专利名称：从硫化物或红土矿石中氯化物辅助湿法冶金萃取镍和钴的制作方法
发明的领域本发明涉及湿法冶金处理硫化物矿石或精矿或者红土矿石，用于从中萃取镍、钴和其它金属。
发明的背景目前在工业上用各种方法处理硫化镍矿石，其中第一步通常是用浮选法富集镍含量，进行物理精选，通常将镍含量由起初的0.5-2.0％浓缩至7-25％。随后用火法冶金(熔炼)法进行处理，制得镍冰铜，即约含20-75％镍的人造高浓度亚硫酸盐产物。接着对冰铜进行湿法冶金处理制造镍产物。
这种组合使用火法冶金和湿法冶金处理镍精矿的方法在工业上具有多种变化，尤其是湿法冶金部分。大多数方法能回收部分存在的相关金属组分(如铜和钴)。另外，通常得到含贵金属(如金和银)以及铂系元素(如铂和钯)的浸提残余物，可用于随后回收所含的金属组分。
用于处理镍冰铜的湿法冶金步骤可有很大的不同，但是所有已知的工业方法均具有一个或多个下列缺点(i)试剂(如苛性钠或氨)成本高，需要中和；(ii)产生大量副产品(如硫酸铵或硫酸钠)，这些副产品难以市场出售；(iii)加工过程中温度变化大，所以需要高的能量成本；(iv)工艺流程复杂而且成本高，从而需要高的资金和运行成本。
作为上述火法冶金/湿法冶金流程的一种替代方法，有一种已知的方法是采取全部湿法冶金步骤来处理精矿而无需进行熔炼。它包括使用氨溶液的加压浸提步骤。这种方法避免了熔炼过程引起的大部分缺点，但是仍然具有已知湿法冶金流程的上述缺点，事实上，其总体效率甚至还不如最佳的火法冶金/湿法冶金流程。
本发明提供一种从硫化物矿石中湿法冶金萃取铜、镍和钴以及其它金属的方法。本发明还提供从红土矿石湿法冶金萃取镍和钴的方法。
现有的处理红土的湿法冶金方法也存在上述缺点，具体地说，其钴的回收率低，成本高。因此本发明的另一个目的是提供一种方法，它能从红土的酸浸提溶液中低成本高效率地回收钴和镍。
发明的概述本发明提供一种从含镍和/或钴组分及其它金属的矿石或精矿中萃取金属的方法，它包括在pH≤2的条件下加压酸浸提矿石或精矿的步骤，从形成的加压氧化淤浆中得到除了含非镍和非钴金属以外还含镍和/或钴组分的溶液；在pH约为5-6的条件下对所述溶液进行第一次沉淀步骤，得到含有非镍和非钴金属的固体以及含有镍和/或钴组分的溶液；在pH约为7-8的条件下对形成的溶液进行第二次沉淀步骤，制得含钴和/或镍的固体以及贫镍和贫钴的溶液。
由下面本发明一些较好实例的描述可以了解本发明的其它目的和优点。
附图简述
图1是本发明湿法冶金金属萃取法的流程图；图2是图1中用于处理镍/钴/铜矿石的方法的详细流程图；图3是图2方法中铜溶剂萃取步骤的详细流程图；图4是图1中用于处理镍/钴矿石方法的详细流程图；图5是图1中用于处理红土矿石方法的详细流程图。
较好实例的详细描述本发明方法特别适合处理在加压氧化过程中会产生大量酸的低质(即高含铁量)硫化物矿石或精矿。该矿石可含有镍和/或钴并含有或不含有铜，或者仅含有铜而不含镍或钴。如上所述，本发明方法还适合处理红土矿石。
先对精矿进行研磨(如图1的30所示)以降低粒径。向其中加入水形成淤浆，在硫化物矿石或精矿的情况下，则在含硫酸盐、氯化物以及较好含铜离子的酸性溶液存在的条件下，在高压釜中对其进行加压氧化步骤12。
