一种褐铁型红土镍矿的焙烧‑氨浸处理方法

1.一种褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，包括步骤：
1)还原焙烧：褐铁型红土镍矿矿粉与还原气体进行悬浮流态化焙烧，在20～120s内使矿粉中的氧化镍、钴快速动态还原为金属镍、钴，褐铁还原为磁性铁，得到焙烧矿，焙烧工艺条件是：温度为600～900℃，所述还原气体中CO体积百分含量为2～7％；其中，所述褐铁型红土镍矿矿粉的粒度<100μm；
2)磁选：对步骤1)得到的焙烧矿进行磁选，分离得到包含金属镍、钴的磁铁精矿，磁选的场强为2000～5000Gs；
3)氨浸：对磁铁精矿进行氨浸，分别得到镍、钴浸出液和磁性铁浸出渣，氨浸采用NH3-(NH4)2CO3浸出体系浸出，其中总氨浓度为4～8mol/L，[NH3]与[NH4+]的摩尔浓度比为1:1～
1:4。
2.根据权利要求1所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，其特征在于，进行悬浮流态化焙烧的装置是闪速磁化焙烧炉。
3.根据权利要求2所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，其特征在于，对从闪速磁化焙烧炉流出的焙烧矿与气流的气固混合物进行分离，分别得到焙烧矿和焙烧尾气。
4.根据权利要求1所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，其特征在于，对分离后的焙烧矿进行防氧化冷却。
5.根据权利要求1所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，其特征在于，浸出时液固比为2:1～5:1mL/g，浸出时间为1～1.5h，并持续通入空气搅拌浸出。
6.根据权利要求1所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，其特征在于，褐铁型红土镍矿矿粉在进入闪速磁化焙烧炉前进行预热，预热过程使用的气体为焙烧尾气，预热后矿粉的温度为400～600℃，预热过程使用的设备为旋风筒，旋风筒为二级至五级。
7.根据权利要求1所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，其特征在于，所述还原焙烧过程中维持焙烧温度所需的热由所述还原气体提供。

一种褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法\n技术领域\n[0001] 本发明属于红土镍矿提炼镍钴领域，具体涉及一种褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸提炼镍钴及综合回收铁的方法。\n背景技术\n[0002] 红土镍矿是由含铁镁硅酸盐矿物(如橄榄石、辉石、角闪石)的超镁铁质岩经长期风化变质形成的。在长期风化过程中，通过抬升和侵蚀作用，风化层成分发生变化，形成以下两种类型：一种是褐铁型红土镍矿，具有铁高、镍低，硅、镁也较低，但钴含量较高等特点；\n另一种是硅镁镍矿型红土镍矿，其矿物中硅、镁含量较高，铁含量较低，钴含量也较低，但镍含量较高，前者资源总量约为后者两倍。随着我国对镍、钴及高品质铁精矿需求的不断增加，如何从褐铁型红土镍矿中提炼镍、钴及综合回收铁具有重要意义。\n[0003] 还原焙烧-氨浸工艺又称Caron法，利用该方法处理褐铁型红土镍矿已实现工业化。但是，还原焙烧一般使用回转窑或多段炉焙烧，还原时间长，易出现表面“过烧”内部“烧不透”，矿石表面的铁过还原成FeO或铁，内部镍、钴未还原或仅部分还原，过还原的亚铁和金属铁在氨浸过程中被氨浸液溶出，溶出后铁氨络合离子容易氧化和水解，以凝胶态的氢氧化铁沉淀出来，吸附镍、钴氨络合物，其中钴更易被吸附，降低了镍和钴的浸出率；同时因部分铁过还原或未还原，不利于从浸出渣中磁选回收铁。