通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法.pdf

本发明公开了一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，涉及褐铁矿的湿法冶金工艺，具体而言，涉及在同一工艺中对褐铁矿的高硅镁矿进行硫酸常压浸出以及利用常压浸出液对低硅镁高铁成分进行加压浸出,在回收镍（钴）的同时对矿石的主要成分铁和部分硅进行经济有效的回收。实现了褐铁矿的高效开发利用，采用常压酸浸和中等压力浸出相结合工艺，克服了现有高压酸浸工艺需要高压釜及相关设备，造成成本、维护费用昂贵的缺陷，以及解决了该酸浸工艺酸量消耗高且仅限于处理褐铁矿类原料的技术问题，具有比常压浸出工艺更高的镍、钴回收率，易对浸出渣进行有效分离等有益效果。

权利要求书
1.  一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：包括以下步骤：
a、对褐铁矿洗选分级得到+80目的高硅镁矿和-80目的低硅镁高铁矿；
b、将上述高硅镁矿制成含固量为40%-60%的矿浆，将高硅镁矿浆和浓硫酸加入钢衬合金反应罐中反应，以溶解大部分的可溶性非铁金属和可溶性铁；
c、将上述b步骤中的反应物料与水以1：0.8～1：1.5的质量比进行溶解，并固液分离得到常压浸出渣(A)和常压浸出液(B)；
d、低硅镁高铁矿制成含固量为40%-60%的矿浆，将上述b 步骤所得的常压浸出液(B)和低硅镁高铁矿浆加入加压管道反应器，在150℃～240℃、1.5MPa～4.0MPa条件下加压浸出，浸出0.5～1.5h后，进行固液分离，得到加压浸出渣（C）和加压浸出液（D）；
e、将上述d步骤所得的加压浸出液（D）纯化除杂，通过硫化物或氢氧化物沉淀回收镍、钴；
f、将上述c步骤所得的加压浸出渣（C）用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；
g、将上述b步骤所得的常压浸出渣（A）经筛分处理得到二氧化硅产品和细砂。

2.  根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中步骤b中浓硫酸与高硅镁矿以质量比为0.8：1～1.2：1的量加入。

3.  根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中步骤b在常压下发生反应，反应时间1～12min。

4.  根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：对步骤c中的常压浸出渣（A）和步骤d中的加压浸出渣（C）进行洗涤得洗涤液（E），洗涤液（E）用于制备低硅镁高铁矿浆。

5.  根据权利要求1所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中步骤d中控制常压浸出液（B）和低硅镁高铁矿浆的加入量使反应物料的最终pH值在0.5～1.5之间。

6.  根据权利要求1-5任一所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中控制步骤b中的反应温度在95℃～120℃之间。

7.  根据权利要求1-5任一所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中步骤c中常压浸出渣（A）中二氧化硅含量为65%～90%。

8.  根据权利要求1-5任一所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中步骤d中得到的加压浸出渣（C）中铁含量为58%～65%。

9.  根据权利要求1-5任一所述的一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，其特征在于：其中步骤d中温度优选为210℃～240℃。

