一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法.pdf

本发明涉及红土镍矿的湿法冶金工艺技术领域，具体涉及一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法，包括以下步骤：向腐泥土矿浆中加入足够的浓硫酸，在95℃～120℃高温下发生反应，以溶解绝大部分的可溶性非铁金属和可溶性铁；固液分离得到常压浸出渣和常压浸出液；将常压浸出液和褐铁矿矿浆按比例加入加压反应器中，在195℃～240℃条件下加压浸出；固液分离得到加压浸出渣和加压浸出液；对加压浸出滤液纯化回收镍和钴；加压浸出渣洗涤后烘干得到铁精粉产品；常压浸出渣经筛分处理得到高品位二氧化硅产品和建筑砂。本方法可同时处理腐泥土和褐铁矿；镍钴回收率高；常压浸出设备小、时间短、效率高，废渣量少且能有效利用。

权利要求书
1.  一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法，其特征在于：该方法按下述步骤进行：
(a)向双螺旋推料反应器中加入研磨至-80目、含固量为40%～60%的腐泥土矿浆和98%浓硫酸，常压下反应1-12分钟以溶解腐泥土矿中可溶性非铁金属和可溶性铁；
(b)对反应物料进行水溶分离和固液分离得到常压浸出渣（A）和常压浸出液(B)；
(c)将常压浸出液(B)和-80目、含固量为40%～60%的褐铁矿矿浆加入加压管道反应器中；
(d)反应完毕后降低浆料的温度低于80℃后进行固液分离，得到加压浸出渣(C)和加压浸出液(D)；
(e)向加压浸出液(D)中加入氧化镁进行反应，直到pH值为7～8；反应完毕后进行固液分离，得到氢氧化镍和氢氧化钴固体颗粒以及硫酸镁溶液；对氢氧化镍和氢氧化钴固体颗粒进行还原反应即可得到镍和钴；
(f)将步骤（e）中固液分离后的溶液蒸发结晶得到七水硫酸镁；
(g)对加压浸出渣(C)用质量分数为10%的纯碱溶液洗涤后在120℃～150℃烘干得到铁精粉；
(h)对常压浸出渣（A）经筛分处理得到高品位二氧化硅产品和建筑砂。

2.  根据权利要求1所述的一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法，其特征在于：所述步骤（a）中使用的硫酸量为化学计量溶解矿石中铁和非金属所需酸量的0.8～1.2倍。

3.  根据权利要求1或2所述的一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法，其特征在于：所述步骤（c）中常压浸出液(B)和褐铁矿矿浆的反应温度为150～240℃；反应时间为0.5～1.0小时；pH值为0.5～1.5；反应压力为1.5～4Mpa。

4.  根据权利要求1或2所述的一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法，其特征在于：所述步骤（b)中常压浸出渣(A)为硅渣，其二氧化硅含量为65%-90%。

5.  根据权利要求1或2所述的一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法，其特征在于：所述步骤（d)中得到加压浸出渣(C)为赤铁矿渣，其中铁含量为58%-65%。

