CN104120259B - 一种氧化镍矿酸浸液两步除铁方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种氧化镍矿酸浸液两步除铁方法。该方法包括以下步骤：在氧化镍矿酸浸液中加入硅镁镍矿矿浆，搅拌反应至溶解完全并使溶液的pH≥1.6，液固分离,所得液体升温至130～170℃搅拌反应1～3h，液固分离并干燥固体，得赤铁矿产品；在收集的液体中第二次加入硅镁镍矿矿浆，搅拌反应至溶解完全并使溶液的pH值在2左右，液固分离，所得液体加入氧化镁和氧化剂，或仅加入氧化剂；搅拌反应0.5～4h，液固分离并干燥固体，得针铁矿产品。该方法在较为温和的条件下实现了铁的完全脱除，并获得可直接销售的赤铁矿和针铁矿，同时还使酸浸液中的残酸和铁沉积过程释放的酸得到了回收利用，浸出液中的镍、钴、铝、镁没有损失。

Description

一种氧化镍矿酸浸液两步除铁方法

技术领域

本发明涉及镍矿冶炼方法，具体涉及一种氧化镍矿酸浸液两步除铁方法。

背景技术

氧化镍矿是主要的镍矿资源，酸浸工艺是氧化镍矿冶炼的常用技术，其中使用硫酸作为浸出剂的工艺最为常见。氧化镍矿通常分为铁含量较高的铁质矿和镁含量较高的镁质矿两大类。无论是通过常压酸浸、高压酸浸还是堆浸所得到的氧化镍矿酸浸液中都含有铁、镍、钴、镁、铝等金属离子，通常浸出液中的铁离子浓度高于其它金属离子浓度，其中铁质矿的常压酸浸液中铁离子浓度可高达30～50g/L,因此，大多数氧化镍矿酸浸液净化分离的第一步是除铁。

常用的浸出液除铁方法主要有氧化中和法、黄钾铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法。氧化中和法是用氧化剂将浸出液中Fe²⁺氧化为Fe³⁺，再加入碱液调整溶液的pH值，使Fe³⁺以氢氧化铁的形式沉淀，此法操作简便，但氢氧化铁常以胶体形式沉淀，造成溶液过滤困难，此外，氢氧化铁沉积过程中会有部分或大量的镍、钴、镁、铝等其它金属离子共沉积，造成金属离子的损失。黄钾铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法都具有良好的过滤和洗涤性能，但黄钾铁矾难于回收利用，在堆积和存放的过程中还会释放出硫酸而污染环境，因此黄钾铁矾法现在已较少使用；赤铁矿法和针铁矿法因具有除铁产品可以直接出售的优势而成为首选的除铁方法。

针铁矿法可在较低的温度(如低于溶液的沸点温度)下进行，除铁过程能耗不大，但是，针铁矿法沉铁要求在较低的酸度(如pH值在2～4之间)和较低的Fe³⁺浓度(一般在1g/L左右)下进行。氧化镍矿酸浸液的酸度普遍较高，其pH值大多低于1，特别是常压酸浸液，其pH值甚至低于0，而调节溶液的pH值就需要消耗大量的碱性试剂。此外，氧化镍矿酸浸液中铁离子浓度远高于1g/L，有些甚至达到50g/L,若要采用针铁矿法除铁，则需先用还原剂将酸浸液中的Fe³⁺还原为Fe²⁺以维持溶液中较低的Fe³⁺浓度，接着加入氧化剂缓慢氧化Fe²⁺为Fe³⁺，然后Fe³⁺缓慢水解为针铁矿而从溶液中沉积下来。这不仅需消耗大量的氧化剂和还原剂，而且还延长了沉铁反应的时间。对于铁浓度很高的氧化镍矿酸浸液，人们很少使用针铁矿法除铁。

目前常用的赤铁矿沉铁法是在250℃左右、压力为4MPa左右的条件下进行，即使溶液的酸度很高，溶液中的铁也能以赤铁矿的形式沉积，故铁脱除率较高，但是，此方法能耗很高，还需使用耐高温高压和耐腐蚀性极好的材料制造的高压釜，设备费和操作费都较高。近年来有一些专利提出了在120～200℃范围内沉积赤铁矿，在此低温范围内酸对设备的腐蚀大幅度下降，因而可以使用价格便宜、操作简单的高压釜，从而降低设备投资和维修费用；加上沉铁过程释放的酸可以回收利用，这将大大降低酸耗和冶炼成本。如公开号为CN101392321A的发明专利公开了一种在120～200℃范围内沉淀赤铁矿的方法，但是该法要求在沉铁和浸出之前加入碳质还原剂对矿物进行微波还原焙烧，不适用于氧化镍矿常压酸浸液的直接除铁。

