酸浸法从含镍蛇纹石中提取镍的研究
罗仙平1,2，龚恩民1
(11江西理工大学，江西赣州341000,21北京科技大学，北京100083)
虚拟墓地
摘要：某地蛇纹石矿中镍主要以类质同象存在于硅酸盐矿物内，且粒度很细，不能用物理方法予以富集。为此，采用硫酸浸出工艺，镍浸出率为8517%，浸出贵液经净化沉镍，可得含镍41124%的Ni (OH )2镍精矿，沉镍收率8816%，综合收率达75193%。关键词：镍；酸浸工艺；蛇纹石 中图分类号:TF815 文献标识码:A 文章编号:1007-7545(2006)04-0028-03
Experimental Study on Nickel Extraction
from Serpentine with Acid Leaching T echnology
L UO Xian 2ping 1,2,G ON G En 2min 1
(11Jiangxi University of Science and Technology ,G anzhou ,Jiangxi 341000,China ;
21University of Science and Technology Beijing ,Beijing 100083,China )
Abstract :Ni mainly exists in silicate as an isomorphous element in serpentine ,and silicate is fine dissemination particle ,that couldn ’t concentration with physical method 1Acid leaching technology was adopted to treat this ore ,the results show that leaching rate of Ni was 8517%,and Ni (OH )2concentration containing 41124%Ni from the noble solution after purifying and precipitating ,the precipitating rate of Ni was 8816%and the total recovery rate of Ni was 75193%1
K eyw ords :Nickel ;Acid leaching process ;Serpentine
作者简介：罗仙平(1973-)，男，湖北仙桃人，副教授，博士研究生
世界上已知的镍矿床有3种类型：即铜镍硫化矿、红土矿、风化壳硅酸镍矿床，其中红土矿和硅酸镍矿床占目前世界镍总储量的四分之三。但目前从硫化矿石中提取的镍，约占目前镍总产量的三分之二[1]。四川省攀西地区某地蛇纹石矿(类似风化壳硅酸镍矿)含Ni 015%～210%，具有较高的价值。为合理开发这一资源，我们探索了多种方案，从试验结果看，采用化学酸浸工艺能获得较好的结果。 1 矿石性质研究
试样的多元素分析结果为(%):Ni 01554、Fe 10118、Cu 01004、CaO 1163、MgO 28168、SiO 233159、Al 2O 34194、Co 01005。
无尘涂装
试样主要组成矿物为叶蛇纹石、纤维蛇纹石、利
游戏同步器
蛇纹石等，其次有磁铁矿、钛铁矿、铬铁矿、水镁石、镁铁碳酸盐，有时含有少量透闪石、金云母、滑石等。试样中镍主要以类质同象存在于硅酸盐矿物内，部分镍呈吸附状态存在，两者呈渐变过渡关系。
2 选矿提取方案论证
由于该含镍蛇纹石矿中镍主要以类质同象存在于硅酸盐矿物内，且粒度很细，因此不能用机械选矿方法予以富集，只能采用化学选矿或冶炼富集方法来提取镍。对氧化镍矿的化学选矿或冶炼富集方法，又有火法和湿法两大类。前者分造硫熔炼、镍铁
法与粒铁法，后者又有碱法和酸法处理法等[2]
。由于火法富集法在炼制镍、镍铁时，需采用高温处理矿石，而需要大量的热能，因此湿法提镍得到研究者重
视。湿法提镍一般认为采用碱液浸出能获得高的浸出率，但大多需要还原等预处理和高温加压设备，使用酸浸出可比较容易获得较高的浸出率，但选择性较差，矿石中杂质成分溶解较多，不利于后续处理，适用的矿石多受到限制。考虑到该矿资源量不大，采用酸浸处理较灵活，因此本文重点研究了硫
酸浸镍的工艺。
采用硫酸浸镍提取含镍蛇纹石矿的反应过程用方程式表示为:
(Ni ,Mg )SiO 3・n H 2O +H 2SO 4→x NiSO 4+
y MgSO 4+SiO 2+(n +1)H 2O (x +y =1)
3 试验复合片钻头
311 化学浸出31111 浸出剂选择
探索性浸出试验发现，采用硫酸作浸出剂，由于试样中含有较多的钙镁物质，浸出时会形成硫酸钙凝胶状物质，这种物质使得过滤极为困难，为此对浸出剂进行了选择。浸出剂的选择试验具体考察了硫酸、硝酸、盐酸三种酸对试样的浸出效果，但试验结果表明，采用硫酸作浸出剂的浸出指标最好。综合考虑技术经济等因素，最终仍选择硫酸作浸出剂进行研究。31112 浸出剂用量
