CN203530398U

CN203530398U - 一种红土镍矿联合浸出的系统

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Publication number: CN203530398U
Application number: CN201320621020.1U
Authority: CN
Inventors: 蒋开喜; 文森特·康贝莫·西蒙斯; 王海北; 刘三平; 赵磊; 李耀星; 曲志平; 王玉芳; 邹小平; 苏立峰; 李相良; 周立杰; 尹一男; 冯爱玲; 谢铿; 王光辉; 王爱萍; 王仍坚; 袁亮; 蒋伟
Original assignee: Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Xuzhou Bgrimm Metal Recycling Institute; Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2013-10-09
Filing date: 2013-10-09
Publication date: 2014-04-09
Anticipated expiration: 2023-10-09

Abstract

一种红土镍矿联合浸出的系统，褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽和蛇纹石矿浆过渡槽并联地与混合槽连通，该混合槽、二段加压浸出槽、和浸出后矿浆中和槽依次连通；一段常压浸出槽设有褐铁矿型红土镍矿进料口和浓硫酸入口；蛇纹石矿浆过渡槽设有蛇纹石矿浆进料口和加水口；二段加压浸出槽与通气源连通；矿浆中和槽通过底流浓密机与尾矿库连通；矿浆中和槽还通过上清液池与钴镍沉淀槽连通；钴镍沉淀槽通过尾液浓密机与尾液处理装置连通，并且通过压滤机与镍钴富集物容器连通。本实用新型对矿石类型和品位无特殊要求，原料适应性广，降低投资、能耗和生产成本，流程简单，全流程Ni、Co回收率分别>90%、>88%，高于现有非高压酸浸技术中的处理方法。

Description

一种红土镍矿联合浸出的系统

技术领域

本实用新型涉及一种红土镍矿联合浸出的系统，即从红土镍矿中提取镍钴的系统，特别涉及一种镍红土矿提取镍钴富集物中间产品的系统。

技术背景

全球经济的发展使镍的需求量稳步增长，随着硫化镍矿资源的日益枯竭，占全球70%镍资源的红土镍矿已经成为主要的镍来源。

红土镍矿是富存镍的氧化矿，其镍贮量占地球上陆基镍总贮存量的约70%。目前，国内外红土镍矿处理工艺主要分为火法工艺和湿法工艺。火法工艺主要包括四种：(1)RKEF工艺熔炼镍铁；(2)高炉熔炼含镍生铁；(3)鼓风炉熔炼冰镍；(4)回转窑还原-选矿工艺。火法工艺由于能耗较高，只适于处理镍含量较高的红土矿(含镍大于等于1.5%)，而且伴生的有价金属钴不能回收。湿法工艺主要包括三种：(1)还原焙烧—氨浸；(2)高压酸浸；(3)常压酸浸。

氨浸适用于氧化镁含量高的矿石，整个流程镍回收率为70%～80%，钴回收率为40%～50%。含铁高、氧化镁低的矿石采用高压酸浸的方法，该法镍的回收率90%～92%，钴的回收率88%～90%。还原焙烧—氨浸工艺由于能耗高，回收率低及环保压力较大等不足，在全球范围内已经逐渐被淘汰，在新建镍红土矿项目中很少使用该工艺。

近年来，全世界镍红土矿的湿法冶金技术发展迅速，特别是高压酸浸工艺，该工艺具有镍钴浸出率高(镍钴浸出率高达97%和95%以上)，浸出后液杂质含量低，后续处理工序相对简单，能得到高品质的镍钴富集物等优点，已经成为近年来镍红土矿最主要的处理工艺。