说明书通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法
技术领域
    本发明涉及褐铁矿的湿法冶金工艺，具体而言，涉及在同一工艺中对褐铁矿的高硅镁矿进行硫酸常压浸出以及利用常压浸出液对低硅镁高铁成分进行加压浸出, 在回收镍（钴）的同时对矿石的主要成分铁和部分硅进行经济有效的回收。
背景技术
红土矿也称红土镍矿，是由含镍橄榄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镍矿，由于存在地理位置、气候条件以及风化程度的差异，世界各地的红土矿类型不完全相同。
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。
通常，人们主观的把红土矿矿床自上而下分为三层，即褐铁矿矿层、过渡矿矿层和腐泥土（腐殖土）矿层。褐铁矿为高度风化层，其颗粒细微，镍、硅、镁含量较低，但铁含量较高。风化较轻的层所含的镍一般更多地包含于各种硅酸镁矿物中，例如蛇纹石；不完全风化带中可能有很多其他含有镍的硅酸盐矿物；部分风化的高含镁带通常称为腐泥土或硅镁镍矿，其中镍、硅、镁含量较高，相应的铁含量较低。在一些矿床中还有另一种通常处于褐铁矿和腐泥土之间的主要含有绿脱石粘土带，称为过渡矿，过渡矿中各成分的含量介于二者之间。
一般情况下，褐铁矿为红土镍矿的主要组成部分，占红土矿总量的65%～75%；腐泥土占15%～25%；过渡矿占10%。
从红土矿镍中回收镍（钴）的困难之处在于，在进行化学处理分离金属有用成分（如镍和钴）之前通常不能通过物理方式充分富集这些有用成分，即无法用选矿的技术进行富集，这造成红土镍矿的处理成本很高。并且由于褐铁矿和腐泥土矿中不同的矿物和化学组成，这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土镍矿的成本的方法。
红土镍矿的处理工艺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土矿，该工艺通常只能生产镍铁，不能回收钴，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焙烧-氨浸以及近年来出现的如常压酸浸、堆浸等工艺。
堆浸技术浸出率较低，只适用于处理高镁含量的红土矿；还原焙烧-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釜，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（250℃）和高压（50MPa）下浸出红土镍矿。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（Fe2O3 ) 沉淀，镍、钴等留在溶液中，在冷却之后含铁和硅的浸出残渣通过在一系列洗涤浓缩，即所谓的逆流倾析洗涤（CCD)回路中浓缩而从含镍、钴的溶液中分离。因此达到了浸出工艺的主要目的--将镍与铁分离。
高压酸浸出（HPAL)工艺的优点是：镍、钴浸出率高；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（Fe2O3 ) 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、高压的高压釜以及相关的设备，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照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氢根离子（HSO4-），也就是说硫酸在高压酸浸条件下只离解释放出一个质子（H+)，在浸出液冷却及中和时，硫酸氢根离子分解成硫酸根（SO42-）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时必须要进行中和而消耗中和剂；三是HPAL工艺只限于处理主要为褐铁矿类的原料，因为腐泥土的存在会导致硫酸消耗量的大量增加。这是由于腐泥土中镁的镁含量较高所引起的；四是HPAL工艺在运行过程中高压釜容易结垢，需定期停产清理，开工率低；五是浸出渣量大，而且是硅和铁的混合渣，不能经济有效的开发利用。
美国专利No. 4，097，575描述了对HPAL工艺的改进，包括在所述高压釜中发生褐铁矿的高压浸出，高压浸出的排放物用在约820 ℃以下焙烧的、与硫酸的反应活性更强的腐泥土矿焙烧砂中和过量的酸，在这一中和过程中腐泥土矿中含有的镍大量溶解。这一 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 获得了对红土镍矿体中的褐铁矿成分和腐泥土成分进行处理的能力。但这一工艺仍需要使用昂贵的高压釜用于褐铁矿的浸出，而且需要对腐泥土矿进行焙烧处理，该处理工艺在资金投入和操作成本上都是很昂贵的。
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，去除了腐泥土焙烧步骤，并将腐泥土原矿用于中和高压斧排放溶液中过量的酸。此外，可以向排放液中加入更多的酸以增加腐泥土的可浸出量。但是这种工艺仍然需要使用昂贵的高压斧。
为了避免使用昂贵的高压釜，同时开发腐泥土和褐铁矿的红土矿镍资源，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土矿或先浸提褐铁矿后浸提腐泥土矿的两步常压浸提方法，此方法具有不使用 高压釜的优点，但该申请所述的流程中提出在对浸出溶液进行处理以除去Fe和/或A1时， 需要加入中和剂中和浸出液中的残酸，使大部分铁以氢氧化铁的形式沉积，这会造成镍钴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土矿的混合物的方法，但其铁沉淀产物为黄钾铁矾，黄钾铁矾中含有硫酸根，因此会增加浸出过程的酸耗；且黄钾铁矾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土矿的混合物然后水浸出镍钴的方法，此方法产生的铁沉积物为除黄钾铁矾以外的三价铁氧化物或氢氧化物，但该申请的浸出时间需要12～48h，浸出时间较长，导致工艺周期较长，生产成本上升。
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土矿，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土矿及镍钴浸出率较高的优点，但工艺流程较为复杂、硫酸消耗较高（平均值约为   0.7g酸/1.0g矿）的缺点，并且所用腐泥土矿量是褐铁矿量的1.5倍以上，和红土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（100℃～105℃）下浸出褐铁矿，再用褐铁矿的常压浸出矿浆与腐泥土矿浆在中等压力（约0.5MPa、150℃）下浸出提取镍、钴的方法。该方法的优点是：能同时处理褐铁矿和腐泥土矿；避免使用价格昂贵的高压釜而在中等压力条件下用相对简单的加压设备实现了腐泥土矿较高的镍浸出率。但该方法存在以下缺点和不足：首先常压浸出褐铁矿的时间较长，通常为4小时以上，因此所需常压浸出设备庞大；二是酸消耗较高，总酸/矿石=0.6/1，这一酸耗指标虽然远低于常压酸浸却远高于高压酸浸；三是所用腐泥土矿量是褐铁矿量的1倍，这同样和红土矿的矿带构成相矛盾，众所周知的是红土镍矿床中，褐铁矿量∶腐泥土矿量≥2∶1。
总之，在上述红土镍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、高压的高压釜以及相关的设备，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釜容易结垢，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；镍、钴浸出率低；反应时间长，所需设备庞大。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，而且是硅和铁的混合渣，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硅及氧化铁、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，甚至对于镍浸出率较低的浸出渣必须当危废渣进行处理。
发明内容
本发明的目的是提供一种耗酸少、浸出率高的通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法。
本发明通过以下技术方案来实现上述目的：
一种通过联合浸出工艺从褐铁矿中回收镍、铁和硅的方法，包括以下步骤：
a、对褐铁矿洗选分级得到+80目的高硅镁矿和-80目的低硅镁高铁矿；
b、将上述高硅镁矿制成含固量为40%-60%的矿浆，将高硅镁矿浆和浓硫酸加入钢衬合金反应罐中反应，以溶解大部分的可溶性非铁金属和可溶性铁；
c、将上述b步骤中的反应物料与水以1：0.8～1：1.5的质量比进行溶解，并固液分离得到常压浸出渣A和常压浸出液B；
d、低硅镁高铁矿制成含固量为40%-60%的矿浆，将上述b 步骤所得的常压浸出液B和低硅镁高铁矿浆加入加压管道反应器，在150℃～240℃、1.5MPa～4.0MPa条件下加压浸出，浸出0.5～1.5h后，进行固液分离，得到加压浸出渣C和加压浸出液D；
e、将上述d步骤所得的加压浸出液D纯化除杂，通过硫化物或氢氧化物沉淀回收镍、钴；
f、将上述c步骤所得的加压浸出渣C用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；
g、将上述b步骤所得的常压浸出渣A经筛分处理得到二氧化硅产品和细砂。
其中步骤b中浓硫酸与高硅镁矿以质量比为0.8：1～1.2：1的量加入。
其中步骤b在常压下发生反应，反应时间1～12min。
对步骤c中的常压浸出渣A和步骤d中的加压浸出渣C进行洗涤得洗涤液E，洗涤液E用于制备低硅镁高铁矿浆。
其中步骤d中控制常压浸出液B和低硅镁高铁矿浆的加入量使反应物料的最终pH值在0.5～1.5之间。
其中控制步骤b中的反应温度在95℃～120℃之间。
其中步骤c中常压浸出渣A中二氧化硅含量为65%～90%。
其中步骤d中得到的加压浸出渣C中铁含量为58%～65%。
其中步骤d中温度优选为210℃～240℃。
第一步包括对褐铁矿洗选分级得到+80目的高硅镁矿和-80目的低硅镁高铁矿；第二步包括向反应器中加入高硅镁矿浆和足够的浓硫酸，在常压下发生反应，以溶解绝大部分的可溶性非铁金属和可溶性铁；第三步包括对常压反应物料进行水溶和固液分离得到常压浸出渣A和常压浸出液B；第四步包括将常压浸出液和低硅镁高铁矿浆按比例加入加压管道反应器中，在中等压力条件下加压浸出，降低浆料的压力并进行固液分离，得到加压浸出渣C和加压浸出液D；第五步包括对加压浸出滤液纯化，通过硫化物或氢氧化物沉淀或其它回收方法回收镍和/或钴。
第一步在对褐铁矿洗选分级过程中，将褐铁矿中的砾石、砂石等颗粒较粗的矿物从原矿中分离，得到+80目的高硅镁矿，而大部分颗粒较细的矿物为-80目的低硅镁高铁矿。
第二步在高硅镁矿酸浸过程中，高硅镁矿浆和足够量的浓硫酸快速充分混合，浓硫酸和矿浆中的水产生的稀释热使物料温度升高促使高硅镁矿中的金属（镍、钴、铁、镁、铬、铝等）和硫酸快速反应生成金属硫酸盐，因钢衬合金反应罐的密闭性良好，反应前可不对矿浆和浓硫酸提前预热，也可保证大量的反应热使物料温度达到彻底反应的温度95℃～120℃之间。浓硫酸与高硅镁矿以0.8：1～1.2：1的比例加入，反应1分钟至12分钟，二氧化硅、极少量未反应的铁和非铁金属形成酸浸残渣。
第三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，加入最少量的但能保证金属硫酸盐全部溶解的水并搅拌，使金属硫酸盐全部溶解，进行固液分离得到常压浸出渣A和常压浸出液B，并对常压浸出渣A洗涤得洗涤液E。
第四步为常压浸出液浸出低硅镁高铁矿的过程。用上述洗涤液E制备低硅镁高铁矿浆，即对洗涤液进行回收利用，以减少矿产资源的浪费；将常压浸出液B和低硅镁高铁矿浆加入加压管道反应器中，在中等压力条件下加压浸出，滤液中的Fe3+水解为赤铁矿沉淀并释放出酸（H+）以浸出褐铁矿；采用加压管道反应器相比高压釜可实现连续化生产，连续产出，生产集成化效率高。其中常压浸出液和褐铁矿矿浆的加入量应按照使反应物料最终pH值为0.5～1.5的比例控制。反应温度足够高至达到铁离子的水解产物为赤铁矿和快的水解速度及较高的镍钴浸出率和浸出速度，并足够低至在获得较高的镍（和钴）的浸出率的前提下使达到的工作压力在简单、低成本的加压反应器所能承受的范围内，通常为150℃～240℃，优选210℃～240℃，浸出时间为0.5小时～1.5小时。将加压浸出物料降温并进行固液分离得到加压浸出渣C和加压浸出液D，其中加压浸出渣C的主要成分为赤铁矿，铁含量很高，加压浸出液D镍浓度较高且铁/镍比值较低。 
第四步包括对加压浸出滤液纯化，通过硫化物或氢氧化物沉淀或其它回收方法回收镍、钴。
本发明的有益效果是：
1、实现了褐铁矿的高效开发利用，采用常压酸浸和中等压力浸出相结合工艺，克服了现有高压酸浸工艺需要高压釜及相关设备，造成成本、维护费用昂贵的缺陷，以及解决了该酸浸工艺酸量消耗高且仅限于处理褐铁矿类原料的技术问题，具有比常压浸出工艺更高的镍、钴回收率，易对浸出渣进行有效分离等有益效果。
2、与高压酸浸出（HPAL)工艺相比，本发明的加压浸出在1.5MPa～4.0Mpa的中压条件下进行，较高压酸浸的条件温和，相应的加压设备的投资成本和运行费用比高压酸浸低的多，并且操作简单。虽然CN101001964A专利公开了加压浸出在更低的压力（约0.5MPa）条件下进行，但是该技术为了获取较理想的镍、钴浸出率，浸出时间需要1～2小时，是本发明所用时间的2倍。
3、与常压酸浸相比，本发明的常压浸出时间为1～12分钟，而目前常压酸浸时间为4～40小时，即本发明的常压酸浸设备投资显然远小于现有常压酸浸设备投资。
4、最重要的是本发明的硫酸消耗不但远低于常压酸浸的酸耗，而且低于高压酸浸的酸耗。通常情况下，使用相似的红土矿，常压酸浸的酸耗为600～900Kg硫酸/1000Kg干矿；高压酸浸的酸耗为250～600Kg硫酸/1000Kg干矿；本发明的酸耗为180～350Kg硫酸/1000Kg干矿。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氢根离子（HSO4-），也就是说硫酸在高压酸浸条件下只离解释放出一个质子（H+)，在浸出液冷却及中和时，硫酸氢根离子分解成硫酸根（SO42-）和另一个质子，因此该质子 （H+)没有充分用于浸出，并导致过量的硫酸在后续处理时必须要进行中和而消耗中和剂；而本发明的方法中，虽然在腐泥土常压浸出阶段需要消耗较多的硫酸和铁反应生成硫酸铁，但在褐铁矿加压浸出阶段则不需另加硫酸，而是依靠Fe3+水解为赤铁矿沉淀并释放的质子（H+)来浸出褐铁矿，这就避免了因硫酸氢根离子（HSO4-）而导致酸利用率低的缺陷，并可避免后续中和剂的消耗。
5、本发明的镍浸出率不但远高于常压酸浸，而且达到或高于高压酸浸。一般情况下，使用相似的红土矿，常压酸浸的镍浸出率为70～85%，高压酸浸的镍浸出率为90～95%，而本发明的镍浸出率在95%以上，原因是含镍高的腐泥土在常压高温条件下的浸出率高达98%以上。
6、高压酸浸工艺是把矿浆和浓硫酸直接加入高压釜浸出，高压釜内局部区域硫酸浓度很高，易生成碱式硫酸铁和明矾等结垢；而本发明的加压浸出阶段没有浓硫酸的加入，可以避免大量结垢物的产生。
7、现有的高压酸浸以及改进的高压酸浸工艺和常压酸浸工艺以及改进的常压酸浸工艺的共同缺点是浸出渣量大，而且是硅和铁的混合渣，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硅及氧化铁、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，甚至对于镍浸出率较低的浸出渣必须当危废渣进行处理，造成废渣处理成本增加。而本发明的工艺方法能在工艺过程中很自然方便的将浸出渣分离成可利用的硅渣和铁渣；因为通常情况下，褐铁矿约占红土矿总量的70%，腐泥土约占30%，褐铁矿中硅含量约为0.5～5%，腐泥土中硅含量约为15～25%，也就是说红土矿中绝大部分硅赋存于含量较少的腐泥土矿中。根据本发明的工艺方法，在常压浸出阶段，腐泥土中铁和非铁金属和硫酸反应生产硫酸盐进入溶液，硅则形成二氧化硅成为浸出残渣，经固液分离后常压浸出渣量只有腐泥土矿量的30～50%，约占红土矿总量的8～15%，而渣中二氧化硅的含量高达80～85%甚至更高；在加压浸出阶段，常压浸出液中的Fe3+和褐铁矿中的铁均生成赤铁矿与少量的硅成为浸出残渣，经固液分离后加压浸出渣中铁含量高达58～65%甚至更高，即大量硅在常压浸出渣中被分离，而大量铁在加压浸出渣中被分离，避免了二者相互“生长”在一起，易于对硅渣和铁渣进行有效分离，提高矿能资源的利用率。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面将以实施例对本发明及其效果作进一步说明。
说明：以下实施例中使用的1#矿石来自新喀里多尼亚某红土矿床，洗选分级得到2#和3#矿石； 4#矿石来自菲律宾某红土矿床，洗选分级得到 5#和6#矿石。矿石的主要成分见表1。

