用堆浸法从某选镍尾矿中回收镍的试验研究

王宇斌, 雷大士, 彭祥玉， 张小波， 张 威

(1.西安建筑科技大学材料与矿资学院， 陕西 西安 710055；2.河南洛阳栾川钼业集团股份有限公司， 河南 栾川 471500)

用堆浸法从某选镍尾矿中回收镍的试验研究

王宇斌1, 雷大士1, 彭祥玉1， 张小波1， 张 威2

(1.西安建筑科技大学材料与矿资学院， 陕西 西安 710055；2.河南洛阳栾川钼业集团股份有限公司， 河南 栾川 471500)

某选镍尾矿镍品位为0.35%，其氧化率较高，属难选矿石。试验研究了采用碎磨- 堆浸- 沉淀工艺从尾矿中回收镍，考察了试料粒度、硫酸用量、浸出时间、浸出温度和液固比等对镍浸出率的影响，在矿石粒度-0.074 mm占65%、硫酸用量160 g/L、浸出时间56 h、浸出温度60 ℃、液固比3∶1的条件下，镍的浸出率为61.11%。

选镍尾矿； 氧化率； 堆浸

TF803.2; TD95； TF815

B

1672-6103(2017)03-0067-04

0 前言

镍是一种重要的有色金属，具有良好的机械强度、延展性和化学稳定性，多用于军工、航空、机械等领域，在国民经济发展中占有极其重要的地位[1-2]。目前世界上镍产量的60%～65%来源于硫化镍矿，其余则来源于氧化镍矿。由于全球可供开发的硫化矿资源逐渐衰竭，而我国镍资源的储量和俄罗斯、加拿大、澳大利亚等国相比较少，导致我国每年都需进口大量的镍矿,以满足国民经济发展的需要[3]。随着矿业的发展，尾矿的综合回收与利用越来越受到重视，同时镍矿作为一种不可再生资源，有相当一部分存在于尾矿中，不仅影响环境，也造成了资源浪费，因此从尾矿中回收镍就显得尤为重要。本研究对某选镍尾矿进行堆浸试验，以期为同类尾矿的综合回收与利用提供依据。

1 矿石性质

为确定矿石中主要有价元素的种类及其含量，对试样进行了化学多元素分析和尾矿镍物相分析，结果见表1、表2。

表1 尾矿多元素分析结果 %

表2 尾矿镍物相分析结果 %

由表1可知，样品中的主要元素有Ni、Cu、Fe、S、Zn等，其中镍含量为0.35%，铜含量为0.23%，铁含量为7.90%，均有回收价值。本研究主要对试样中的镍进行回收。由表2可知，原矿中的镍77%赋存状态是氧化矿，该试样中金属矿物主要有镍磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿等，主要脉石矿物为石英、方解石、云母等。对试样进行粒度分布研究，约70%的镍元素分布在-200目的细粒中，表明镍矿物嵌布粒度较细，同时结合物相组成分析，镍元素主要以弱吸附形式存在于晶体矿物表面，其吸附作用表现为化学吸附，为该矿石的分选增加了一定难度。

2 浸出试验

2.1 工艺流程

进行了重选、浮选等探索试验，其回收率分别为34.37%和35.16%，表明该试样用传统物理选矿方案不能有效回收，故采用化学选矿方法进行回收。该矿物中镍元素主要以弱吸附形式存在于晶体矿物表面，在常压下需采用较强酸才能浸出，故用硫酸作为浸出剂，由于原矿品位较低，因此采用堆浸；为了进一步富集溶液中的Ni，采用硫化钠进行沉淀。试验采用碎磨—堆浸—过滤—硫化沉淀—干燥制备镍精矿。

2.2 试剂及仪器

试验所用的主要药剂：硫酸(化学纯，广州德树化工有限公司)，硫化钠(工业纯，西安裕华生物科技有限公司)。

试验所用的主要仪器：pHs-3C型精密pH计(上海精密科学仪器有限公司)，实验室精密温度计(常州双波仪表有限公司)，浸出柱(直径0.2 m，高度1.5 m)。

2.3 试验方法

镍的浸出试验在浸出柱中进行，每次试验均称取1 kg矿样并配成要求的矿浆浓度，然后置于浸出柱中加温，反应一定时间后过滤，最后对不同浸出条件下的浸出渣进行化验，计算镍的浸出率。