但是，高压酸浸工艺存在设备要求高、生产运营成本较高、项目投资大等不足。

实用新型内容

本实用新型的目的是提供一种红土镍矿联合浸出的系统，其矿石适应性广、生产成本低、系统流程简单、回收高率、可环境友好地从红土镍矿中提取镍钴。

本实用新型的另外一个目的是提供一种红土镍矿联合浸出的系统，其适用品位范围宽、流程简单、能耗和成本低、回收率高。

为此，本实用新型提供了一种红土镍矿联合浸出的系统，其特征在于，褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽和蛇纹石矿浆过渡槽并联地与混合槽连通，该混合槽、二段加压浸出槽、和浸出后矿浆中和槽依次连通；一段常压浸出槽设有褐铁矿型红土镍矿进料口和浓硫酸入口；蛇纹石矿浆过渡槽设有蛇纹石矿浆进料口和加水口；二段加压浸出槽与通气源连通；矿浆中和槽通过底流浓密机与尾矿库连通；矿浆中和槽还通过上清液池与钴镍沉淀槽连通；钴镍沉淀槽通过尾液浓密机与尾液处理装置连通，并且通过压滤机与镍钴富集物容器连通。

优选地，在褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽的上游，设有破碎机、球磨机、颗粒筛分机、颗粒浓密机、和/或褐铁矿型红土镍矿过渡槽。

优选地，褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽和混合槽之间设有一段矿浆过渡槽。

优选地，在混合槽和二段加压浸出槽之间设有隔膜加压泵。

优选地，在二段加压浸出槽和浸出后矿浆中和槽之间设有闪蒸槽、除沫槽和二段浸出矿浆储槽。

优选地，浸出后矿浆中和槽设有中和剂入口和二段浸出矿浆进料口。

优选地，底流浓密机设有凝絮剂入口和洗水入口。

优选地，钴镍沉淀槽设有上清液入口和沉淀剂入口。

本实用新型通过下列技术方案实现：红土镍矿经过“常压浸出—加压浸出—浸出后矿浆中和除杂—镍钴沉淀”的方法处理生产镍钴富集物。包括以下步骤：

(1)常压浸出：褐铁矿型红土镍矿经破碎磨矿后或细粒级混合型红土镍矿加入浓硫酸进行常压搅拌自热浸出；

(2)加压浸出：蛇纹石型红土镍矿或粗粒级混合型红土镍矿经破碎磨矿后与第一段常压浸出后矿浆混合后送入加压釜进行二段加压浸出；

(3)浸出后矿浆中和除杂：加压浸出后矿浆加入石灰石，同时通入SO₂和空气混合气体或加入双氧水进行中和除杂；

(4)钴镍沉淀：中和后矿浆进行CCD逆流浓密洗涤后，洗涤后液加入NaOH中和沉淀得到镍钴富集物。

步骤(1)中，褐铁矿型红土镍矿经破碎磨矿后直接加入硫酸进行常压搅拌浸出，或者混合型红土镍矿经过破分级，细粒级矿石加入硫酸进行常压搅拌浸出。根据原料性质的不同，可以用来处理褐铁矿型红土镍矿和蛇纹石型红土镍矿，也可以处理混合型红土镍矿，对原料适应性广泛。常压搅拌浸出控制浓硫酸用量0.5～1.5t/t矿，浸出周期1～8h，浸出温度70～120℃，初始矿浆浓度20～50%。在此条件下Ni浸出率>97%，Co浸出率>95%；常压搅拌浸出过程中，有价金属Ni，Co的氧化物和硫酸发生中和反应进入溶液，同时，其它杂质元素如Fe、Mg、Al、Ni、Co、Mn、Zn、Cu、Ca、Cr等的氧化物也部分发生中和反应进入溶液，主要化学反应方程式如下：

NiO+H₂SO₄=NiSO₄+H₂O (1)

CoO+H₂SO₄=CoSO₄+H₂O (2)

2FeOOH+3H₂SO₄=Fe₂(SO₄)₃+4H₂O (3)

FeO+H₂SO₄=FeSO₄+H₂O (4)

Al₂O₃+3H₂SO₄=Al₂(SO₄)₃+3H₂O (5)