加入高压釜中的硫酸的量应足以使高压釜中溶液的pH小于2，较好为1.5-1。溶液中的氯化物浓度保持在约8-20g/l，较好为12g/l。反应釜达到的最高温度约为130-175℃，较好为120℃至约160℃，即高于元素硫的熔点。氧的分压为50-100psig，蒸汽和氧的总压约为100-300psig。但是应理解在连续操作且使用带多个隔室并加入相对较冷(如约40℃)的物料的高压釜时，则前面一、两个隔室的温度会比最热隔室的温度低约10-25℃。停留时间约0.5-5.0小时，温度越高，停留时间可越短。这个过程通常在高压釜中以连续的方式进行，但是如有必要，该过程也可以间歇的方式进行。
在加压氧化步骤12的过程中，在低的pH(pH约为1.5-1)，所有的镍/钴和其它金属组分(如铜和锌，如果存在的话)会被浸提至液相中，实际上这些组分都不会以碱式固态盐的形式(如碱式硫酸铜)进入固相，尽管在过滤后固体中夹杂有溶液。
加压氧化步骤12后，尽可能快地将pH仍低在1.5-1的淤浆冷却至约90-100℃的温度，即冷却至元素硫的熔点。实现这个的方式可以是将产物出料至闪蒸罐22，将压力降至大气压力。
骤冷的一个原因是当反应混合物不再处于高压釜中的氧气氛中时，防止发生逆反应Ni+S°→NiS已发现这个反应还会发生在铜和硫之间。防止这种逆反应以便减少这些金属进入在加压氧化步骤12后保留的固态中造成损耗，这是很重要的。
如图3和图4的23所示，从闪蒸罐22中释放出蒸汽。在冷却塔(图中未显示)中通过蒸发冷却将淤浆的温度进一步降至约40℃，这也有助于在体系中保持含水量平衡。所述冷却分两步进行，第一步结束时的温度约为55-65℃。为了进行冷却，先使淤浆通过一个增稠器(图中未显示)。使从增稠器中溢出的液体通过冷却塔，随后将冷却的液体与前面的液体合并。
接着对冷却的淤浆进行液/固分离步骤24，在本实例中该步骤是一个逆流倾析(CCD)循环，得到加压氧化滤液29和固态残余物35(加压氧化滤饼)，该残余物主要是赤铁矿和元素硫。如果所述精矿还含有贵金属，则这些贵金属也会滞留在固态残余物35中，可进一步处理该残余物35以便在丢弃前萃取这些金属。
对加压氧化滤液29进行铜溶剂萃取，尽可能降低萃余液中[Cu2+]的浓度，最好将其降至低于100ppm。可进行溶剂萃取除去作为杂质的铜，或者如果在原始精矿中存在大量的铜组分，则如图2所示分离铜作为产物。
为了在萃余液中得到低的铜浓度，可分两步对滤液29进行铜的溶剂萃取，在两个萃取步骤之间进行中和步骤。
因此，对加压氧化滤液29进行第一次铜溶剂萃取步骤50，得到萃余液63。用石灰块对萃余液63进行中和步骤64，使pH升高至pH约为2，产生液体和固体，固体在分离段65分离出来。对此液体进行第二次铜溶剂萃取步骤51，得到铜浓度约为100ppm或更低的残余物67。在中和段69将萃余液67中和至pH约为2，然后进行液-固分离步骤71，得到贫铜萃余液66，如下所述，可进一步处理该萃余液，以便萃取镍/钴。
铜溶剂萃取步骤50和51更详细地示于图3和图4。
将分别从溶剂萃取步骤50和51得到的萃取液100和101合并，并用水洗涤(图中未显示)，随后在反萃段49用硫酸反萃。如图3所示，对得到的铜溶液102进行电解冶金步骤104，得到铜产物105，经反萃的有机液107再循环至溶剂萃取段50和51。
可使用任何合适的铜萃取剂，只要它能从含镍/钴/锌/铁的酸性溶液中除去铜即可。发现合适的萃取剂是羟肟，如购自Henkel Corporation的LIX 84TM或LIX864TM试剂，或者这些试剂的混合物。
如果在矿石或精矿中不存在大量的铜组分(如如图4所示的情况)，则最好在铜离子(如5-10g/l铜)的存在下进行加压氧化步骤12。最初可以铜盐(如CuSO4或CuCl2)的形式加入铜离子，随后仍然进行铜溶剂萃取步骤50、51以及反萃步骤49，但是省略电解冶金步骤104，并将反萃步骤49形成的富铜溶液循环至加压氧化段12(如图4的106所示)。或者，可将铜精矿加入到加压氧化段12中，在这种情况下，在溶剂萃取步骤50和51以及反萃步骤49以后将该铜循环，或者在这些步骤后将其送去进行电解冶金回收铜。