而且，其工艺路线中没有在氨浸前进行抛废处理，导致后段浸出工序中需处理大量的脉石，设备产出率低，增加了投资；同时，对浸出渣磁选回收铁时回收率低，或者采取放弃处理回收铁，造成铁资源浪费；当原料矿为粉料时，需将其烧结或制成球团，增加了工艺步骤，增加了能耗。\n[0004] 鉴于上述褐铁型红土镍矿的提炼镍钴方法的不足，提供一种褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，以达到提炼镍钴及综合回收铁的目的。\n发明内容\n[0005] 针对现有技术存在的问题，本发明的目的是提出一种褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，提炼镍钴及综合回收铁。\n[0006] 实现本发明目的的技术方案为：\n[0007] 一种褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法，包括步骤：\n[0008] 1)还原焙烧：褐铁型红土镍矿矿粉与还原气体进行悬浮流态化焙烧，在20～120S内使矿粉中的氧化镍、钴快速动态还原为金属镍、钴，褐铁还原为磁性铁，得到焙烧矿，焙烧工艺条件是：温度为600～900℃，还原气体中CO体积百分含量为2～7％；\n[0009] 2)磁选：对步骤1)得到的焙烧矿进行磁选，分离得到包含金属镍、钴的磁铁精矿；\n[0010] 3)氨浸：对磁铁精矿进行氨浸，分别得到镍、钴浸出液和磁性铁浸出渣。\n[0011] 所述褐铁型红土镍矿具有铁高、镍低，硅、镁也较低，但钴含量较高的特点，镍、钴、铁以氧化物存在，不需熔融便可使其还原为金属镍、钴和磁性铁。一般铁含量占30％～\n50％，镍含量占0.5％～1.7％，钴含量占0.05％～0.2％。\n[0012] 其中，所述褐铁型红土镍矿矿粉的粒度<100μm。\n[0013] 粒度＜100μm，矿粉具有较大的比表面积且矿粉完全反应时还原气体需要渗入矿物的深度小于50μm，使还原气体在几十秒内渗入矿粉内部实现还原；在焙烧过程中矿粉与还原气体持续悬浮流态化接触，气固间传热、传质速度快，在20～120s的短时间内完成还原焙烧，解决了块状或大颗粒矿物表面过烧内部烧不透的问题。.\n[0014] 而且，当粒度＞100μm时，为使焙烧过程持续处于悬浮流态化，载举矿物所需气体流速快，配套风机功率增大，不利于降低系统运行能耗，当矿物粒度大于炉内还原气体所能载举的最大粒度时，易导致炉内塌料，影响还原焙烧系统的连续稳定运行。\n[0015] 根据矿物单体的嵌布粒度特点，矿粉粒度优选为接近矿物单体粒度。通过将红土镍矿自然风干至含水率25-28％、再烘干至含水率5-8％，然后磨碎制得矿粉。\n[0016] 明显的，矿物粒度越小，单体解离度和比表面积越大，本发明使用矿粉还原焙烧和浸出呈现出如下特点：(1)矿粉与还原气体间的传热传质速度快，使矿粉内外反应迅速、均匀、彻底，在相应的反应温度和CO浓度下可以使镍与钴的金属化率提高，进而提高镍、钴的浸出率；(2)矿粉比表面积大，使还原反应速度更快，缩短还原时间，减少物料在炉内的停留时间，且控制CO浓度在磁铁还原为亚铁所需浓度以下，便于控制还原过程进程，避免铁被过还原；(3)焙烧过程产生微细裂纹，增大了矿粉内金属镍、钴与浸出液的渗透路径，有利于提高镍和钴的浸出率。