实施例1
取500Kg（干基）研磨至-80目的2#高硅镁矿加入500Kg水加入到钢衬合金反应罐中制成腐泥土矿浆，搅拌均匀后控制速度加入浓度为98%的450Kg浓硫酸，反应用时10分钟。
待降温至60℃以下时，将酥松的蜂窝状固态膏体的反应物料简单破碎后加入到水浸罐，加入1500Kg水，搅拌约30分钟后，将所得料浆加入板框压滤机进行固液分离和滤渣洗涤，得到常压浸出渣A1 175Kg（干）、常压浸出液B1 1480L和洗涤液E1 1130L。常压浸出渣A1常压浸出液B1洗涤液E1的成分见表1-1、表1-2和表1-3。
取30Kg（干）3#低硅镁矿，加入洗涤液E1 60L配制成低硅镁矿浆,加热至95℃后移入加压管道反应器的循环罐中，再向加压管道反应器的循环罐中加入95℃的常压酸浸滤液B1 30L，测得反应物料的最终pH值为0.5。密封循环罐后开启加压泵，同时开启加压管道反应器的导热油加热装置，控制温度加热，温度升高至225℃时继续恒温加热50分钟之后停止加热并冷却降温。降温至85℃后从加压管道反应器的循环罐中移出反应浆料进行固液分离并洗涤滤渣，得到加压浸出渣C1 28Kg（干）、加压浸出液D1 76L和洗涤液F1 46L。随后对加压浸出液D1纯化除杂，通过加入氧化镁调节物料pH在4.0～5.0之间，除去铁、铬等杂质回收镍、钴；将所得的加压浸出渣C1用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；将所得的常压浸出渣A1经筛分处理得到二氧化硅和细砂。加压浸出渣C1、加压浸出液D1和洗涤液F1的成分见表1-4、表1-5和表1-6。