浸出液硫化沉淀试验时，在浸出液中加入沉淀剂，控制沉淀过程的pH值、温度和沉淀剂用量，沉淀结束后对精矿进行化验，计算镍的品位和回收率。

3 试验结果和讨论

分别考察了试料粒度，硫酸用量，浸出时间，浸出温度，浸出液固比对镍浸出率的影响。

3.1 矿石粒度试验

图1 试料粒度对镍浸出率的影响

试验条件为：H2SO4用量160 g/L，浸出时间56 h，浸出温度60 ℃，浸出液固比3∶1，试料粒度为变量，试验结果如图1所示。

由图1可知，随着试料粒度的减小，镍的浸出率先升高后降低，根据反应动力学的相关理论，化学浸出的发生，是由溶液中的反应分子与固体颗粒相碰撞引起的，浸出速率与固- 液接触的表面积成正比，试料粒度小可以增大固液反应面积，降低内扩散阻力，有利于提高浸出速率，因此减小试料粒度，浸出率会增大[4-7]。当粒度达到-200目占65%后，镍的浸出率又逐渐降低，原因在于粒度过小，矿浆的黏度增大，外扩散速率降低，从而降低浸出速率，且原矿中含有部分嵌布粒度较细的铁元素，当达到一定细度时，暴露于反应界面的铁物相逐渐增多，增大硫酸的消耗量，进而导致镍的浸出率降低，同时又给固液分离造成困难。综合考虑磨矿筛分成本以及镍的浸出率，确定最佳试料粒度为-200目占65%。

3.2 H2SO4用量试验

试验条件为：试料粒度-200目占65%，浸出时间56 h，浸出温度60 ℃，浸出液固比3∶1，H2SO4用量为变量，试验结果如图2所示。

图2 硫酸用量对镍浸出率的影响

由图2可知，镍的浸出率随硫酸用量的增加而增大，因为浸出过程取决于浸出剂与物料的有效接触，因此与浸出剂用量密切相关，故增加硫酸用量，可增大浸出剂与试样中镍元素的接触机率，从而提高镍的浸出率。当硫酸用量为160 g/L时，镍的浸出率为61.11%，进一步增加硫酸用量到180 g/L，镍的浸出率仅提高了0.03%，而过量的酸会严重影响后续净化及沉淀作业。综合考虑镍浸出率和生产成本，确定硫酸的最佳用量为160 g/L。

3.3 浸出时间试验

试验条件为：试料粒度-200目占65%，H2SO4用量160 g/L，浸出温度60 ℃，浸出液固比3∶1，浸出时间为变量，试验结果如图3所示。

图3 浸出时间对镍浸出率的影响

由图3可知，随着浸出时间的延长，镍的浸出率在逐渐增大，当浸出时间为24 h时，浸出率为57.12%，浸出时间延长至56 h，浸出率为61.11%，提高了3.99%，继续延长至72 h，镍的浸出率变化不大，原因在于试料粒度较小时矿物的比表面积较大，与溶液中的硫酸接触较为充分，反应速率较快，反应可在较短时间内达到平衡，延长浸出时间对浸出率影响不大，故确定最佳浸出时间为56 h。

3.4 浸出温度试验

试验条件为：试料粒度-200目占65%，H2SO4用量160 g/L，浸出时间56 h，浸出液固比3∶1，浸出温度为变量，试验结果如图4所示。

图4 浸出温度对镍浸出率的影响

由图4可知，镍的浸出率随温度的升高而逐渐增大，当浸出温度为50 ℃时，镍的浸出率为58.77%，温度提升至60 ℃时，浸出率为61.11%，提高了2.34%。提高浸出温度，可降低溶液的黏度，使硫酸与固体物料之间的传质速度加快，因此加速矿浆中的分子运动，有利于离子扩散，故可缩短反应时间，提高浸出效率。但继续提高温度至80 ℃，镍的浸出率变化不大。综合考虑操作环境及生产成本，选择最佳浸出温度为60 ℃。