\n[0017] 焙烧后的状态示意图1对比给出了块状和大颗粒矿物与本发明矿粉焙烧后的效果差异，图中明显看出：在焙烧完成后，块状和大颗粒矿物(图左)，表面和中浅层的NiO(K1)、Ni(Co)O·Fe2O3(K2)、CoO(K3)和褐铁(K4)均完成了还原，生成金属Ni(K6)、金属Co(K8)和磁性铁(K5)，但芯部的矿物未彻底还原，且表面的铁发生了过还原，成为了亚铁或金属铁(K9)，焙烧产生的裂纹(K7)也仅分布在矿物的浅层区域，三个层面制约了镍、钴浸出效果；\n本发明小于100μm的矿粉(图右)，在闪速磁化焙烧炉内焙烧，矿粉内、外部的镍、钴、铁均完成了还原反应，全部生成了金属Ni(K6)、金属Co(K8)和磁性铁(K5)，且焙烧产生的裂纹(K7)直达矿粉的芯部区域，增加了浸出剂的浸出路径和与金属镍钴的接触面积，提高了镍、钴浸出率。\n[0018] 优选地，所述悬浮流态化焙烧的装置是闪速磁化焙烧炉。\n[0019] 闪速磁化焙烧炉为湖南长拓高科冶金有限公司所研发(见图2)。闪速磁化焙烧炉为多级圆柱状结构，有上锥体(10)、下锥体(11)和底部的喉管(12)。褐铁型红土镍矿矿粉与还原气体的混合物(A)以一定的流速从闪速磁化焙烧炉底部的喉管(12)喷入，在下锥体(11)处的一定高度形成喷腾流(C)，并将矿粉不断裹吸进气流，喷射上去，形成许多由中心向边缘的旋流(B)，在旋流带动下甩向炉壁，沿炉壁下落至下锥体(11)处又被吹起以形成喷腾流(C)，使矿粉均匀分散在气流中，并形成旋流悬浮流态化，连续不断地伴随气流离开闪速磁化焙烧炉。闪速磁化焙烧炉设置为多级，矿粉在还原气体吹载上行的过程中，多次受到下锥体处形成的喷腾流和旋流作用，效果更佳，使得还原焙烧在20～120s内完成，得到焙烧矿与气流的气固混合物(D)。\n[0020] 对从闪速磁化焙烧炉流出的焙烧矿与气流的气固混合物进行分离，分别得到焙烧矿和焙烧尾气。\n[0021] 为防止高温焙烧矿中的金属镍、钴、磁性铁被空气氧化而失去磁性，影响磁选效果，步骤1)得到的焙烧矿进行防氧化冷却，如水淬或间接热交换。\n[0022] 优选地，所述步骤2)中，磁选的场强为2000～5000Gs。\n[0023] 磁选，最大限度的富集焙烧矿中的金属镍、钴和磁性铁并减少影响氨浸的亚铁和脉石等杂质。磁选场强在2000Gs以上时，使得金属镍钴、磁性铁皆能选出进入磁铁精矿；磁选场强5000Gs以下，防止弱磁性的亚铁被选出而进入磁铁精矿。同时，对于焙烧矿中存在影响氨浸效果的弱磁性或非磁性矿物(如亚铁、铜、锌及其氧化物等)，通过该步骤，使这些易被氨浸出的矿物选入尾矿，减少浸出液中需分离这些矿物的步骤；通过磁选抛尾还可以减少氨浸工序处理量(抛去了脉石等)，提高了设备产出率。\n[0024] 其中，所述步骤3)中，采用NH3-(NH4)2CO3浸出体系浸出，该浸出体系用氨水和碳酸铵溶液以一定体积比配置而成。\n[0025] 优选地，浸出过程中总氨浓度([NH3]与[NH4+]浓度之和)为4～8mol/L，[NH3]与[NH4+\n]的摩尔浓度比为1:1～1:4，浸出时液固比为2:1～5:1mL/g，浸出时间为1～1.5h，并持续通入空气搅拌浸出。\n[0026] 保持浸出时总氨浓度为4～8mol/L，液固比＞2:1mL/g，使氨含量大于焙烧矿浸出镍、钴所需最大氨含量，满足镍、钴尽可能地全部浸出；液固比＜5:1mL/g，满足氨的利用率，减少氨的循环量。\n[0027] 若采用块状或球团状焙烧矿，浸出需2～3h甚至更长，因其内部难充分还原，矿物磨矿后仍然难产生焙烧裂纹，浸出剂难以渗透，即使增加浸出时间也难以达到高浸出率。而本发明采用粒度＜100μm的矿粉，缩短了浸出时间，提高了浸出率。\n[0028] 进一步地，本发明所述的褐铁型红土镍矿的焙烧-氨浸处理方法中，褐铁型红土镍矿矿粉在进入闪速磁化焙烧炉前进行预热，预热过程使用的气体为焙烧尾气，预热后矿粉的温度为400～600℃，预热过程使用的设备为旋风筒，旋风筒为二级至五级。\n[0029] 预热使得褐铁型红土镍矿矿粉温度升高至接近还原反应温度，使矿粉进入闪速磁化焙烧炉后迅速反应，缩短还原焙烧时间，利于焙烧工艺效果，充分利用尾气的能量，降低能耗。\n[0030] 其中，所述还原焙烧过程中维持焙烧温度所需的热由所述还原气体提供。