基于残渣的成分含量，计算出镍、钴浸出率、渣率和酸耗数据如下：
常压酸浸镍浸出率：98.2%；常压酸浸钴浸出率：96.2%。
加压浸出镍浸出率：95.3%；加压浸出钴浸出率：93.1%。
总计镍浸出率95.9%；钴浸出率94.2%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：70.0g硅渣/1000g红土矿。
实施例2
取500Kg（干基）研磨至-80目的5#高硅镁矿加入500Kg水加入到钢衬合金反应罐中制成腐泥土矿浆，搅拌均匀后控制速度加入浓度为98%的450Kg浓硫酸，反应用时10分钟。
待降温至60℃以下时，将酥松的蜂窝状固态膏体的反应物料简单破碎后加入到水浸罐，加入1500Kg水，搅拌约30分钟。将水溶所得浆料泵入板框压滤机进行固液分离和滤渣洗涤，得到常压酸浸滤渣A2 220Kg（干）、常压酸浸滤液B2 1490L和洗涤液E2 1100L。常压酸浸滤渣A2、常压酸浸滤液B2和洗涤液E2的成分见表2-1、表2-2和表2-3。
取40Kg（干）6#低硅镁矿，加入洗涤液E2 80L配制成低硅镁矿浆,加热至95℃后移入加压管道反应器的循环罐中，再向加压管道反应器的循环罐中加入95℃的常压酸浸滤液B2 30L，测得反应物料的最终pH值为1.1。密封循环罐后开启加压泵，同时开启加压管道反应器的导热油加热装置，控制温度加热，温度升高至230℃时继续恒温加热55分钟之后停止加热并冷却降温。降温至85℃后从加压管道反应器的循环罐中移出反应浆料进行固液分离并洗涤滤渣，得到加压浸出渣C2 34Kg（干）、加压浸出液D2 94L和洗涤液F2 55L。随后对加压浸出液D1纯化除杂，通过加入氧化镁调节物料pH在4.0～5.0之间，除去铁、铬等杂质回收镍、钴；将所得的加压浸出渣C用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；将所得的常压浸出渣A经筛分处理得到二氧化硅和细砂。加压浸出渣C2、加压浸出液D2和洗涤液F2的成分见表2-4、表2-5和表2-6。