首先研究了浸出剂硫酸用量的条件试验。以硫酸为浸出剂，固定试验条件：试样500g 、浸矿细度-01074mm 占82126%%、固液比1∶6(对应浸矿浓度143g/L )、改变硫酸用量、室温下浸出8h ，试验结果见图1 。
图1 硫酸用量对镍浸出率的影响
Fig 11 The effect of H 2SO 4concentration
蝶形螺栓on Ni leaching rate
由图1可见，在硫酸浓度低于1150mol/L 时，镍的浸出率随浸液中硫酸浓度的增大而升高，但当
硫酸浓度高于1150mol/L 后，镍的浸出率不在升
高，因此在用硫酸作浸出剂时，浸出液中硫酸浓度确定为1150mol/L 。31113 浸出矿浆浓度 以硫酸为浸出剂，固定试验条件：试样500g 、浸矿细度-01074mm 占82126%、改变矿浆浓度、保证硫酸浓度1150mol/L 、室温下浸出8h ，试验结果见图2。
由图2可见，在浸出矿浆浓度低于167g/L 时(对应固液比1∶5)，浸出矿浆浓度的改变对镍浸出率影响不大；但当浸出矿浆浓度大于167g/L 时，随浸出矿浆浓度增大，镍的浸出速度下降。综合考虑浸出矿浆浓度与浸出时间及浸出贵液中的镍含量等因素，选取浸矿浓度167g/L 为后续试验条件
。
图2 浸出矿浆浓度对镍浸出率的影响
Fig 12 The effect of slurry concentration
on Ni leaching rate
31114 浸矿细度
考察了浸矿细度对镍浸出率的影响，试验结果表明，浸出物料细度越细，浸出液中的镍含量越高，对应浸出率也越大，但过小的物料细度意味着磨矿时间相应要长，这将导致处理能力太小，综合考虑各方面因素，确定磨矿细度为8711%为试验条件。31115 浸出时间固定试验条件：试样500g 、磨矿细度为8711%、固液比1∶5(对应浸矿浓度167g/L )、保证硫酸浓度1150mol/L 、室温下浸出，改变浸出时间，试验结果见图3。
由图3可见，随浸出时间延长，镍浸出率有所增长，但当浸出时间达到8h 后，再延长浸出时间，镍浸出率增长幅度不大，因此选择浸出时间为8h 。31116 浸出温度
图3 浸矿时间对镍浸出率的影响Fig13 The effect of time on Ni leaching rate
固定试验条件：试样500g、磨矿细度为8711%、固液比1∶5(对应浸矿浓度167g/L)、保证硫酸浓度1150mol/L、浸出时间8h，改变浸出温度。试验结果表明，升高浸出温度，浸出液的镍含量总体升幅不大，说明浸出已达到极限，升高温度只是提高浸出速度、缩短浸出时间的问题。为了进一步证实这
一问题，另安排了一组试验，试验条件为：试样500g、磨矿细度为8711%、固液比1∶5(对应浸矿浓度167g/L)、保证硫酸浓度1150mol/L、恒定浸出温度60℃，改变浸出时间，试验结果见表1。
表1 浸出温度为60℃时浸出时间条件试验结果T able1 The results of leaching at60℃
with different time
浸出时间/h产品名称品位或含量浸出(残留)率/%
4清液
浸渣
原矿
896mg/L
01106%
01554%
80187
19113
100100
6清液
浸渣
原矿
973mg/L
01067%
01554%
87190
12110
100100
8清液
浸渣
原矿
992mg/L
01062%
01558%
88189
11111
100100
由表1可见，浸出温度为60℃时，浸出6h的确可达到常温下浸出8h的效果，同时在较高温度下浸出，有利于浸出液中Ni2+离子的浓缩富集。因此，确定后续浸出试验条件为：在浸出温度为60℃时浸出6h。
312 浸出贵液的净化与镍精矿的制取
31211 浸出贵液的富集方法
从上面的试验可见，采用硫酸作浸出剂所得的一次浸出贵液中的镍含量偏低，尝试采用沉淀法对浸出贵液进行净化除杂与沉镍，所得的沉淀物量都很少，如将浸出液进行蒸发浓缩，则需大量的热量，为此考虑将浸出液进行多次浸出，当浸出液中的镍含量达到一定量时再考虑除杂与沉镍。将浸出液进行多次浸出时浸出液中镍与铁含量结果为(g/L)：第1次浸出液Ni01973、Fe1106；第2次浸出液Ni 2177、Fe2132；第3次浸出液Ni3186、Fe3156。可见，浸出液经过多次浸取，浸出液中的Ni2+离子得到富集，值得注意的是：由于浸出是在60℃下进行，浸出液中的Ni2+离子不是简单的倍数富集，它还含有一定的蒸发浓缩富集。从沉镍的角度考虑，浸出液经3次浸取后,Ni2+离子浓度已达到沉镍要求，进一步提高Ni2+离子浓度(或经过超过3次的反复浸出)，浸出液中的铁与镁的含量也会得到富集，它们对镍的浸出会有一定影响，因此综合考虑浸出率因素，浸出液经过3次浸出即足够。