此外，在120～200℃范围内沉积赤铁矿一般在pH>1的条件下进行，与针铁矿除铁法类似，采用赤铁矿法除铁之前也需降低浸出液的酸度。近年来国内外学者提出了各种中和氧化镍矿酸浸液中残酸的工艺，有些专利提出用碱性物质中和浸出液的残酸，如专利WO2013120131A1采用石灰石或碳酸钙中和堆浸液中的酸，使铁以针铁矿的形式沉积。加入碱性物质中和浸出液中的酸可达到调节浸出液酸度的目的，但浸出液中的残酸就难以得到回收利用。有些专利采用镁质矿中和浸出液的残酸，如公开号为CN102212684A、CN101418379A、CN102286661A、WO2001032944A1、AU2011218755A1等专利采用镁质氧化镍矿来中和铁质氧化镍矿酸浸液中的残酸，以提高酸浸液的pH值，但是，这些专利所得到的除铁产物都是难于回收利用、易于造成环境污染的黄钠(钾)铁矾。

公开号为CN101139656A、WO2006084335A1、WO2006029499A1等发明专利中提出利用常压浸出液中残酸和压力釜中铁沉淀所生成的酸浸出镁含量较高的蛇纹石或腐殖土矿，同时使铁以三氧化二铁的形式沉积，但是，上述专利所述的方法都不能使酸浸液中的铁脱除完全，溶液中仍残留一定浓度的铁，且高镁含量矿尚未浸出完全。例如，公开号为CN101139656A的发明专利中，残留铁浓度接近1.5g/L，所加入的腐殖土矿中镍、钴浸出率为70％和80％，显然，腐殖土矿没有完全溶解；公开号为WO2006084335A1的发明专利中残留铁的浓度较低，在0.3～0.8g/L的范围，但腐殖土矿的浸出时间很长，接近10小时，能耗较高；公开号为WO2006029499A1的发明专利中除铁率仅为90％左右，仍有7～10％的铁未脱除完全。残留的铁离子会干扰后续镍钴分离过程，使镍钴分离效率下降，镍钴分离不完全。此外，公开号为AU2007100902A4的发明专利提出在高压釜内加入矿物原料中和赤铁矿沉积过程释放的酸，但没有说明矿物浸出渣的种类、采用什么方法避免浸出渣和赤铁矿产物对高压釜壁结垢生成的影响以及如何分离浸出渣和赤铁矿。实际上，上述方法仍然存在诸多技术问题需要解决，如，如何避免高压釜壁结垢生成和釜壁结垢夹带铁沉积产物，如何防止铁沉积过程的镍钴损失，如何保证高镁含量矿溶解完全，如何避免生成难于处理和回收利用的碱式硫酸铁和过滤性能差的铁沉积产物，铁沉积产物与高镁含量矿浸出渣如何完全分离，如何保证浸出液中的铁脱除完全，等等，对于这些技术难题，上述专利并没有提供有效的解决方法。

本申请人之前提交的公开号为CN103060549A的发明专利对上述工艺进行了改进，提出了分批次加入高镁含量矿到氧化镍矿酸浸液中，逐步缓慢中和酸浸液的残酸的方法，该方法可有效地控制酸浸液的pH值和铁的沉积速度以及高镁含量矿的溶解速度，酸浸液中的残酸和铁沉积过程的酸都得到了充分利用，同时保证了铁沉积完全和高镁含量矿溶解完全，获得的赤铁矿产物易于过滤，产物中几乎没有镍钴损失，铁沉积产物也能与高镁含量矿溶解产物有效分离。但该方法要求对高镁含量矿的加入量和酸浸液的pH值进行严格调控，当原液的pH值、铁离子浓度以及高镁含量矿的矿物组成有所变化时，生产过程需要及时调整和改变高镁含量矿的加入量和加入时间，这使生产操作变得有些繁琐。