说明书一种从红土镍矿中回收镍、钴、铁、硅和镁的方法
技术领域
本发明涉及红土镍矿的湿法冶金工艺，具体而言，涉及在同一工艺中对这种矿石的腐泥土成分进行硫酸常压浸出和用常压浸出液对褐铁矿成分进行加压浸出，在回收镍、钴、铁和镁的同时对矿石的部分硅进行经济有效的回收。
背景技术
红土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，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矿层，其中褐铁矿颗粒细微，含镍较低，硅、镁含量也低，但含铁量较高，腐泥土矿含镍较高，硅、镁含量也较高，但含铁较低，过渡矿介于二者之间。
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镍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硅和镁。
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。它一般含有低比例的铁和高比例的硅和镁。
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的带，称为过渡矿。
通常情况下，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镍的有用成分，即无法用选矿的技术进行富集，这使得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。几十年来人们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、堆浸工艺等。
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是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，使得红土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
本发明的目的就是消除或减轻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镍和钴回收率和更快的回收速度，比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红土矿的主要成分铁加工成铁精粉，使废渣量减少为原矿量的百分之五左右。
本发明是通过以下技术方案来实现的：
本发明提供一种分两步从腐泥土矿和褐铁矿中高效回收镍、钴、铁、硅和镁的工艺方法。第一步：向双螺旋推料反应器中加入腐泥土矿浆和足够的无机酸，在常压和高温下发生反应，以溶解绝大部分的可溶性非铁金属和可溶性铁；第二步：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)；第三步：将常压浸出液和褐铁矿矿浆按比例加入高压釜中，在反应温度为150～240℃；反应时间为0.5～1.0小时；pH值为0.5～1.5；反应压力为1.5～4Mpa的条件下加压浸出，滤液中的Fe3+水解为赤铁矿沉淀并释放出酸浸出褐铁矿，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)；第四步：向加压浸出液(D)中加入氧化镁进行反应，直到pH值为7～8；反应完毕后进行固液分离，得到氢氧化镍和氢氧化钴固体颗粒以及硫酸镁溶液；对氢氧化镍和氢氧化钴固体颗粒进行还原反应即可得到镍和钴；第五步是对沉镍和钴后液蒸发结晶得到七水硫酸镁；第六步对加压浸出渣用纯碱溶液洗涤、烘干制取铁精粉。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1、实现了一种工艺能同时处理腐泥土矿与褐铁矿矿，克服了传统的腐泥土矿采用火法工艺处理，褐铁矿采用湿法工艺处理的不足。
2、与高压酸浸出（HPAL)工艺相比，本发明的加压浸出在1.5Mpa～3.0Mpa下进行，比高压酸浸4.5Mpa～5.0Mpa的条件温和的多，相应的加压设备的投资成本和运行费用比高压酸浸的高压釜低的多，并且操作和维护也更简单。虽然CN101001964A的发明专利提出加压浸出在更低的压力（约0.5Mpa）条件下进行，但是它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60分钟至90分钟，而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是显而易见的。
4、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，使用相似的红土矿和腐泥土/褐铁矿比，常压酸浸的酸耗为600～900Kg硫酸/1000Kg干矿；高压酸浸的酸耗为300～600Kg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+水解为赤铁矿沉淀释放的质子（酸）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，并且可大幅度降低后续中和剂的消耗。
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、高压酸浸工艺是把红土矿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，很容易生产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，基本上可以避免结垢物的产生。
7、现有的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。而本发明的方法能在工艺过程中很自然方便的将红土矿的主要成分铁和部分硅得以经济有效的回收利用。因为众所周知，通常情况下，褐铁矿占红土矿总量的约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10～35%，也就是说红土矿中绝大部分硅赋存于少量的腐泥土矿中。根据本发明的方法，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%、占红土矿总量的8～15%，渣中二氧化硅含量达到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，简单处理即可作为铁精粉出售。
附图说明
图1：本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
下面对本发明做进一步描述，如附图1所示：
一、取研磨至-80目的500Kg2#腐泥土矿加入500Kg水制成腐泥土矿浆，准备500Kg98%浓硫酸，待用；
二、用砂浆泵和浓硫酸泵严格控制流量将腐泥土矿浆和浓硫酸在快速混合后被流入双螺旋推料反应器中，全部反应用时12分钟，反应后物料呈酥松的蜂窝状固态膏体，待用；
三、经过降温，将酥松的蜂窝状固态膏体的反应物料简单破碎后倒入水浸罐，加入1500Kg水，进行水溶步骤，搅拌约30分钟；
四、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，pH值比例控制在0.5；得到常压酸浸滤渣（A1）185Kg、常压酸浸滤液(B1)1480L和洗涤液(E1)1200L。常压酸浸滤渣（A1）、常压酸浸滤液(B1)和洗涤液(E1)的成分见表1-1、表1-2和表1-3；
五、取3000g1#褐铁矿，加入洗涤液(E1)6000ml配制成褐铁矿浆后移入加压管道反应器中，再向加压管道反应器中加入常压酸浸滤液(B1) 3000ml。密封加压管道反应器后控制温度加热，温度升高至212℃时继续恒温加热45分钟之后停止加热并冷却降温。降温至80℃后从加压管道反应器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）2850g、加压浸出液(D1)7580ml和洗涤液(F1)4500ml。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；
六、取300g加压浸出渣（C1）加入盛有1000ml碳酸钠溶液（10%）的烧杯中，加热至60℃并搅拌30分钟。固液分离并洗涤滤饼、烘干，得到赤铁矿（G1）295g。赤铁矿（G1）成分见表1-7；
七、取300g加压浸出渣（C1）加入盛有1000ml碳酸钠溶液（10%）的烧杯中，加热至60℃并搅拌30分钟。固液分离并洗涤滤饼、烘干，得到赤铁矿（G1）295g。赤铁矿（G1）成分见表1-7；
八、取300g常压浸出渣（A1）进行水力旋流分离，得到-100目二氧化硅粉（H1）145g和+100目细砂(I1)150g。二氧化硅粉（H1）和+细砂(I1)成分见表1-8和表1-9。
九、取500ml加压浸出液(D1)盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热至80℃～85℃，缓慢加入30%氧化镁乳液调pH值至4.5～4.8，稳定30分钟后过滤得滤渣和滤液。对滤液在80℃～85℃继续加入30%氧化镁乳液调pH值至7.5～8.5，稳定45分钟后过滤并洗涤滤饼，得氢氧化镍（钴）（J1）7.92g和沉镍后液（K1）490ml。氢氧化镍（钴）（J1）和沉镍后液（K1）成分见表1-10和表1-11。
十、取沉镍后液（K1）490ml盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热，搅拌转速250r/min, 温度控制为80℃～85℃。加入5％ NaClO溶液并滴入氧化镁乳液调节pH值在6.9-7.5。反复交替操作，当再滴入NaClO溶液，pH值不降反升时，继续加热1小时使二氧化锰晶体长大，pH值最终为7.40。冷却至室温后过滤并洗涤滤饼，得到二氧化锰沉淀除锰后液450ml。对除锰后液浓缩结晶并降温分离，得到七水硫酸镁(L1)84g和系统尾液。七水硫酸镁(L1)成分见表1-12。
实施例中使用的1#、2#和3#矿石来自新喀里多尼亚某红土矿床， 4#和5#来自印度尼西亚某红土矿床，矿石的主要成分见表1。