还原气体为含体积分数2％～7％CO、温度高于焙烧温度的高温气体，用于褐铁型红土镍矿粉的还原和提供维持焙烧温度所需的热。\n[0031] 该还原气体的制备方法有几种。当燃料为煤粉时，在热风炉中利用煤粉不完全燃烧，制得气体即为含CO的高温的还原气体；当燃料为煤气时，在热风炉中利用煤气不完全燃烧或在热风炉中使煤气完全燃烧后与煤气复配，制得气体即为含CO的高温的还原气体；当燃料为天然气时，在热风炉中使天然气完全燃烧后与天然气裂解产生的裂解气复配，制得气体即为含CO的高温的还原气体。\n[0032] 本发明的有益效果为：\n[0033] 1、本发明采用对褐铁型红土镍矿矿粉进行悬浮流态化焙烧，在20～120s内使矿粉中的氧化镍、钴快速动态还原为金属镍、钴，褐铁还原为磁性铁，得到焙烧矿，再进行磁选和氨浸的技术方案，能得到高浸出率的镍、钴浸出液和有利于回收铁的磁性铁浸出渣。\n[0034] 对粉状的褐铁型红土镍矿矿粉进行悬浮流态化焙烧，矿粉分散在高温还原气体中，气固间接触充分，易于传热传质，反应速度快，在温度为600～900℃，还原气体中CO体积百分含量为2～7％的工艺条件下，在20～120s内使矿粉中的氧化镍、钴快速动态还原为金属镍、钴，褐铁还原为磁性铁，得到焙烧矿；对焙烧矿进行磁选，分离得到包含金属镍、钴的磁铁精矿；对磁铁精矿进行氨浸，使金属镍、钴以络合离子形式溶出得到镍、钴浸出液，磁性铁以渣相沉淀，得到用于回收铁的磁性铁浸出渣，避免了铁浸出进入浸出液，影响镍、钴浸出的问题。褐铁型红土镍矿矿粉悬浮流态化还原焙烧，在20～120s内使氧化镍、钴快速动态还原为金属镍、钴，褐铁还原为磁性铁，得到焙烧矿，解决了焙烧矿表面“过烧”内部“烧不透”传统技术方案难以解决的问题，即避免了矿石表面的铁过还原成FeO或铁，内部镍、钴未还原或部分还原的现象，进一步地避免因亚铁和金属铁被氨浸液溶出，溶出后亚铁离子氧化和水解，以凝胶态的氢氧化铁沉出，吸附镍、钴氨络合物，降低镍和钴的浸出率的问题；同时，本发明因褐铁的还原状态为磁性铁，有利于以浸出渣的形式回收铁。总之，本方案在提高镍钴浸出率的同时可综合回收铁。\n[0035] 2、对焙烧矿进行磁选，抛弃无用脉石，减少浸出工序物料量；另外，当原矿中存在弱磁性亚铁、铜、锌氧化物时，经过还原焙烧，使得焙烧矿中滞留的弱磁性亚铁、非磁性金属铜、锌，经过磁选步骤后基本进入尾矿，避免了因亚铁的出现而影响镍、钴浸出率的问题，同时避免了因铜、锌的浸出而需增加对浸出液中镍、钴和铜、锌的分离工序。\n[0036] 3、由于氨类浸出具有高选择性，浸出金属镍、钴而不浸出磁铁矿，且易被氨浸出的亚铁和铜等经磁选抛弃，使得浸出液后续的处理工序简化；而且氨浸液易于回收利用，进而降低浸出成本。\n[0037] 4、使用粉状褐铁型红土镍矿还原焙烧，在焙烧过程中因结晶水的脱除和晶格的改变，使得几乎所有的矿粉带有微细裂纹，这样加大了浸出液与镍、钴的渗透路径，进而增加接触面积，提升了镍、钴浸出率。相反地，“未烧透”的块状或大颗粒矿物，焙烧后裂纹主要分布在矿物表层，即使磨矿后仍有部分矿物没有裂纹，不利于镍、钴浸出。\n附图说明\n[0038] 图1为块状或大颗粒与本发明矿粉焙烧后的效果比较示意图。左图为块状或大颗粒物料；右图为粒度＜100μm的矿粉。\n[0039] 图2为闪速磁化焙烧炉示意图。\n[0040] 图中，K1：NiO，K2：Ni(Co)O·Fe2O3，K3：CoO，K4：褐铁，K5：磁性铁，K6：金属Ni，K7：裂纹，K8：金属Co，K9：亚铁或金属铁，10：上锥体，11：下锥体，12：喉管，A：褐铁型红土镍矿矿粉与还原气体的混合物，B：旋流，C：喷腾流，D：焙烧矿与气流的气固混合物。\n具体实施方式\n[0041] 下面结合具体实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。