发明内容

本发明要解决的技术问题是针对现有氧化镍矿酸浸液除铁过程存在的不足，提供一种氧化镍矿酸浸液两步除铁方法。该方法不需使用昂贵复杂的高压釜，在较为温和的条件下可实现铁的完全脱除，并获得可直接销售的赤铁矿和针铁矿产品，同时还使酸浸液中的残酸和铁沉积过程释放的酸得到了回收利用，除铁过程未添加其他试剂，浸出液中的镍、钴、镁、铝没有损失。

本发明所述的氧化镍矿酸浸液两步除铁方法，包括以下步骤：

(1)在氧化镍矿酸浸液中加入硅镁镍矿矿浆，搅拌反应至硅镁镍矿溶解完全并使溶液的pH值≥1.6，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至130～170℃，搅拌反应1～3h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆，搅拌反应至硅镁镍矿溶解完全并使溶液的pH值稍小于2或pH≥2，进行液固分离，得到固体C和液体C；

(4)当液体C的pH值稍小于2时，加入氧化镁和氧化剂，当液体C的pH≥2时，仅在液体C中加入氧化剂；之后搅拌反应0.5～4h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(5)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，合并固体A和固体C，用于制取硅产品。

上述方法的步骤(1)中，所述的氧化镍矿酸浸液可以是按现有常规方法(如常压酸浸、高压酸浸、堆浸等)对氧化镍矿进行浸出所得的酸浸液。通常情况下，氧化镍矿酸浸液中铁离子浓度为3～50g/L，当铁离子浓度大于50g/L时，同样也可采用本发明所述方法进行除铁，当铁离子浓度小于3g/L时，通常将浸出液进行适当稀释后采用针铁矿法除铁。该步骤中，优选是在加入硅镁镍矿矿浆后搅拌反应使溶液的pH值达到1.6～2.0，该pH值范围更有利于步骤(2)中赤铁矿的沉积。

在经过步骤(2)的处理后，液体A中绝大部分的Fe³⁺已经以赤铁矿的形式沉积下来，分离所得的液体B中Fe³⁺浓度已接近或低于1g/L。另一方面，在经过步骤(2)的沉铁反应后，赤铁矿沉积所释放的酸使分离所得的液体B的酸度有所升高(即pH值降低)，需要进一步提升液体B的pH值到2以上，才能满足针铁矿沉积的条件，为此，步骤(3)中以第二次加入硅镁镍矿矿浆来消耗液体B中残酸的方式来提升液体B的pH值。

上述方法的步骤(3)中，为了使步骤(4)针铁矿沉积更易于进行，优选是控制液体C的pH值在2～4的范围内。该步骤中，应保证液体B中的残酸与第二次加入的硅镁镍矿矿浆反应完全，即第二次加入的硅镁镍矿溶解完全。当硅镁镍矿溶解完全并经液固分离后所得溶液的pH值稍小于2(即很接近2)的情况下，通常不再采用加入硅镁镍矿矿浆的方式来调节溶液的pH值，而是通过加入氧化镁的方法来继续调节溶液的pH值至pH≥2，此时需要加入的氧化镁量并不大，且氧化镁可通过后续分离工序获得的氧化镁返回使用，因而基本上不会增加生产成本；另一方面，如果步骤(3)采用加入过量硅镁镍矿矿浆的方式来调节溶液的pH值至其pH≥2，则步骤(4)可以不必加入氧化镁，但会有部分硅镁镍矿溶解不完全，未溶解完全的硅镁镍矿和浸出渣会同时存在于固体C中，这不仅降低了硅镁镍矿的溶出率，而且大大增加了固体C后处理的难度，而采用步骤(4)中加入氧化镁调节液体C的pH值至pH≥2，由于氧化镁加入量不大且快速溶解完全，因而不会引入固体残渣，固体C也可直接用于回收硅产品，从而大大降低固体C后处理的难度，也有效避免了硅镁镍矿溶解不完全的现象发生。这里所说的溶液的pH值稍小于2通常是指溶液的pH值介于1.9～2之间。该步骤中，当第二次加入的硅镁镍矿矿浆与液体B中的残酸反应完全使得溶液的pH≥2时，由于该pH值已满足针铁矿沉积所需的pH值要求，所以在步骤(4)中不需要再加入氧化镁来调节液体C的pH值；优选地，是控制溶液的pH值在2～2.2之间，该pH值范围既有利于针铁矿的沉积，又有利于降低生产成本。