基于残渣的成分含量，计算出镍、钴浸出率、铁回收率、渣率和酸耗数据如下：
常压酸浸镍浸出率：98.3%；常压酸浸钴浸出率：97.1%。
加压浸出镍浸出率：94.5%；加压浸出钴浸出率：94.2%。
总计镍浸出率96.21%；钴浸出率95.4%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：250Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：46g硅渣/1000g红土矿。
实施例2
一、取研磨至-80目的500Kg5#腐泥土矿加入500Kg水制成腐泥土矿浆，准备450Kg98%浓硫酸，待用；
二、用砂浆泵和浓硫酸泵严格控制流量将腐泥土矿浆和浓硫酸在快速混合后被流入双螺旋推料反应器中，全部反应用时10分钟，反应后物料呈酥松的蜂窝状固态膏体，待用；
三、经过降温，将酥松的蜂窝状固态膏体的反应物料简单破碎后倒入水浸罐，加入1500Kg水，进行水溶步骤，搅拌约30分钟；
四、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，pH值比例控制在0.5；得到常压酸浸滤渣（A2）230Kg、常压酸浸滤液(B2)1500L和洗涤液(E2)1350L。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；
五、取4000g4#褐铁矿，加入洗涤液(E2)8000ml配制成褐铁矿浆后移入加压管道反应器中，再向加压管道反应器中加入常压酸浸滤液(B2) 3000ml。密封加压管道反应器后控制温度加热，温度升高至230℃时继续恒温加热60分钟之后停止加热并冷却降温。降温至80℃后从加压管道反应器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）3425g、加压浸出液(D2)9350ml和洗涤液(F2)5450ml。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；
六、取300g加压浸出渣（C2）加入盛有1000ml碳酸钠溶液（10%）的烧杯中，加热至60℃并搅拌30分钟。固液分离并洗涤滤饼、烘干，得到赤铁矿（G2）295g。赤铁矿（G2）成分见表2-7。
七、取300g常压浸出渣（A2）进行水力旋流分离，得到-100目二氧化硅粉（H2）143g(干)和+100目细砂(I2)151g(干)。二氧化硅粉（H2）和+细砂(I2)成分见表2-8和表2-9。
八、取500ml加压浸出液(D2)盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热至80℃～85℃，缓慢加入30%氧化镁乳液调pH值至4.5～4.8，稳定30分钟后过滤得滤渣和滤液。对滤液在80℃～85℃继续加入30%氧化镁乳液调pH值至7.5～8.5，稳定45分钟后过滤并洗涤滤饼，得氢氧化镍（钴）（J2）9.64g和沉镍后液（K2）495ml。氢氧化镍（钴）（J2）和沉镍后液（K2）成分见表2-10和表2-11。
九、取沉镍后液（K2）490ml盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热，搅拌转速250r/min, 温度控制为80℃～85℃。加入5％ NaClO溶液并滴入氧化镁乳液调节pH值在6.9-7.5。反复交替操作，当再滴入NaClO溶液，pH值不降反升时，继续加热1小时使二氧化锰晶体长大，pH值最终为7.5。冷却至室温后过滤并洗涤滤饼，得到二氧化锰沉淀除锰后液460ml。对除锰后液浓缩结晶并降温分离，得到七水硫酸镁(L2)74g和系统尾液。七水硫酸镁(L2)成分见表2-12