对萃余液66进行纯化步骤500，制得的镍/钴溶液不含在随后的镍和钴的溶剂萃取和电解冶金步骤中会产生问题的元素，如铁、锌和铜。如果在精矿中存在足够量的锌(如足以使萃余液66中锌的浓度至少为0.2克锌/升)，则可对萃余液66进行锌溶剂萃取步骤72，以便降低进入纯化步骤500的锌的量，并制得锌的浓溶液用于电解冶金步骤80，制得金属锌产物82。
纯化步骤500是两步的逆流沉淀步骤，在该步骤中通过加入熟石灰和循环进入的Mg(OH)2使残余的铜、铁和锌沉淀出来。
通常，纯化段500的进料溶液除含有镁和锰外，还含有铜、锌和铁。沉淀是在最终pH约为5-6的条件下进行的，从而在理想情况下溶液中残留的锌不超过约1ppm，残留的铜不超过约1ppm，残留的铁不超过约1ppm。控制pH，使pH值不升得太高以及用两步逆流步骤进行沉淀，并且在这两个沉淀步骤之间加入液-固分离步骤来防止镍和钴沉淀。第一次沉淀步骤是在约3-4的较低pH下进行的。将第二次液固分离得到的固体循环至第一沉淀步骤，以便在较低的pH下尽可能多地溶解镍和钴。发现循环Mg(OH)2也是有利的，可以更容易控制pH。
对纯化步骤500得到的产物进行液/固分离步骤502。可对固相中的氢氧化铜、氢氧化铁和氢氧化锌进行酸洗或浸提步骤503，尤其用于回收镍和钴。对酸洗步骤503得到的产物进行液/固分离步骤505，除去含少量金属(0至小于0.1％)主要是纯的石膏产物84。将液/固分离步骤505得到的液体循环至加压氧化段12，用于回收镍/钴组分并将铁再沉淀为赤铁矿。
在纯化步骤500以后，溶液中的镍、钴和镁的浓度取决于精矿的组成。由于矿物学上的原因，在加压氧化步骤12中可浸提出精矿中的大多数镁。因此，对于例如含20％镍和5％镁的镍/钴精矿，在纯化步骤500以后典型的溶液中将含有约30g/l镍和约6g/l镁。根据红土矿的类型，在红土矿的情况下镁的含量会更高。
对液/固分离步骤502得到的溶液进行选择性沉淀步骤506，在该步骤中用合适的中和剂(如熟石灰(Ca(OH)2)、纯碱(Na2CO3)、氨(NH3)或苛性钠(NaOH))将镍和钴沉淀成氢氧化物或碳酸盐。这种沉淀是在pH约为7-8的条件下进行的，这使Mg(OH)2的沉淀减至最少。较好的中和剂是熟石灰，因为它的成本相对较低，并且中和反应不会向溶液中引入新的阳离子，如Na+和NH4+。
用熟石灰(Ca(OH)2)进行中和(1)CoSO4和MgSO4也发生与此类似的反应，分别形成Co(OH)2和Mg(OH)2。
用苛性钠(NaOH)进行中和(2)但是，使少量镁存在于沉淀的固体中是重要的，因为如下所述，这能促进镍和钴的分离。发现使用两步逆流沉淀次序是有利的(与用于沉淀步骤500的方法相似)，以便防止镁的过度沉淀或者过量的镍/钴损耗到贫钴/贫镍溶液中。
在某些情况下，使用例如不会产生固态副产品(石膏)的苛性钠或氨进行沉淀是有利的，这会使镍的沉淀产物具有高的品质并且不含钙。
对沉淀步骤506得到的产物进行液/固分离步骤508，并用新鲜的水洗涤固体，以便尽可能从固体中除去氯化物。