上述方法的步骤(1)、(3)和(4)中，搅拌反应通常是在40℃至溶液的沸点温度之间进行。

上述方法的步骤(4)中，氧化镁的加入量为使液体C的pH≥2，优选是使液体C的pH值控制在2～2.2之间。该步骤中，所述的氧化剂是双氧水、氧气或空气，优选采用空气作为氧化剂。氧化剂的加入量与现有技术相同，通常为Fe²⁺摩尔量的0.5～2.5倍。

本发明所述的方法中，所述硅镁镍矿指镁含量较高的含镍硅酸盐矿物，优选镁含量在5～25wt％范围内；硅镁镍矿矿浆的固含量为10～40wt％。

上述方法的步骤(5)中，通过分离工序获得的氧化镁可以返回步骤(4)中使用，也可作为产品直接销售。

上述方法的步骤(1)中，当氧化镍矿酸浸液本身的pH值≥1.6时，省略步骤(1)，直接进行步骤(2)～(5)。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

1、绝大部分铁首先通过赤铁矿沉积过程脱除，剩余的铁再通过针铁矿沉积过程脱除，这种两步除铁法保证了酸浸液中的铁脱除完全，且铁转化为可以直接销售的赤铁矿和针铁矿产品。常压酸浸、高压酸浸和堆浸等浸出工艺得到的酸浸液中的铁都可使用本发明所述方法进行脱除。

2、利用镁质矿中和酸浸液中的残酸时，铁的沉积与镁质矿的溶解分开进行，省却了铁沉积产物与镁质矿溶解产物的后续分离工序，完全避免了高压釜壁结垢的生成和结垢中夹带铁沉积产物，也完全避免了溶液中镁、铝离子和无定形硅渣对铁沉积过程的干扰；通过以上干扰的消除以及对浸出液pH值所进行的高效调控，避免了碱式硫酸铁、黄钠(钾)铁矾等易于造成环境污染的铁沉积产物和结晶程度很低的铁沉积副产物的生成，使铁沉积产物种类单一(只有赤铁矿和针铁矿)、铁沉积产物结晶度更高、铁沉积速度更快、铁的沉积更为彻底完全。另外，由于没有碱式硫酸铁以及铁沉积副产物的生成，铁沉积产物的结晶度大大提高，使铁沉积产物的过滤性能也大大提高，镍、钴、镁、铝等离子的损失也降到几乎为零。

3、两次采用硅镁镍矿中和酸浸液的残酸和赤铁矿沉积过程所释放的酸，充分回收了氧化镍矿酸浸过程消耗的酸，实现了硅镁镍矿在不消耗酸性浸出剂的情况下进行浸出，大大降低了酸耗量和氧化镍矿的浸出成本；与现有的采用镁质矿中和酸浸液中残酸的发明专利相比较，本发明所述方法既满足了铁沉积反应所需的pH值要求，又保证了硅镁镍矿溶解完全。

4、第一步除铁过程是在较为温和的条件下(130～170℃)进行，不需使用价格昂贵的耐腐蚀性能极强的高压釜；除铁过程不需添加其他试剂，加入的硅镁镍矿溶解后，其中的镍、钴、镁、铝等离子可进入浸出液中，经过后续工序分离利用,其中的铁通过除铁步骤转化为赤铁矿或针铁矿；由于第一步除铁过程已经脱除绝大部分铁，在第二步进行针铁矿法除铁时，溶液中Fe³⁺浓度已经接近或低于1g/L，此时不需添加还原剂即可进行除铁；除铁过程添加的中和剂氧化镁用量很少甚至可以不添加，且可通过后续分离工序制备的氧化镁返回使用；除铁过程没有酸液排放，也没有产生碱式硫酸铁和黄钠(钾)铁矾，避免了环境污染。因此，整个除铁过程的成本较低。

附图说明

图1为本发明所述的氧化镍矿酸浸液两步除铁方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面以具体实施例对本发明作进一步说明，但本发明并不局限于这些实施例。