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：97.7%；常压酸浸钴浸出率：93.5%。
加压浸出镍浸出率：95.3%；加压浸出钴浸出率：92.3%。
总计镍浸出率96.4%；钴浸出率93.9%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：46.3g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1#新喀褐铁矿换成了4#印尼褐铁矿。
取3000g4#褐铁矿，加入洗涤液(E1)6000ml配制成褐铁矿浆后移入加压管道反应器中，再向加压管道反应器中加入常压酸浸滤液(B1) 3000ml。密封加压管道反应器后控制温度加热，温度升高至215℃时继续恒温加热50分钟之后停止加热并冷却降温。降温至80℃后从加压管道反应器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）2800g、加压浸出液(D3)7550ml和洗涤液(F3)4500ml。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。
取300g加压浸出渣（C3）加入盛有1000ml碳酸钠溶液（10%）的烧杯中，加热至60℃并搅拌30分钟。固液分离并洗涤滤饼、烘干，得到赤铁矿（G3）295g。赤铁矿（G3）成分见表3-4。
取500ml加压浸出液(D3)盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热至80℃～85℃，缓慢加入30%氧化镁乳液调pH值至4.5～4.8，稳定30分钟后过滤得滤渣和滤液。对滤液在80℃～85℃继续加入30%氧化镁乳液调pH值至7.5～8.5，稳定45分钟后过滤并洗涤滤饼，得氢氧化镍（钴）（J3）7.47g和沉镍后液（K3）480ml。氢氧化镍（钴）（J3）和沉镍后液（K3）成分见表3-5和表3-6。
取沉镍后液（K3）480ml盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热，搅拌转速250r/min, 温度控制为80℃～85℃。加入5％ NaClO溶液并滴入氧化镁乳液调节pH值在6.9-7.5。反复交替操作，当再滴入NaClO溶液，pH值不降反升时，继续加热1小时使二氧化锰晶体长大，pH值最终为7.5。冷却至室温后过滤并洗涤滤饼，得到二氧化锰沉淀除锰后液470ml。对除锰后液浓缩结晶并降温分离，得到七水硫酸镁(L3)79g和系统尾液。七水硫酸镁(L3)成分见表3-7。