31212 浸出贵液的净化
3131211 黄钠铁矾法除铁
经3次浸出后的浸出液属于高含铁浸出液，对其除杂首先就应考虑除铁，由于净化除铁的方法中黄钠铁矾法适于处理含铁大于1g/L的浸出液，因此本试验考虑了黄钠铁矾法净化除铁的方案。
为保证除铁效果，保持浸出贵液温度在85℃以上，同时为了维持浸出液的p H117～119，将Na2CO3配制成70%的溶液，并以喷淋形式加入。
除铁的试验结果说明,Fe的沉淀率为98%，沉淀物中含Fe4012%、Ni0101%、Mg01003%。沉淀物结构致密，过滤性能好。沉矾后浸出液p H保持在210～215。
3121212 硫化法除重金属
将除铁后液p H控制在210～215，在不停搅拌下，缓慢加入Na2S溶液(浓度20%)，重金属离子形成黑沉淀，将黑沉淀物过滤得到的净化液用于沉镍。
31213 中和沉镍分离碱金属和碱土金属
将除杂后的净化液以20%的NaOH溶液中和，控制p H为8左右,Ni2+以Ni(OH)2形式沉淀，而K、Ca、Na、Mg等碱金属和碱土金属仍以离子形式残存于溶液中。
在实际操作过程中，为了防止局部过碱产生钙镁离子被包裹沉淀,NaOH的加入方式很重要，试验时NaOH的加入是在搅拌条件下缓慢加入的。
对所获得的镍精矿(氢氧化亚镍沉淀物)必须洗
(下转第42页)
图3 电解物中金属元素含量变化与时间关系
Fig13 R elationship betw een the content v ariation
of each m etals elem ent in electrolysis and tim e
由图2可知，电解过程中Ag、Cu、Pb、Mn以及As、Sb均以不同速度浸出。电解8h，各金属元素的浸出结果如表1所示。
表1 电解8h后各金属元素的浸出率
T able1 Extracting rate of each metals element
in electrolysis for8h/%元素Ag Cu Pb Sb Mn As
预处理后矿粉中
的金属含量
01438012164128112501533138电解渣中含量010199010043101101012110111101414浸出率951598159812871284109016
由图3可知，电解过程开始时Mn含量降低最快,4h后浸出困难;Pb、Cu在1～8h几乎均匀浸出;Ag的浸出峰较晚出现,8h后浸出减慢，如电解的目的是浸出Ag，此时电解可以停止了；而8h 后主要是Sb、Pb、As浸出。
6 结论
(1)经预处理后，原料质量减少到原来的75%，可为下一步矿浆电解减轻生产负荷，有利于有价金属浸出。电解后电解渣主要成分是硫铁矿，质量是电解前的76%;
(2)电解从开始到结束,Fe及Ag、Cu、Pb、Sb、Mn、As在312V电压均可同时被不同程度地浸出，前4h阴极主要产物是Mn、Pb、As、Cu、Ag，后4h 阴极主要产物是Pb、Sb、As、Ag、Cu;
(3)电解过程Ag的浸出率可达到9515%，其它金属也可得到可观的回收率;
(4)同一种元素在不同的矿物中，浸出的速率不相同，加上受其它矿物的包裹，不同时间段阴极析出的金属成分有较大差异。
参考文献
[1]江培海，王含渊，孟杰，等.矿浆电解法处理复杂银精矿
[J].有金属(冶炼部分),1997(2):31-331
[2]邱定蕃.矿浆电解[M].北京：冶金工业出版社,19991
[3]黄崇轲，朱裕生，张忠伟，等.南岭银矿[M].北京：地质
出版社,19971
[4]杨显万，张英杰.矿浆电解原理[M].北京：冶金工业出
版社,20001
(上接第30页)
涤干净，这是因为溶液中含有的大量Ca2+、Mg2+、Na+等离子会吸附于镍精矿(氢氧化亚镍沉淀物)上，否则这些杂质与镍形成复盐而影响产品质量。
浸出贵液经净化沉镍，得到含镍41124%的Ni(OH)2镍精矿，沉镍收率为8816%，综合收率达到75193%。
4 结论
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采用硫酸浸出—浸出液净化沉镍的化学选矿工艺处理含Ni01554%的蛇纹石，在磨矿细度001074mm为8711%、固液比1:5、硫酸浓度1150mol/L、60℃条件下浸出6h，浸出贵液中镍浸出率为8517%，浸出贵液经净化沉镍，可得含镍41124%的Ni(OH)2镍精矿，沉镍收率8816%，综合收率达到75193%。
参考文献
[1]许荣华.硫化镍及硫化铜镍矿石选矿概述[J].昆明理
工大学学报,2000,25(2):16-191
[2]朱训.中国矿情(第二卷)—金属矿产[M].北京：科学
出版社,1999:3271
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