3.5 液固比试验

试验条件为：试料粒度-200目占65%，H2SO4用量160 g/L，浸出时间56 h，浸出温度60 ℃，浸出液固比为变量，试验结果如图5所示。

图5 液固比对镍浸出率的影响

由图5可知，镍的浸出率随着液固比的增大而增加。增大液固比，即增加反应时的液体体积，进而可增加硫酸与试料的接触面积和接触机率，故镍的浸出率提高。当液固比为2∶1时，镍的浸出率为58.67%，液固比增大到3∶1时，镍的浸出率为61.11%，提升了2.44%，继续增大液固比到5∶1时，浸出率仅提高了0.30%，而增大液固比，即增大浸出液体积，会增加后续净化的处理量。综合考虑镍的浸出率和生产投资，确定最佳液固比为3∶1。

3.6 浸出液沉淀试验

浸出液中Ni的含量为0.98 g/L，其他金属含量均较低，利用Ni与其他金属硫化物溶度积的差异，通过硫化沉淀法进一步富集溶液中的Ni，主要反应为：

(1)

在pH一定的情况下，硫化钠用量过低会影响富集效果，硫化钠过高则会促进硫化氢的生成，严重腐蚀设备和恶化操作环境，同时增加沉淀成本。试验条件为：pH=5，沉淀温度70 ℃，沉淀时间1 h，Na2S用量为变量，试验结果如图6所示。

图6 硫化钠用量对镍精矿品位和回收率的影响

如图6所示，镍回收率随着硫化钠用量的增加逐渐增加，镍精矿品位随着硫化钠用量的增加先增大后减小。综合考虑镍精矿品位和回收率，确定Na2S用量为12 g/L。

4 结论

(1)该镍尾矿杂质含量较低，镍元素以弱吸附形式存在于晶体矿物表面，属难选矿石，采用碎磨—堆浸—沉淀工艺可有效回收。

(2)在试料粒度-200目占65%，硫酸用量160 g/L，浸出时间56 h，浸出温度60 ℃，液固体积质量比3∶1的条件下，镍浸出率可达61.11%。浸出液加硫化钠沉淀后可获得品位为9.80%的镍精矿产品。

[1] 李志茂,朱彤,吴家正. 镍资源的利用及镍铁产业的发展[J]. 中国有色冶金,2009,(1):29-32.

[2] 曾祥婷,许虹,田尤,等. 中国镍资源产业现状及可持续发展策略[J]. 资源与矿业,2015,17(4):94-99.

[3] 周京英,纵凯,付水兴. 中国镍资源全球配置研究[J].矿产勘探,2015，(1):86-91.

[4] 王宇斌,彭祥玉,张小波,等. 从某高镁铁贫红土镍矿中酸浸富集镍试验[J]. 矿产保护与利用,2015,(4):43-47.

[5] 舒方霞,丛自范,刘岩. 镍红土矿浸出液沉镍实验研究[J]. 有色矿冶,2011,(5):21-22.

[6] 李新海,李灵均,王志兴,等.红土镍矿多元材料冶金[M]. 长沙：中南大学出版社,2015:29-30.

[7] 及亚娜,孙体昌,蒋曼.红土镍矿提镍工艺进展[J].矿产保护与利用，2011,(2):43-49.

Experimental study of nickel recovery from nickel tailings by heap leaching

WANG Yu-bin, LEI Da-shi, PENG Xiang-yu, ZHANG Xiao-bo, ZHANG Wei

The nickel grade in some tailings after the nickel separation is 0.35% and the oxidation rate is high, belonging to refractory ore. The process of crushing and grinding-heap leaching-precipitation is adopted for nickel recovery from tailings, the impact of experimental conditions such as particle size, sulfuric acid consumption, leaching time, leaching temperature and liquid-solid ratio on the leaching rate of nickel is studied. The leaching rate of nickel is 61.11% under the condition of particle size of 65% -0.074 mm, sulfuric acid consumption of 160 g/L, leaching time of 56 h, leaching temperature of 60 ℃, and liquid-solid ratio of 3∶1.

nickel tailings; oxidation rate; heap leaching

王宇斌(1972—)，男，河南偃师人，博士，副教授，主要从事矿物综合利用研究。

陕西省科技厅基金项目(2014SJ-04)

2016-07-06