实施例1

(1)氧化镍矿硫酸浸出液原液中Fe³⁺，Fe²⁺，Ni²⁺，Co²⁺，Mg²⁺，Al³⁺的浓度分别为30.4g/L,0.5g/L,1.05g/L,0.095g/L,4.3g/L,1.89g/L,原液的pH值为0.38，在原液中加入固含量为30％(wt％)的硅镁镍矿水性矿浆(其中，硅镁镍矿中Fe，Ni，Co，Mg，Al的含量分别为4.8％，1.9％，0.04％，24.1％，3.7％，硅镁镍矿矿浆的加入量为原液体积的2.5倍)，于90℃搅拌反应1h(此时硅镁镍矿矿浆溶解完全)，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至160℃，搅拌反应1.5h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆(其固含量与步骤(1)相同，硅镁镍矿矿浆的加入量为液体B体积的0.25倍)，于90℃搅拌反应45min(此时第二次加入的硅镁镍矿矿浆溶解完全),进行液固分离，得到固体C和液体C；

(4)在液体C中加入氧化镁粉和空气(其中氧化镁在液体C中的浓度为0.1g/L,空气以0.01L/min的流量加入)，于80℃搅拌反应2h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(5)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，分离工序获得的氧化镁部分返回步骤(4)使用；合并收集步骤(1)和步骤(3)所得固体A和固体C，干燥，用于制取硅产品。

整个工艺的流程图如图1所示。

经测定，液体A的pH值为1.9，液体A中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为13.3g/L和0.58g/L；液体B的pH值为1.6，液体B中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.03g/L和0.52g/L；液体C的pH值为2.1，液体C中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.45g/L和0.74g/L；液体D中Fe³⁺浓度为20ppm,Fe²⁺未检出。总除铁率在99％以上。固体A、固体C的主要成分均为Si和O，固体B和固体D分别为赤铁矿和针铁矿，在固体B和固体D中均未检出Ni,Co,Mg,Al；采用上述方法处理镍、钴的浸出率分别为98％、97％。

实施例2

(1)氧化镍矿硫酸浸出液原液中Fe³⁺，Fe²⁺，Ni²⁺，Co²⁺，Mg²⁺，Al³⁺的浓度分别为42.4g/L,2.5g/L,1.24g/L,0.15g/L,3.3g/L,1.1g/L,原液的pH值为-0.03，在原液中加入固含量为20％(wt％)的硅镁镍矿水性矿浆(其中，硅镁镍矿中Fe，Ni，Co，Mg，Al的含量分别为3.2％，1.19％，0.05％，19.1％，4.9％，硅镁镍矿矿浆的加入量为原液体积的3倍)，于100℃搅拌反应0.5h(此时硅镁镍矿矿浆溶解完全)，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至140℃，搅拌反应2h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆(其固含量与步骤(1)相同，硅镁镍矿矿浆的加入量为液体B体积的2倍)，于100℃搅拌反应0.5h(此时第二次加入的硅镁镍矿矿浆溶解完全),进行液固分离，得到固体C和液体C；

(4)在液体C中加入氧化镁粉和双氧水(其中氧化镁在液体C中的浓度为0.2g/L,双氧水以0.05L/min的流量加入)，于60℃搅拌反应0.5h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(5)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，分离工序获得的氧化镁部分返回步骤(4)使用；合并收集步骤(1)和步骤(3)所得固体A和固体C，干燥，用于制取硅产品。

经测定，液体A的pH值为1.9，液体A中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为14.5g/L和0.78g/L；液体B的pH值为1.4，液体B中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.05g/L和0.72g/L；液体C的pH值为2.0，液体C中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.39g/L和0.8g/L；液体D中Fe³⁺浓度为30ppm,Fe²⁺未检出。总除铁率在98％以上。固体A、固体C的主要成分均为Si和O，固体B和固体D分别为赤铁矿和针铁矿，在固体B和固体D中均未检出Ni,Co,Mg,Al。采用上述方法处理镍、钴的浸出率分别为99％、98％。

实施例3

(1)氧化镍矿硫酸浸出液原液中Fe³⁺，Fe²⁺，Ni²⁺，Co²⁺，Mg²⁺，Al³⁺的浓度分别为19.4g/L,3.1g/L,1.0g/L,0.11g/L,8.3g/L,2.1g/L,原液的pH值为0.73，在原液中加入固含量为40％(wt％)的硅镁镍矿水性矿浆(其中，硅镁镍矿中Fe，Ni，Co，Mg，Al的含量分别为1.5％，1.09％，0.02％，13.4％，5.9％，硅镁镍矿矿浆的加入量为原液体积的1.5倍)，于60℃搅拌反应2h(此时硅镁镍矿矿浆溶解完全)，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至130℃，搅拌反应3h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆(其固含量与步骤(1)相同，硅镁镍矿矿浆的加入量为液体B体积的0.5倍)，于40℃搅拌反应2h(此时第二次加入的硅镁镍矿矿浆溶解完全),进行液固分离，得到固体C和液体C；