基于残渣的成分含量，计算出镍、钴浸出率、渣率和酸耗数据如下：
常压酸浸镍浸出率：98.9%；常压酸浸钴浸出率：95. 7%。
加压浸出镍浸出率：94.4%；加压浸出钴浸出率：92.1%。
总计镍浸出率95.7%；钴浸出率93.8%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：88.0g硅渣/1000g红土矿。
总计渣率：88.0g硅渣/1000g红土矿。
实施例3
本实施例的常压酸浸阶段和实施例1相同，在加压浸出阶段将3#低硅镁矿换成了6#低硅镁矿。
取30Kg（干）6#低硅镁矿，加入洗涤液E1 60L配制成低硅镁矿浆,加热至95℃后移入加压管道反应器的循环罐中，再向加压管道反应器的循环罐中加入95℃的常压酸浸滤液B1 30L，测得反应物料的最终pH值为1.0。密封循环罐后开启加压泵，同时开启加压管道反应器的导热油加热装置，控制温度加热，温度升高至225℃时继续恒温加热60分钟之后停止加热并冷却降温。降温至85℃后从加压管道反应器的循环罐中移出反应浆料进行固液分离并洗涤滤渣，得到加压浸出渣C3 29Kg（干）、加压浸出液D3 76L和洗涤液F3 44L ml。随后对加压浸出液D1纯化除杂，通过加入氧化镁调节物料pH在4.0～5.0之间，除去铁、铬等杂质回收镍、钴；将所得的加压浸出渣C用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；将所得的常压浸出渣A经筛分处理得到二氧化硅和细砂。加压浸出渣C3、加压浸出液D3和洗涤液F3的成分见表3-1、表3-2和表3-3。