如有必要，可在pH约为9-9.5的较高pH下，较好再用熟石灰(理由与前面相同)对液/固分离步骤508得到的液体进行沉淀，沉淀出额外的镁，从而防止镁在体系中积聚。对沉淀步骤510得到的产物进行液固分离步骤512。分离步骤512得到的固体是氢氧化镁副产物514。如上所述，部分镁副产物514被循环用于纯化步骤500以及中和步骤64和69。从沉淀步骤512得到的液体作为洗涤用水被循环用于液/固分离步骤65、71和502，余下的液体如73所示丢弃，或者循环回加压氧化步骤12作为氯化物来源并降低新的水加入量。
使用含少量游离氨(通常0-10克氨/升)的铵溶液在pH约为6-8，较好为7-7.5的条件下，对分离步骤508得到的含有镍和钴组分的固体氢氧化物滤饼进行浸提步骤518。
所述铵溶液可以是硫酸铵或碳酸铵，但是发现较好是硫酸铵，因为其pH值较低，从而可更好地分离溶液中的钴和镍。另外，硫酸铵具有较低的氨(气体)蒸气压，用硫酸铵也能很好地萃取镍/钴。在本实例中，使用200g/l的硫酸铵溶液。
在浸提步骤518中发生的反应如下，其中形成可溶的硫酸二氨合镍和硫酸二氨合钴(3)(4)存在于固体中的镁也会溶解，发生如下反应(5)在进行浸提步骤518时，不需要从固体中浸提出100％镍/钴组分，仅需浸提出约90-99％。这使得浸提步骤518能在低的pH下而非在约为9的较高pH条件(浸提100％时需要该pH条件)下进行。这种较高的pH条件需要向浸提溶液中加入氨作为第二试剂与硫酸铵一起作用。
此时遇到的问题是已知的或可购得的钴萃取剂在这样高的pH条件下均不能有效地起作用。萃取剂会降解，不对镍具有排斥性。结果，在较高的pH条件下需要先进行镍的萃取而非钴的萃取，随后需要加入其它试剂(如酸)来降低pH，这意味着产生副产物硫酸铵并消耗试剂氨。另一个问题是为了先进行镍的溶剂萃取，需要将所有的钴先氧化成+3价氧化态，以避免钴与镍一起被萃取。因此这进一步增加了工艺的复杂性。同样，镍被萃取后需要将Co3+再还原成Co2+，这同样难以操作。
为了避免上述问题，本发明方法使浸提步骤518在pH约为6-8，较好约为7-8的条件下进行。
本方法的另一方面是在浸提步骤518的过程中，溶液中的固体含量保持在相当低的水准。尽管固体含量可高至10％，但是5％是较好的。溶液中镍的浓度保持在约5-20g/l，较好最大为10g/l。发现在浸提步骤518中，这种条件可更好地回收镍。
对浸提步骤518的产物进行液/固分离步骤522。
对液/固分离步骤522的固体产物进行洗涤步骤520，此时用硫酸铵溶液对固体进行洗涤。所述溶液是稀的硫酸铵溶液，其浓度约为浸提步骤518的溶液浓度的约10％。它来自洗涤步骤524中从固体中洗出的夹杂的硫酸铵溶液。
对洗涤步骤520的产物进行液/固分离步骤524并如525所示用水洗涤固体。液/固分离步骤524得到的液体和使用过的洗涤水通过蒸发器539被循环至浸提步骤518。但是，分流器533如上所述将部分来自液/固分离段524的液体循环至浸提段520。
为了补偿在洗涤步骤525中加入的水，将一股最终浸提液并入来自镍溶剂萃取步骤538的浓硫酸铵萃余液610。为此，浓硫酸铵的循环包括一个蒸发器539，用于补偿来自稀硫酸铵浸提液的浸提液分流。蒸发器539(可以是任何合适的市售蒸发器)通过蒸发去水而降低水含量，制得更浓的溶液。如541所示，蒸汽由蒸发器539排出。
对来自分离步骤522的液体进行钴溶剂萃取步骤534，得到载钴的萃取剂600和萃余液602，对该萃余液再进行镁溶剂萃取步骤536，以回收萃余液602中残余的钴和镁。该步骤得到含有钴和镁的萃取剂604以及萃余液606，对萃余液606再进行镍溶剂萃取步骤538，得到载镍的萃取剂608和萃余液610。