(4)在液体C中加入氧化镁粉和氧气(其中氧化镁在液体C中的浓度为0.25g/L,氧气以0.01L/min的流量加入)，于70℃搅拌反应3h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(5)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，分离工序获得的氧化镁部分返回步骤(4)使用；合并收集步骤(1)和步骤(3)所得固体A和固体C，干燥，用于制取硅产品。

经测定，液体A的pH值为2.0，液体A中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为11.3g/L和1.2g/L；液体B的pH值为1.8，液体B中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为0.97g/L和1.09g/L；液体C的pH值为2.0，液体C中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.09g/L和1.28g/L；液体D中Fe³⁺浓度为25ppm,Fe²⁺未检出。总除铁率在96％以上。固体A、固体C的主要成分均为Si和O，固体B和固体D分别为赤铁矿和针铁矿，在固体B和固体D中均未检出Ni,Co,Mg,Al。采用上述方法处理镍、钴的浸出率分别为97％、97％。

实施例4

(1)氧化镍矿硫酸浸出液原液中Fe³⁺，Fe²⁺，Ni²⁺，Co²⁺，Mg²⁺，Al³⁺的浓度分别为7.4g/L,1.3g/L,0.95g/L,0.09g/L,15.3g/L,5.1g/L,原液的pH值为0.83，在原液中加入固含量为30％(wt％)的硅镁镍矿水性矿浆(其中，硅镁镍矿中Fe，Ni，Co，Mg，Al的含量分别为2.4％，1.29％，0.05％，20.4％，10.9％，硅镁镍矿矿浆的加入量为原液体积的1倍)，于70℃搅拌反应1.5h(此时硅镁镍矿矿浆溶解完全)，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至170℃，搅拌反应1h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆(其固含量与步骤(1)相同，硅镁镍矿矿浆的加入量为液体B体积的0.5倍)，于60℃搅拌反应1h(此时第二次加入的硅镁镍矿矿浆溶解完全),进行液固分离，得到固体C和液体C；

(4)在液体C中加入氧化镁粉和空气(其中氧化镁在液体C中的浓度为0.25g/L,空气以0.015L/min的流量加入)，于100℃搅拌反应1.5h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(5)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，分离工序获得的氧化镁部分返回步骤(4)使用；合并收集步骤(1)和步骤(3)所得固体A和固体C，干燥，用于制取硅产品。

经测定，液体A的pH值为2.0，液体A中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为5.1g/L和1.1g/L；液体B的pH值为1.7，液体B中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为0.98g/L和0.97g/L；液体C的pH值为1.95，液体C中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为0.96g/L和1.02g/L；液体D中Fe³⁺浓度为4ppm,Fe²⁺未检出。总除铁率在99％以上。固体A、固体C的主要成分均为Si和O，固体B和固体D分别为赤铁矿和针铁矿，在固体B和固体D中均未检出Ni,Co,Mg,Al。采用上述方法处理镍、钴的浸出率分别为97％、98％。

实施例5

(1)氧化镍矿硫酸浸出液原液中Fe³⁺，Fe²⁺，Ni²⁺，Co²⁺，Mg²⁺，Al³⁺的浓度分别为14.2g/L,0.83g/L,1.05g/L,0.04g/L,23.3g/L,6.3g/L,原液的pH值为1.7，将原液升温至150℃，搅拌反应2h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(2)在液体B中加入固含量为25％(wt％)的硅镁镍矿矿浆(硅镁镍矿中Fe，Ni，Co，Mg，Al的含量分别为1.94％，1.29％，0.05％，8.4％，6.9％，硅镁镍矿矿浆的加入量为液体B体积的1.25倍)，于90℃搅拌反应0.5h(此时加入的硅镁镍矿矿浆溶解完全),进行液固分离，得到固体C和液体C；

(3)在液体C中加入氧化镁粉和空气(其中氧化镁在液体C中的浓度为0.18g/L,空气以0.009L/min的流量加入)，于80℃搅拌反应1.5h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(4)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，分离工序获得的氧化镁部分返回步骤(4)使用；收集步骤(2)所得固体C，干燥，用于制取硅产品。