基于残渣的成分含量，计算出镍、钴浸出率、渣率和酸耗数据如下：
加压浸出镍浸出率：95.1%；加压浸出钴浸出率：93.2%。
总计镍浸出率95.9%；钴浸出率94.0 %。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：70.0g硅渣/1000g红土矿。
实施例4
本实施例的常压酸浸阶段和实施例2相同，在加压浸出阶段将6#低硅镁矿换成了3#低硅镁矿。
取40Kg（干）3#低硅镁矿，加入洗涤液E2 80L配制成低硅镁高铁矿浆,加热至95℃后移入加压管道反应器的循环罐中，再向加压管道反应器的循环罐中加入95℃的常压酸浸滤液B1 30L，测得反应物料的最终pH值为1.1。密封循环罐后开启加压泵，同时开启加压管道反应器的导热油加热装置，控制温度加热，温度升高至230℃时继续恒温加热55分钟之后停止加热并冷却降温。降温至85℃后从加压管道反应器的循环罐中移出反应浆料进行固液分离并洗涤滤渣，得到加压浸出渣C4 38Kg（干）、加压浸出液D4 94L和洗涤液F4 55L。随后对加压浸出液D纯化除杂，通过加入氧化镁调节物料pH在4.0～5.0之间，除去铁、铬等杂质回收镍、钴；将所得的加压浸出渣C用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；将所得的常压浸出渣A经筛分处理得到二氧化硅和细砂。加压浸出渣C4、加压浸出液D4和洗涤液F4的成分见表4-1、表4-2和表4-3。