MgO+H₂SO₄=MgSO₄+H₂O (6)

MnO+H₂SO₄=MnSO₄+H₂O (7)

ZnO+H₂SO₄=ZnSO₄+H₂O (8)

CuO+H₂SO₄=CuSO₄+H₂O (9)

Cr₂O₃+3H₂SO₄=Cr₂(SO₄)₃+3H₂O (10)

步骤(2)中，蛇纹石型红土镍矿或混合型红土镍矿粗粒级矿石经破碎磨矿后与常压浸出后矿浆混合后加入加压釜中，利用第一段常压浸出后矿浆中残余硫酸和压力釜中铁沉淀新生成的酸进行蛇纹石或混合型红土镍矿粗粒级矿石的浸出，同时达到红土镍矿浸出和中和除铁的目的，最大限度地降低硫酸消耗；根据原料性质的不同，加压浸出段新加入的矿石可以蛇纹石型红土镍矿，也可以是粗粒级的混合型红土镍矿。加压浸出控制二段加压浸出矿添加量与一段常压浸出矿用量比例为1:0.25～1:4，浸出周期1～8h，浸出温度120～180℃，浸出压力3～8atm，新加入矿石初始矿浆浓度20～50%。在此条件下Ni浸出率>93%，Co浸出率>90%，溶液中Fe浓度<4g/L。加压浸出过程中，一段浸出后矿浆Fe3+水解沉淀进入渣中，二段加入矿中有价金属Ni，Co的氧化物和硫酸发生中和反应进入溶液，同时其它杂质元素如Mg、Al、Ni、Co、Mn、Zn、Cu、Ca、Cr等的氧化物也部分发生中和反应进入溶液，主要化学反应方程式如下：

NiO+H₂SO₄=NiSO₄+H₂O (11)

CoO+H₂SO₄=CoSO₄+H₂O (12)

Fe₂(SO₄)₃+4H₂O=2FeOOH↓+3H₂SO₄ (13)

Fe₂(SO₄)₃+3H₂O=Fe₂O₃↓+3H₂SO₄ (14)

Al₂O₃+3H₂SO₄=Al₂(SO₄)₃+3H₂O (15)

MgO+H₂SO₄=MgSO₄+H₂O (16)

MnO+H₂SO₄=MnSO₄+H₂O (17)

ZnO+H₂SO₄=ZnSO₄+H₂O (18)

CuO+H₂SO₄=CuSO₄+H₂O (19)

Cr₂O₃+3H₂SO₄=Cr₂(SO₄)₃+3H₂O (20)

步骤(3)中，加压浸出后矿浆加入石灰石浆，并通入SO₂和空气混合气体或H₂O₂进行中和除杂。通过氧化中和除杂，中和后矿浆中铁离子浓度<0.1g/L。加压浸出矿浆中和除杂反应条件为：反应温度50～100℃，反应时间0.5～6h，控制溶液终点pH2～5，除杂后液Fe<0.1g/L，Ni、Co损失率<2%，主要化学反应方程式如下：

CaCO₃+H₂SO₄=CaSO₄↓+H₂O+CO₂↑ (21)

随着反应进行和pH值上升，部分Fe、Al、Cr离子发生水解沉淀反应。主要化学反应方程式如下：

Fe₂(SO₄)₃+3H₂O=Fe₂O₃↓+3H₂SO₄ (22)

Al₂(SO₄)₃+6H₂O=2Al₂O₃↓+3H₂SO₄ (23)

Cr₂(SO₄)₃+3H₂O=Cr₂O₃↓+3H₂SO₄ (24)

步骤(3)中，中和除杂后矿浆进入CCD逆流浓密洗涤，Ni、Co回收率>98%，洗涤后上清液采用NaOH中和沉淀得到镍钴富集物，Ni、Co回收率>99.5%。主要化学反应方程式如下：