钴溶剂萃取步骤534和镁溶剂萃取步骤536是用同样的萃取剂进行的，但是如图所示它们具有各自的流程。在各自的流程中该萃取剂的浓度也可能是不同的。
发现适合于萃取钴和镁的萃取剂是是有机磷酸萃取剂，如购自CyanamidInc.，的Cyanex 272TM，它是二-2，4，4-三甲苯基磷酸。该萃取剂对钴的选择性大于对镁的选择性，而对镁的选择性又大于对镍的选择性。在钴溶剂萃取步骤534中，所使用的萃取剂的量有限，使得其大量的结合位置被钴离子所占据，少量的结合位置被镁离子所占据，这就妨碍了对镍的萃取。在镁溶剂萃取步骤536中，萃取剂的结合位置大多被镁离子所占据，少量的结合位置被钴离子所占据，并可能还有少量的结合位置被镍离子占据。随后通过将富镁溶液循环至镍/钴沉淀步骤506(图中未显示)回收镍离子和钴离子。
为了在钴溶剂萃取步骤534和镍溶剂萃取步骤538中更好地将钴与镍分离，发现进入钴溶剂萃取步骤534的溶液中含有一些镁是有利的。通常，溶液中的钴与镍的比例与原料精矿中的钴与镍的比例相同(通常为1∶30)。因此对于10g/l的镍，钴通常为0.33g/l。
发现在进入钴溶剂萃取步骤534的料液中使镁的浓度与钴的浓度大致相等是有利的，尽管该比例可在例如1∶5-5∶1的宽范围内变化。
镁的存在带来的优点在于(i)它减少了钴溶剂萃取过程中镍的萃取量，同时(ii)能高比例地(即大于90％)萃取钴，并(iii)在钴产物中具有高的钴与镍的比例，即Co∶Ni＞1000∶1。
若不存在镁，则钴溶剂萃取会有一定程度的缺陷，此时(i)有一些镍与钴共萃取，或(ii)钴的萃取不完全，或(iii)在钴产物中钴与镍的比例太低。
在钴溶剂萃取步骤534中存在镁时，可留下部分未萃取的钴(即5-10％)，而在镁溶剂萃取步骤536中萃取之。镁溶剂萃取步骤536的产物是(a)反萃得到的富金属溶液，它含镁、镍和钴，该溶液被循环而非弃去；(b)具有很低钴含量(即约1ppm)的镁萃余液606，它使得随后的镍溶剂萃取步骤538能制得具有良好镍与钴比例的富镍溶液642，供镍的电解冶金步骤532之用，这样可得到很纯的镍阴极和钴阴极。
在钴溶剂萃取步骤534中，加入一种还原剂(如偏亚硫酸氢钠)，以防止Co2+被氧化成Co3+。在溶剂萃取步骤534中Co3+不会被萃取，结果Co3+存在于镍溶剂萃取步骤538中。
由于Co2+氧化成Co3+还会催化一般作为稀释剂的煤油的氧化，因此在钴溶剂萃取步骤534中，将抗氧化物(如丁基羟基甲苯(BHT))加入Cyanex 272TM中，防止稀释剂被氧化成羧酸，因为在钴溶剂萃取步骤534中羧酸会使镍氧化。
对含有钴的萃取剂600进行受控的反萃操作。这可在反萃过程中控制pH而实现。如612所示，先在pH为3.5的条件下对含钴的萃取剂600进行反萃除去钴，形成的富钴溶液614则去进行钴的电解冶金步骤530。用这种方法提供具有所需pH的富钴溶液，从而有效地进行钴的电解冶金。
钴的电解过程中，钴是作为钴阴极的形式回收的，对该钴阴极进行洗涤步骤616就形成钴金属产物618。电解冶金步骤530用过的电解液620作为反萃液循环至钴反萃步骤612。
进行钴反萃步骤612以后，对产生的贫钴萃取剂622进行强酸处理步骤624，为的是从萃取剂622中除去杂质(如锰、铁、锌和铜)，这些杂质比钴更溶液结合在萃取剂中。如626所示，这个步骤可通过加入酸和水来实现，使反萃后水溶液中保持约10g/l的游离酸(硫酸)。将形成的反萃有机物628循环至钴溶剂萃取步骤534中。