基于残渣的成分含量，计算出镍、钴浸出率、渣率和酸耗数据如下：
加压浸出镍浸出率：94.2%；加压浸出钴浸出率：93.2%。
总计镍浸出率95.3%；钴浸出率93.9%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：88.0g硅渣/1000g红土矿。
实施例5
本实施例的常压酸浸阶段和实施例1相同，在加压浸出阶段将3#低硅镁矿换成了4#褐铁矿。
取30Kg（干）4#褐铁矿，加入洗涤液E1 60L配制成过渡矿矿浆,加热至95℃后移入加压管道反应器的循环罐中，再向加压管道反应器的循环罐中加入95℃的常压酸浸滤液B1 30L，测得反应物料的最终pH值为0.9。密封循环罐后开启加压泵，同时开启加压管道反应器的导热油加热装置，控制温度加热，温度升高至225℃时继续恒温加热60分钟之后停止加热并冷却降温。降温至85℃后从加压管道反应器的循环罐中移出反应浆料进行固液分离并洗涤滤渣，得到加压浸出渣C5 29Kg（干）、加压浸出液D5 76L和洗涤液F3 47L。随后对加压浸出液D纯化除杂，通过加入氧化镁调节物料pH在4.0～5.0之间，除去铁、铬等杂质回收镍、钴；将所得的加压浸出渣C用10%纯碱溶液洗涤、烘干得到铁粉；将所得的常压浸出渣A经筛分处理得到二氧化硅和细砂。加压浸出渣C5、加压浸出液D5和洗涤液F5的成分见表5-1、表5-2和表5-3。

基于残渣的成分含量，计算出镍、钴浸出率、渣率和酸耗数据如下：
加压浸出镍浸出率：94.2%；加压浸出钴浸出率：91.7%。
总计镍浸出率95.8%；钴浸出率92.7%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：70.0g硅渣/1000g红土矿。
以上实施例中，实施例1和实施例2用同一矿床褐铁矿中的高硅镁矿和低硅镁矿组合；实施例3和实施例4用不同矿床褐铁矿中的高硅镁矿和低硅镁矿组合；作为对比，实施例5用褐铁矿中的高硅镁矿和褐铁矿原矿组合。从分析数据看，五个实施例的镍（钴）浸出率、硫酸消耗等技术指标均较好，但由于实施例5采用的是褐铁矿中的高硅镁矿和褐铁矿原矿组合，因此加压浸出渣的铁含量仅为54.64%，回收的赤铁矿含铁约54%，而其它四个实施例得到的加压浸出渣的铁含量均在63%以上，回收的赤铁矿铁含量均在63%左右，铁回收率在96%以上。总计渣率在80.0g硅渣/1000g红土矿左右，回收二氧化硅后渣率降至40g硅渣/1000g红土矿左右。