(1+a)NiSO₄+2NaOH=Na₂SO₄+Ni(OH)₂·aNiSO₄↓ (25)

(1+b)CoSO₄+2NaOH=Na₂SO₄+Co(OH)₂·bCoSO₄↓ (26)

镍钴沉淀后溶液和CCD逆流浓密洗涤底流混合后用石灰浆进行中和沉淀，使溶液中Mg和少量残余Fe、Mn、Ni、Co等沉淀，再送入尾矿库澄清，澄清后液返回主生产系统循环使用。

本实用新型方法与现有技术中的火法系统和湿法系统相比，可以根据原料性质的不同，同时处理褐铁矿型红土镍矿和蛇纹石型红土镍矿，也可以处理混合型红土镍矿。

因此，本实用新型对矿石类型和品位无特殊要求，原料适应性广，本实用新型方法与传统常压浸出相比能大大提高有价金属浸出率、减少硫酸消耗以及浸出后矿浆中杂质含量，与传统加压浸出相比能极大降低加压浸出段的反应温度和压力，降低投资、能耗和生产成本。

另外，本实用新型方法的中和后渣可以就地绿化复垦，大大减少了尾渣、废气和废水的排放，环境友好。

本实用新型的全流程Ni、Co回收率分别>90%、>88%，金属回收率高。

附图说明

图1是根据本实用新型的红土镍矿联合浸出系统的总体流程图；

图2是根据本实用新型的红土镍矿联合浸出系统的结构原理图。

具体实施方式

下面结合实施例对本实用新型做进一步描述。

如图1-2所示，根据本实用新型的一种红土镍矿联合浸出系统，褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽10和蛇纹石矿浆过渡槽20并联地与混合槽30连通，该混合槽30、二段加压浸出槽40、和浸出后矿浆中和槽50依次连通；一段常压浸出槽10设有褐铁矿型红土镍矿进料口11和浓硫酸入口12；蛇纹石矿浆过渡槽20设有蛇纹石矿浆进料口21和加水口22；二段加压浸出槽40与通气源41连通；矿浆中和槽50通过底流浓密机55与尾矿库60连通；矿浆中和槽50还通过上清液池70与钴镍沉淀槽80连通；钴镍沉淀槽80通过尾液浓密机90与尾液处理装置100连通，并且通过压滤机91与镍钴富集物容器99连通。

在褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽10的上游，设有破碎机、球磨机、颗粒筛分机、颗粒浓密机、和褐铁矿型红土镍矿过渡槽中的一个、几个或全部（见附图标记13）。

褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽10和混合槽30之间设有一段矿浆过渡槽14。

在混合槽30和二段加压浸出槽40之间设有隔膜加压泵35。

在二段加压浸出槽40和浸出后矿浆中和槽50之间设有闪蒸槽、除沫槽和二段浸出矿浆储槽（见附图标记45）。

浸出后矿浆中和槽50设有中和剂入口51和二段浸出矿浆进料口52。

底流浓密机55设有凝絮剂入口53和洗水入口54。

钴镍沉淀槽80设有上清液入口81和沉淀剂入口82。

实施例1

取200g(干计)褐铁矿型红土镍矿(Ni1.17%，Co0.10%，Fe43.05%，MgO1.43%)，加水调成矿浆浓度33%，采用98%H₂SO₄溶液在常压下进行自热搅拌浸出，浸出温度95℃，经过6h浸出，镍、钴浸出率分别达到98.11%和96.48%，总共耗酸224.48g，合1.1t酸/t矿。

取200g(干计)蛇纹石型红土镍矿(Ni1.54%，Co0.02%，Fe5.53%，MgO32.0%)，调成矿浆浓度为33%，与常压浸出后矿浆混合后送入加压釜中进行二段加压浸出，在浸出温度150℃下浸出2h，浸出压力0.45MPa,镍、钴总浸出率分别达到93.61%和91.39%，总的酸耗550kg/t矿。浸出后液Fe含量4.01g/L。