在镁溶剂萃取步骤536以后，使用盐酸(HCl)对所含的有机物604进行反萃步骤630。此时如632所示，加入盐酸和水。得到的经反萃的萃取剂634被循环至镁溶剂萃取步骤536，同时酸和杂质流636与来自反萃步骤624的酸和杂质流638合并，并循环至强酸浸提步骤503。
来自钴溶剂萃取步骤534的萃余液602除含其它金属(如钙)以及镁和镍以外，还含约10％的钴。事实上，钙的含量通常大于钴的含量。在溶剂萃取步骤536使用过量的萃取剂，促进钴与镁一起除去。这还导致溶剂萃取步骤536中钙的除去。在反萃步骤630使用盐酸代替硫酸，能避免产生石膏(CaSO4.2H2O)。此时是形成氯化物，如上所述它在料流636中被循环至酸浸提步骤503，并如504所示，再从该浸提步骤循环至加压氧化步骤12。这个循环提供了进入加压氧化步骤12的主要氯化物料流。
对于镍萃取，发现购自Henkel Corp.的羟肟基萃取剂是合适的。
如640所示，用来自镍电解冶金步骤的贫镍电解液反萃来自镍溶剂萃取步骤538的含镍有机萃取剂608，产生的富镍溶液642流向镍的电解冶金步骤532。将贫镍电解液644作为反萃液循环至反萃步骤640。以镍阴极形式回收的镍经过洗涤步骤646后，就得到镍金属产物648。
反萃步骤640可分两步或多步进行，较好分为四步，以有助于降低经反萃的萃取剂650中的镍浓度。将经反萃的萃取剂650循环至镍溶剂萃取步骤538，但是用HCl对其中的一股支流进一步进行反萃步骤652。得到的经反萃的有机物654也被循环至镍溶剂萃取步骤538，而酸和杂质流656与料流636和638合并，循环至酸浸提步骤503。
用合适的水溶液(图中未显示)分别对含钴、含镁和含镍的萃取剂600、604和608进行洗涤，以除去夹带的硫酸铵溶液，随后用稀酸反萃(612、630、640)，制得纯的富钴溶液、富镍溶液以及含少量钴和镍的富镁溶液(这个溶液发生了什么？)。如上所述，分别将钴溶液和镍溶液送至钴和镍的电解冶金段530或532。
在反萃步骤612之前，用从流向钴电解冶金步骤530的富钴溶液中分流出的钴的浓溶液(图中未显示)和/或由富镁溶液中分流出的镁浓溶液(图中未显示)洗涤载钴的萃取剂。这有助于除去可能存在于载钴的萃取剂中的镍组分。
发现镍/钴浸提步骤518和镍/钴溶剂萃取的合适温度范围约为30-60℃，较好约为40-50℃。
在红土矿石的情况下，用在pH为1或更小的条件下在约250-280℃温度的加压酸(硫酸)浸提步骤代替加压氧化步骤12。
在红土矿石的情况下也可进行铜溶剂萃取，尽管在仅存在少量铜的情况下，这可能并不需要，此时可在强酸处理步骤624中通过控制反萃而除去铜。
红土矿石含有大量必须在处理过程中除去的锰、铬、铝和镁。在纯化步骤500中将铬、铝和镁与铁一起除去。为了除去这些杂质，在纯化步骤500中将温度保持在95-100℃。但是，如前面所述，纯化步骤500后仍有一些镁残存在溶液中，如上所述对于钴和镍的溶剂萃取，这些镁是合乎要求的。
在沉淀步骤506中，锰与镍和钴一起沉淀。但是，由于锰不形成二氨合物或者仅与氨形成很弱的配合物，因此在铵浸提步骤518它不会明显溶解。在固/液分离步骤后，锰大部分保留在固体残余物中，在溶液中的锰仅约5-10ppm。在强酸反萃步骤624存在于溶液中的该少量锰被除去。
如图1所示，来自液/固分离步骤522的液体进入钴溶剂萃取段。
为了从体系中除去锰，在铵浸提步骤518后用浓氨溶液(如20g/l或更浓，使pH约为9-9.5)进行浸提步骤700。浸提步骤518是在约5-25％，较好约15％的高固体百分数的情况下进行的，为了降低游离酸的含量，保持的固体百分数尽可能高。