整个工艺的流程图如图1所示。

经测定，液体B的pH值为1.5，液体B中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.39g/L和0.71g/L；液体C的pH值为2.05，液体C中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.16g/L和1.82g/L；液体D中Fe³⁺浓度为15ppm,Fe²⁺未检出。总除铁率在99％以上。固体C的主要成分为Si和O，固体B和固体D分别为赤铁矿和针铁矿，在固体B和固体D中均未检出Ni,Co,Mg,Al。采用上述方法处理镍、钴的浸出率分别为99％、97％。

实施例6

(1)氧化镍矿硫酸浸出液原液中Fe³⁺，Fe²⁺，Ni²⁺，Co²⁺，Mg²⁺，Al³⁺的浓度分别为11.9g/L,2.83g/L,1.12g/L,0.08g/L,20.3g/L,2.3g/L,原液的pH值为0.92，在原液中加入固含量为10％(wt％)的硅镁镍矿矿浆(硅镁镍矿中Fe，Ni，Co，Mg，Al的含量分别为2.4％，1.29％，0.05％，20.4％，10.9％，硅镁镍矿矿浆的加入量为原液体积的2倍)，于70℃搅拌反应2h(此时硅镁镍矿矿浆溶解完全)，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至170℃，搅拌反应1.5h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆(其固含量与步骤(1)相同，硅镁镍矿矿浆的加入量为液体B体积的1.5倍)，于90℃搅拌反应2h(此时第二次加入的硅镁镍矿矿浆溶解完全),进行液固分离，得到固体C和液体C；

(3)在液体C中加入以0.009L/min的流量流入的空气，于85℃搅拌反应1.5h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(4)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，分离工序获得的氧化镁部分返回步骤(4)使用；合并收集步骤(1)和步骤(3)所得固体A和固体C，干燥，用于制取硅产品。

经测定，液体A的pH值为2.0，液体A中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为5.4g/L和1.04g/L；液体B的pH值为1.6，液体B中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.02g/L和0.96g/L；液体C的pH值为2.2，液体C中Fe³⁺，Fe²⁺浓度分别为1.12g/L和1.23g/L；液体D中Fe³⁺浓度为6ppm,Fe²⁺未检出。总除铁率在99％以上。固体A、固体C的主要成分均为Si和O，固体B和固体D分别为赤铁矿和针铁矿，在固体B和固体D中均未检出Ni,Co,Mg,Al。采用上述方法处理镍、钴的浸出率分别为97％、98％。

Claims (8)

1.一种氧化镍矿酸浸液两步除铁方法，其特征在于包括以下步骤：

(1)在氧化镍矿酸浸液中加入硅镁镍矿矿浆，搅拌反应至硅镁镍矿溶解完全并使溶液的pH值≥1.6，进行液固分离,得到固体A和液体A；

(2)将液体A升温至130～170℃，搅拌反应1～3h，进行液固分离，得到固体B和液体B，收集并干燥固体B，获得赤铁矿产品；

(3)在液体B中第二次加入硅镁镍矿矿浆，搅拌反应至硅镁镍矿溶解完全并使溶液的pH值稍小于2或pH≥2，进行液固分离，得到固体C和液体C；所述溶液的pH值稍小于2是指溶液的pH值介于1.9～2之间；

(4)当液体C的pH值稍小于2时，加入氧化镁和氧化剂，当液体C的pH≥2时，仅在液体C中加入氧化剂；之后搅拌反应0.5～4h，进行液固分离，得到固体D和液体D，收集并干燥固体D，获得针铁矿产品；

(5)将液体D送入后续分离工序分离其中的镍、钴、铝和镁，合并固体A和固体C，用于制取硅产品。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(1)中，加入硅镁镍矿矿浆后搅拌反应使溶液的pH值为1.6～2.0。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(1)和(3)中，所述硅镁镍矿矿浆的固含量为10～40wt％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(3)中，溶液的pH≥2是指溶液的pH值在2～2.2之间。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(1)、(3)和(4)中，搅拌反应在40℃至溶液的沸点温度之间进行。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(4)中，氧化镁的加入量为使液体C的pH≥2。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(4)中，氧化剂的加入量为Fe²⁺摩尔量的0.5～2.5倍。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤(1)中，当氧化镍矿酸浸液本身的pH值≥1.6时，省略步骤(1)，直接进行步骤(2)～(5)。