与传统工艺对比：

(1)一段常压浸出工艺

取400g混合型红土镍矿(Ni1.36%,Co0.06%,Fe24.29%,MgO16.72%),加水调成矿浆浓度33%，采用98%H₂SO₄溶液在常压下进行自热搅拌浸出，浸出温度95℃，经过6h浸出，镍、钴浸出率分别达为83.11%和80.79%，耗酸220g，合550kg酸/t矿。浸出后液Fe含量113.55g/L。

相比传统常压浸出工艺，在相同的酸耗条件下，联合浸出新工艺比传统一段常压浸出工艺镍、钴浸出率分别提高10.50%和10.60%，同时浸出后液铁浓度下降109.54g/L，新工艺大大减轻了后续除铁工艺负担。

(2)一段加压浸出工艺

取400g混合型红土镍矿(Ni1.36%,Co0.06%,Fe24.29%,MgO16.72%)，加水调成矿浆浓度33%，加水调成矿浆浓度33%，采用98%H₂SO₄溶液在高压釜中进行加压浸出，浸出温度250℃，浸出压力4.5MPa，经过1h浸出，镍、钴浸出率分别达为97.35%和96.01%，耗酸210g，合525kg酸/t矿。浸出后液Fe含量1.55g/L。

相比传统加压浸出工艺，在略高的酸耗条件下，联合浸出新工艺比传统一段常压浸出工艺镍、钴浸出率分别降低3.74%和4.62%，同时浸出后液铁浓度升高2.46g/L，但是浸出温度降低了100℃，浸出压力降低4.05MPa新工艺以较小的镍钴浸出率为代价大大降低了浸出温度和压力，降低了生产运营成本和减少了设备投资。

实施例2

取800g混合型红土镍矿(Ni1.52%,Fe16.32%,MgO23.49%，Si16.09%)，通过1mm筛分，得到-1mm筛下矿(Ni1.54%,Fe18.68%,MgO21.05%，Si15.19%)512g，+1mm筛上矿(Ni1.47%,Fe11.95%,MgO28.03%，Si17.76%)288g，加水调成矿浆浓度35%，采用98%H₂SO₄溶液在常压下进行自热搅拌浸出，浸出温度100℃，经过5h浸出，镍浸出率达到98.45%，总共耗酸512g，合1t酸/t矿。

取288g+1mm筛上矿磨矿后加水调成矿浆浓度为35%，与一段-1mm筛下矿常压浸出后矿浆混合后加入加压釜中进行二段加压浸出，在浸出温度160℃下浸出1.5h，浸出压力0.48MPa,镍总浸出率达到94.05%，总酸耗640kg/t矿。浸出后液Fe含量2.47g/L。

与传统工艺对比：

(1)一段常压浸出工艺

取相同质量和成分的混合型红土镍矿800g(Ni1.52%,Fe16.32%,MgO23.49%，Si16.09%),磨矿后加水调成矿浆浓度35%，采用98%H₂SO₄溶液在常压下进行自热搅拌浸出，浸出温度100℃，经过5h浸出，镍浸出率为81.64%，耗酸512g，合640kg酸/t矿。浸出后液Fe含量34.27g/L。

相比传统常压浸出工艺，在相同的酸耗条件下，联合浸出新工艺比传统一段常压浸出工艺镍浸出率提高12.41%，同时浸出后液铁浓度下降31.80g/L，新工艺大大减轻了后续除铁工艺负担。

(2)一段加压浸出工艺

取相同质量和成分的混合型红土镍矿800g(Ni1.52%,Fe16.32%,MgO23.49%，Si16.09%),磨矿后加水调成矿浆浓度35%，采用98%H₂SO₄在高压釜中进行加压浸出，浸出温度250℃，浸出压力4.5MPa，经过1h浸出，镍浸出率达到98.83%，耗酸512g，合640kg酸/t矿。浸出后液Fe含量1.03g/L。