高温对氨浸提步骤700不利，因此该步骤应在尽可能低的温度(如约25-40℃)下进行，以减少氨的挥发。
浸提步骤700代替图1中用于处理硫化物或精矿的稀铵浸提步骤520。
浸提步骤700后面是液/固分离步骤702，如704所示将液/固分离步骤702得到的液体循环至铵浸提步骤518。
液/固分离步骤702得到的固体含有锰，可将其弃去。
对从液/固分离步骤65和71得到的固体也进行强酸浸提步骤503，以便回收残留的金属组分。来自反萃步骤49的酸用于进行强酸浸提步骤503。
钴电解冶金步骤530和镍电解冶金步骤532均是在隔膜电解槽中进行的。这是为了防止电解冶金过程中在阳极产生的氢离子迁移至形成金属(镍或钴)的阴极，否则，在阴极会产生氢气而不是金属。因此，使加至阴极的富金属溶液的pH保持约为3并使阴极侧相对于阳极侧保持一定落差，在阴极侧的相对较高压力能进一步防止氢离子迁移至阴极区。
尽管本文仅详细描述了本发明较好的实例，但是本发明不受此限制，在所附权利要求的范围内可对本发明进行各种改进。
权利要求
1.一种从含镍和/或钴组分及其它金属的矿石或精矿中萃取金属的方法，它包括如下的步骤在pH≤2的条件下对矿石或精矿进行加压酸浸提的步骤，从形成的加压氧化淤浆中得到除了含非镍和非钴金属以外还含镍和/或钴组分的溶液；在pH约为5-6的条件下对所述溶液进行第一次沉淀步骤，得到含有非镍和非钴金属的固体以及含有镍和/或钴组分的溶液；在pH约为7-8的条件下对形成的溶液进行第二次沉淀步骤，产生含钴和/或镍的固体以及贫镍和贫钴溶液。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述矿石或精矿是硫化物矿石或精矿，所述加压浸提步骤包括在氧和含卤离子和硫酸根离子的酸性溶液的存在下进行加压氧化。
3.如权利要求1所述的方法，它还包括用pH约为6-8的铵溶液对含镍和/或钴的固体进行铵浸提的步骤，产生含镍的浸提液和固体残余物。
4.如权利要求3所述的方法，它还包括在铵浸提过程中将溶液中的固体百分数保持在最大约10％的步骤。
5.如权利要求4所述的方法，其特征在于所述最大值约为5％。
6.如权利要求4所述的方法，其特征在于在铵浸提过程中将溶液中的镍浓度保持在约为5-20g/l。
7.如权利要求6所述的方法，其特征在于将镍的浓度保持在约10g/l。
8.如权利要求3所述的方法，其特征在于所述矿石是红土矿石，并且该方法还包括用pH约为9-9.5的氨溶液对来自铵浸提的固体残余物进行氨浸提的步骤，得到液体和含锰固体，该液体循环至铵浸提段。
9.如权利要求1所述的方法，它还包括用pH约为6-8的铵溶液对含镍和/或钴的固体进行铵浸提的步骤，得到含镍和钴的浸提液和固体残余物。
10.如权利要求9所述的方法，它还包括下列步骤在镁离子存在的条件下对浸提液进行钴溶剂萃取，得到载钴的萃取剂和第一萃余液；对所述第一萃余液进行镁离子萃取，形成载镁的萃取剂和第二萃余液；对所述第二萃余液进行镍溶剂萃取，形成载镍的萃取剂和第三萃余液。
11.如权利要求10所述的方法，其特征在于将载镁的萃取剂循环至第二沉淀段。
12.如权利要求10所述的方法，其特征在于在钴溶剂萃取步骤中加入还原剂，用以防止Co2+氧化成Co3+。
13.如权利要求10所述的方法，其特征在于在钴溶剂萃取步骤中加入抗氧化剂。
14.如权利要求10所述的方法，其特征在于在pH约为3-3.5的条件下对载钴的萃取剂进行第一次反萃，得到富钴溶液和贫钴萃取剂；在较高的pH条件下对所述贫钴萃取剂进行第二次反萃，得到含非钴金属的溶液和经反萃的萃取剂。
