿石的主要成分表

1. 一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁和硅的方法,其特征在 于:包括以下步骤: (a) 对低品位红土镍矿洗选分级得到高硅镁矿和低硅镁高铁矿,在高硅镁矿中加水制 得高硅镁矿浆; (b) 将高硅镁矿浆加热到60°C -KKTC、浓硫酸加热到150°C _200°C,向双螺旋推料反应 器中加入加热后的高硅镁矿浆和浓硫酸,发生反应以溶解可溶性非铁金属和可溶性铁; (c) 对反应物料进行水溶后固液分离和滤渣洗涤得到常压浸出渣(A)、常压浸出液(B) 和洗涤液(E); (d) 用洗涤液(E)和低硅镁高铁矿制成低硅镁高铁矿浆,将低硅镁高铁矿浆和常压浸 出液(B)分别加热至95°C -KKTC后加入加压管道反应器中,在压力为I. 5MPa-4. OMpa、温度 为150°C _240°C的条件下加压浸出0. 5-1. 5小时,常压浸出液(B)中的Fe3+水解为赤铁矿 沉淀并释放出酸再浸出低硅镁高铁矿; (e) 降低温度低于85°C后进行固液分离,得到加压浸出渣(C)和加压浸出液(D); (f) 对加压浸出液(D)去除非镍钴杂质后通过即有方法回收镍和/或钴; (g) 对加压浸出渣(C)用纯碱溶液洗涤后烘干得到铁精粉; (h) 对常压浸出渣(A)经筛分处理得到二氧化硅和细砂。
2. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(a)中高硅镁矿的粒度为+80目,低硅镁高铁矿的粒度 为-80目。
3. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(a)中高硅镁矿与水的质量比为1:1. 2-1:1。
4. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(b)中高硅镁矿浆和浓硫酸的质量比为2:1-2. 2:1,反 应时间为1-12分钟。
5. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(c)中水溶时反应物料与水的质量比为1:1-1:0. 8。
6. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(d)中洗涤液(E)和低硅镁高铁矿制成低硅镁高铁矿 浆时的配比为2L :lKg。
7. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(d)中在低硅镁高铁矿浆中加入常压浸出液(B)使得反 应物料最终pH值为0.5-1. 5。
8. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、 铁和硅的方法,其特征在于:所述步骤(g)中纯碱溶液的质量分数为10%,烘干温度为 120°C -150°C。
9. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、 铁和硅的方法,其特征在于:所述步骤(c)中常压浸出渣(A)为硅渣,其二氧化硅含量为 65%-90%〇
10. 根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁 和硅的方法,其特征在于:所述步骤(e)中得到加压浸出渣(C)为赤铁矿渣,其中铁含量为 58%-65%〇
本发明公开了一种通过联合浸出工艺从低品位红土镍矿中回收镍、钴、铁和硅的方法,对低品位红土镍矿洗选分级得到高硅镁矿和低硅镁高铁矿;向双螺旋推料反应器中加入加热后的高硅镁矿浆和浓硫酸;对反应物料进行水溶后固液分离和滤渣洗涤得到常压浸出渣、常压浸出液和洗涤液;将低硅镁高铁矿浆和常压浸出液分别加热后加入加压管道反应器加压浸出,常压浸出液中的Fe3+水解释放出酸再浸出低硅镁高铁矿;降低温度固液分离,得到加压浸出渣和加压浸出液;对加压浸出液去除杂质后通过回收镍和/或钴;对加压浸出渣用纯碱溶液洗涤后烘干得到铁精粉;对常压浸出渣经处理得到二氧化硅和细砂。本发明浸出时间短、镍浸出高、酸耗量小,铁和部分硅能有效回收。
C01B33-12, C22B23-00, C22B3-08
CN104630501
CN201410845307
刘玉强, 杨志强, 王少华, 陈学安, 沙滨, 田燕, 王纪华, 李芬霞, 朱慧, 唐金
金川集团股份有限公司
2015年5月20日
2014年12月31日

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