相比传统加压浸出工艺，在相同的酸耗条件下，联合浸出新工艺比传统一段常压浸出工艺镍浸出率降低4.78%，同时浸出后液铁浓度升高1.44g/L，但是浸出温度降低了90℃，浸出压力降低4.02MPa，新工艺以较小的镍,浸出率为代价大大降低了浸出温度和压力，降低了生产运营成本和减少了设备投资。

实施例3

将420.5kg(干计)褐铁矿型红土镍矿(Ni1.18%，Co0.10%，Fe41.15%，MgO2.45%)经过破碎磨矿，采用98%H₂SO₄溶液在常压下进行自热搅拌浸出，经过4h浸出，镍、钴浸出率分别达到97.55%和95.37%，总共耗酸462.55kg，合1.1t酸/t矿。

取420.5kg(干计)蛇纹石型红土镍矿(Ni1.55%，Co0.07%，Fe5.43%，MgO28.95%)，调成矿浆浓度为33%-35%，与常压浸出后矿浆混合后送入加压釜中进行二段加压浸出，在浸出温度140～160℃下常压搅拌浸2h，镍、钴浸出率分别达到94.14%和92.58%，得到加压浸出后矿浆1298.33kg。

加压浸出后矿浆加入石灰石浆，并通入SO₂和空气混合气体在90～100℃下进行中和除杂，反应时间3～4h，控制终点pH值3～4，除杂后液Fe<0.1g/L，Al<0.1g/L，Mn<0.12g/L，Ni，Co损失率<1.5%。

除杂后矿浆经过滤、洗涤，得到含Ni4.05g/L溶液1862.62L，加入50-100g/L NaOH溶液在40～60℃下进行镍钴沉淀，反应时间2～3h，Ni，Co沉淀率>99.5%，得到镍钴富集物19.13kg(干计)，富集物中Ni、Co含量分别为39.23%，2.85%。

沉淀后液采用石灰浆中和，使溶液中绝大部分金属离子沉淀，达到环保排放要求。

实施例4

将混合型红土镍矿2248.7kg(干计)进行1mm筛分，得到-1mm细粒级矿石1506.6(Ni1.52%，Co0.072%，Fe20.86%，Mg11.75%)，+1mm粗粒级矿石741.2kg(Ni1.46%，Co0.043%，Fe9.06%，Mg18.19%)，-1mm细粒级矿石在5个30L连续浸出搅拌槽中采用98%H₂SO₄常压下进行自热浸出，浸出周期5h，浸出温度95～105℃，初始矿浆浓度33%，常压浸出共连续进行210h，共处理矿石1506.6kg，镍、钴浸出率分别达到98.46%和96.37%，总共耗酸1506.5kg，计1.0t酸/t矿。

+1mm粗粒级矿石破碎磨矿后与常压浸出后矿浆混合通过隔膜泵连续送入68L卧式5隔室加压釜中进行二段浸出，反应温度150℃，压力4.5atm，浸出周期2h，加压浸出共连续进行210h，共处理粗粒级矿石741.2kg，镍、钴总浸出率分别达到94.33%和92.17%。

实施例5

将混合型红土镍矿1135.9kg(干计)进行1mm筛分，得到-1mm细粒级矿石728.1(Ni1.30%，Co0.062%，Fe21.92%，Mg12.75%)，+1mm粗粒级矿石408.1kg(Ni1.27%，Co0.047%，Fe10.26%，Mg19.01%)，-1mm细粒级矿石在5个30L连续浸出搅拌槽中采用98%H₂SO₄常压下进行自热浸出，浸出周期4h，浸出温度90～110℃，初始矿浆浓度33%，常压浸出共连续进行90h，共处理矿石728.1kg，镍、钴浸出率分别达到98.59%和96.05%，总共耗酸728.3kg，计1.0t酸/t矿。