15.如权利要求10所述的方法，其特征在于在隔膜电解槽中对载钴的萃取剂和载镍的萃取剂进行电解冶金，得到钴和镍。
16.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述酸浸提是在pH≤1的条件下进行的。
17.如权利要求2所述的方法，其特征在于所述卤素选自氯或溴。
18.如权利要求2所述的方法，其特征在于所述卤素是氯。
19.如权利要求18所述的方法，其特征在于酸溶液中氯化物的浓度约为8-20g/l。
20.如权利要求19所述的方法，其特征在于所述氯化物浓度约为12g/l。
21.如权利要求2所述的方法，其特征在于所述加压氧化是在pH约1.5-1的条件下进行的。
22.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述酸浸提是在约250-280℃的温度下进行的。
23.如权利要求2所述的方法，其特征在于所述加压氧化是在约130-175℃的温度下进行的。
24.如权利要求23所述的方法，其特征在于所述温度约为120-160℃。
25.如权利要求2所述的方法，其特征在于所述加压氧化是在氧气分压约为50-100psig的条件下进行的。
26.如权利要求2所述的方法，其特征在于加压氧化步骤形成的溶液还含有铜，所述方法还包括在所述沉淀步骤前对所述溶液进行铜溶剂萃取，产生铜溶液和贫铜萃余液，并对该萃余液进行沉淀的步骤。
27.如权利要求26所述的方法，其特征在于所述铜溶剂萃取是分两步进行的，在这两步之间进行中和步骤。
28.如权利要求26所述的方法，其特征在于对铜溶液进行电解冶金，得到固体铜产物和贫铜电解液。
29.如权利要求28所述的方法，其特征在于用有机铜萃取剂进行所述溶剂萃取，得到载铜的萃取剂，所述方法还包括对载铜的萃取剂进行反萃，以制得经反萃的萃取剂并将经反萃的萃取剂循环至铜溶剂萃取段的步骤。
30.如权利要求29所述的方法，其特征在于用由铜电解冶金步骤循环来的贫铜电解液对载铜的萃取剂进行反萃。
31.如权利要求2所述的方法，其特征在于在加压氧化步骤中加入铜源物质。
32.如权利要求31所述的方法，其特征在于所述铜源物质选自铜盐或铜矿石或精矿。
33.如权利要求26所述的方法，其特征在于将铜溶液循环至加压氧化段。
34.如权利要求2所述的方法，它还包括在所述沉淀步骤前对所述溶液进行锌溶剂萃取，得到锌溶液和贫锌萃余液，对所述萃余液进行沉淀。
35.如权利要求2所述的方法，其特征在于所述第一沉淀步骤包括在pH约为3-4的条件下进行的第一次沉淀，制得第一固体和第一液体；以及在pH约为5-6的条件下对第一液体进行第二次沉淀，产生含非镍和非钴金属的固体和含镍和钴组分的溶液。
全文摘要
一种从含镍和/或钴组分及其它金属的矿石或精矿中萃取金属的方法,它包括:在pH≤2的条件下对矿石或精矿进行加压酸浸提,得到含镍和/或钴组分的溶液;在pH约为5—6的条件下对所述溶液进行第一次沉淀,得到含有非镍和非钴金属的固体以及含有镍和/或钴组分的溶液;在pH约为7—8的条件下对形成的溶液进行第二次沉淀,制得含钴和/或镍的固体。在pH为6—8的条件下对含镍和/或钴的固体进行铵浸提,随后对含镍和/或钴的浸提液进行钴溶剂萃取(在镁离子存在的条件下),随后进行镍溶剂萃取。
文档编号C22B15/00GK1271392SQ98809368
公开日2000年10月25日 申请日期1998年8月14日 优先权日1997年8月15日
发明者D·L·琼斯 申请人:康明柯工程服务有限公司