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：92.2%。
总计镍浸出率96.5%；钴浸出率93.3%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：250Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：92.5g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4#印尼褐铁矿换成了1#新喀褐铁矿。
取4000g（干）1#褐铁矿，加入洗涤液(E2)8000ml配制成褐铁矿浆后移入PARR4557加压管道反应器（17L）中，再向加压管道反应器中加入常压酸浸滤液(B2) 3000ml。密封加压管道反应器后控制温度加热，温度升高至230℃时继续恒温加热60分钟之后停止加热并冷却降温。降温至80℃后从加压管道反应器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）3753g（干）、加压浸出液(D4)9380ml和洗涤液(F4)5400ml。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。
取300g（干）加压浸出渣（C4）加入盛有1000ml碳酸钠溶液（10%）的烧杯中，加热至60℃并搅拌30分钟。固液分离并洗涤滤饼、烘干，得到赤铁矿（G4）295g。赤铁矿（G4）成分见表4-4。
取500ml加压浸出液(D4)盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热至80℃～85℃，缓慢加入30%氧化镁乳液调pH值至4.5～4.8，稳定30分钟后过滤得滤渣和滤液。对滤液在80℃～85℃继续加入30%氧化镁乳液调pH值至7.5～8.5，稳定45分钟后过滤并洗涤滤饼，得氢氧化镍（钴）（J4）7.34g和沉镍后液（K4）480ml。氢氧化镍（钴）（J4）和沉镍后液（K4）成分见表4-5和表4-6。
取沉镍后液（K4）480ml盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热，搅拌转速250r/min, 温度控制为80℃～85℃。加入5％ NaClO溶液并滴入氧化镁乳液调节pH值在6.9-7.5。反复交替操作，当再滴入NaClO溶液，pH值不降反升时，继续加热1小时使二氧化锰晶体长大，pH值最终为7.5。冷却至室温后过滤并洗涤滤饼，得到二氧化锰沉淀除锰后液460ml。对除锰后液浓缩结晶并降温分离，得到七水硫酸镁(L4)79g和系统尾液。七水硫酸镁(L4)成分见表4-7。


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96.2%；钴浸出率93.9%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：180Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：92.0g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1#新喀褐铁矿换成了3#新喀过渡矿。
取3000g（干）3#过渡矿，加入洗涤液(E1)6000ml配制成过渡矿矿浆后移入PARR4557加压管道反应器（17L）中，再向加压管道反应器中加入常压酸浸滤液(B1) 3000ml。密封加压管道反应器后控制温度加热，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80℃后从加压管道反应器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）2770g（干）、加压浸出液(D5)7550ml和洗涤液(F3)4650ml。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。
取300g（干）加压浸出渣（C5）加入盛有1000ml碳酸钠溶液（10%）的烧杯中，加热至60℃并搅拌30分钟。固液分离并洗涤滤饼、烘干，得到赤铁矿（G5）293g。赤铁矿（G5）成分见表5-4。
取500ml加压浸出液(D5)盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热至80℃～85℃，缓慢加入30%氧化镁乳液调pH值至4.5～4.8，稳定30分钟后过滤得滤渣和滤液。对滤液在80℃～85℃继续加入30%氧化镁乳液调pH值至7.5～8.5，稳定45分钟后过滤并洗涤滤饼，得氢氧化镍（钴）（J5）9.23g和沉镍后液（K4）470ml。氢氧化镍（钴）（J5）和沉镍后液（K5）成分见表5-5和表5-6。
取沉镍后液（K4）470ml盛于1000ml烧杯中，搅拌并水浴加热，搅拌转速250r/min, 温度控制为80℃～85℃。加入5％ NaClO溶液并滴入氧化镁乳液调节pH值在6.8-7.5。反复交替操作，当再滴入NaClO溶液，pH值不降反升时，继续加热1小时使二氧化锰晶体长大，pH值最终为7.5。冷却至室温后过滤并洗涤滤饼，得到二氧化锰沉淀除锰后液470ml。对除锰后液浓缩结晶并降温分离，得到七水硫酸镁(L5)90g和系统尾液。七水硫酸镁(L5)成分见表5-7。



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：95.8%；加压浸出钴浸出率：93.5%。
总计镍浸出率96.7%；钴浸出率94.6%。
铁回收率>96%。
硫酸消耗：250Kg·硫酸/t·矿。
总计渣率：92.0g硅渣/1000g红土矿。
以上实施例中，实施例1和实施例2用同一矿床中的腐泥土和褐铁矿组合；实施例3和实施例4用不同矿床中的腐泥土和褐铁矿组合；作为对比，实施例5用腐泥土和过渡矿组合。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采用的是腐泥土和过渡矿组合，因此加压浸出渣的铁含量仅为44.3%，铁几乎无法回收利用，而其它四个实施例得到的加压浸出渣的铁含量均在58%以上，回收的赤铁矿含铁约60%，铁的回收率在96%以上。总计渣率在90.0g硅渣/1000g红土矿左右，回收二氧化硅后渣率降至46g硅渣/1000g红土矿左右。