+1mm粗粒级矿石破碎磨矿后与常压浸出后矿浆通过隔膜泵连续送入68L卧式5隔室混合送入加压釜中进行二段浸出，反应温度150℃，压力4.5atm，浸出周期90min，加压浸出共连续进行90h，共处理粗粒级矿石408.1kg镍、钴总浸出率分别达到94.19%和92.25%。

本实用新型提供了一种从红土镍矿中提取镍钴的系统，特别涉及不同类型红土镍矿提取镍钴富集物中间产品的系统。其特点是，红土镍矿采用“常压搅拌浸出—低温加压浸出—浸出后矿浆中和除杂—镍钴沉淀”流程进行处理，最终生产出镍钴富集物。

实施本实用新型的工艺与现有技术中的火法工艺和湿法工艺比较：褐铁矿型红土镍矿经过破碎分级后加入浓硫酸进行一段常压搅拌自热浸出，蛇纹石型红土镍矿经破碎磨矿后与第一段浸出后矿浆同时送入压力釜中，利用第一段常压浸出残酸和压力釜中铁沉淀所生成的酸浸出蛇纹石。

根据原料的不同，也可以处理同一种混合型红土镍矿，即混合型红土镍矿经过分级后细粒级矿石加入浓硫酸进行一段常压搅拌浸出，筛上矿经过破碎磨矿后与第一段浸出后矿浆同时送入压力釜中，利用第一段常压浸出残酸和压力釜中铁沉淀所生成的酸进行粗粒级矿石的浸出。

因此，本实用新型对矿石类型和品位无特殊要求，原料适应性广，与传统常压浸出相比能大大提高有价金属浸出率、减少硫酸消耗以及浸出后矿浆中杂质含量，与传统加压浸出相比能极大降低加压浸出段的反应温度和压力，降低投资、能耗和生产成本。

本实用新型采用常压—加压联合浸出的方法，流程简单、节约成本。

另外，本实用新型的全流程Ni、Co回收率分别>90%、>88%，高于现有非高压酸浸技术中的处理方法。

Claims

1.一种红土镍矿联合浸出的系统，其特征在于，褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽和蛇纹石矿浆过渡槽并联地与混合槽连通，该混合槽、二段加压浸出槽、和浸出后矿浆中和槽依次连通；一段常压浸出槽设有褐铁矿型红土镍矿进料口和浓硫酸入口；蛇纹石矿浆过渡槽设有蛇纹石矿浆进料口和加水口；二段加压浸出槽与通气源连通；矿浆中和槽通过底流浓密机与尾矿库连通；矿浆中和槽还通过上清液池与钴镍沉淀槽连通；钴镍沉淀槽通过尾液浓密机与尾液处理装置连通，并且通过压滤机与镍钴富集物容器连通。

2.如权利要求1所述的系统，其特征在于：在褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽的上游，设有破碎机、球磨机、颗粒筛分机、颗粒浓密机、和/或褐铁矿型红土镍矿过渡槽。

3.如权利要求1所述的系统，其特征在于：褐铁矿型红土镍矿一段常压浸出槽和混合槽之间设有一段矿浆过渡槽。

4.如权利要求1所述的系统，其特征在于：在混合槽和二段加压浸出槽之间设有隔膜加压泵。

5.如权利要求1所述的系统，其特征在于：在二段加压浸出槽和浸出后矿浆中和槽之间设有闪蒸槽、除沫槽和二段浸出矿浆储槽。

6.如权利要求1所述的系统，其特征在于：浸出后矿浆中和槽设有中和剂入口和二段浸出矿浆进料口。

7.如权利要求1所述的系统，其特征在于：底流浓密机设有凝絮剂入口和洗水入口。

8.如权利要求1所述的系统，其特征在于：钴镍沉淀槽设有上清液入口和沉淀剂入口。