\n[0042] 以下实施例用于说明本发明，但不应用来限制本发明的范围。\n[0043] 实施例中使用的闪速磁化焙烧炉为湖南长拓高科冶金有限公司生产，见图2。闪速磁化焙烧炉为多级圆柱状结构，包括上锥体10、下锥体11和底部的喉管12。褐铁型红土镍矿粉与还原气体混合物A从闪速磁化焙烧炉底部的喉管12喷入，在下锥体11内形成喷腾流C，并将矿粉不断裹吸进来，喷射上去，形成许多由中心向边缘的旋流B，在旋流带动下甩向炉壁，沿炉壁下落至下锥体处又被吹起以形成喷腾流C，使矿粉均匀分散在气流中，并形成旋流悬浮流态化，连续不断地伴随气流离开闪速磁化焙烧炉。闪速磁化焙烧炉设置为多级，矿粉在还原气体吹载上行的过程中，经过多个缩口处，多次受到缩口处形成的喷腾流和旋流作用，效果更佳，使得还原焙烧在20～120s内完成，得到焙烧矿与气流的气固混合物D。\n[0044] 实施例1：\n[0045] 含水率为35％的褐铁型红土镍矿，经自然风干至28％后进入烘干机，使其水分降低至6％，随后进入磨机对其粉磨和进一步烘干，排出的矿粉粒度为＜75μm，矿粉含水率为\n1％，此时矿粉中镍、钴、铁的含量分别为1.06％，0.17％，38.05％。\n[0046] 矿粉送入闪速磁化焙烧炉前的预热装置，在预热装置内与来自旋风分离器排出的焙烧尾气进行多级热交换；进入闪速磁化焙烧炉的还原气体温度高于焙烧温度，提供维持焙烧温度所需的热。经充分预热后的矿粉进入闪速磁化焙烧炉内与来自热风炉的含CO为\n5％的还原气体在800℃温度下进行悬浮流态化焙烧，使矿石中的镍、钴还原为金属，褐铁还原为磁性铁。矿粉在闪速磁化焙烧炉内停留时间为60s。\n[0047] 反应完成后，焙烧矿随气流进入旋风分离器进行气固分离，得到焙烧矿和焙烧尾气，焙烧尾气进入预热装置对后续矿粉预热，焙烧矿进入冷却装置防氧化冷却(水淬)。经检测，焙烧矿中镍、钴金属化率分别为96％和94％，铁磁化率为97％。\n[0048] 冷却后配成矿浆送入磁选机，磁选场强为3000Gs，精矿产率为70％，除去了亚铁和脉石等杂质，可以减少30％的浸出物料量；将磁选精矿送入浸出装置，采用NH3-(NH4)2CO3浸出体系，总氨浓度为4mol/L，[NH3]与[NH4+]的摩尔浓度比为1:4，浸出时液固比为3：1mL/g，浸出时间为1h，浸出时持续通入空气搅拌浸出。浸出精矿中的金属镍、钴，磁铁矿不溶于该浸出体系，同时由于焙烧矿中结晶水脱除产生的微孔，使浸出液和矿物内的镍、钴接触面增大，使镍、钴浸出率分别达到96％和93％，得到镍、钴浸出液；浸出液经后续处理可分别得到镍、钴产品。浸出渣中铁品位为55.7％，经常规弱磁选得到铁精矿。\n[0049] 实施例2\n[0050] 褐铁型红土镍矿，与实施例1同样的方法干燥、球磨，矿粉中镍、钴、铁的含量分别为0.98％，0.11％，45.34％。\n[0051] 矿粉送入闪速磁化焙烧炉前的预热装置，在预热装置内与来自旋风分离器排出的焙烧尾气进行多级热交换；进入闪速磁化焙烧炉的还原气体温度高于焙烧温度，提供维持焙烧温度所需的热。经充分预热后的矿粉进入闪速磁化焙烧炉内与来自热风炉的含CO为\n2％的还原气体在600℃温度下进行悬浮流态化焙烧，使矿粉中的镍、钴还原为金属，褐铁还原为磁性铁。矿粉在闪速磁化焙烧炉内停留时间为100s。\n[0052] 反应完成后，焙烧矿随气流进入旋风分离器进行气固分离，得到焙烧矿和焙烧尾气，焙烧尾气进入预热装置对后续矿粉预热，焙烧矿进入冷却装置防氧化冷却(间接热交换，如采用CN203349681U专利公开的装置)。经检测，焙烧矿中镍、钴金属化率分别为95％和\n93％，铁磁化率为96％。\n[0053] 冷却后配成矿浆送入磁选机，磁选场强为5000Gs，精矿产率为75％，除去了亚铁、脉石、铜、锌及其氧化物等杂质，可以减少25％的浸出物料量。磁选精矿送入浸出装置，采用+\nNH3-(NH4)2CO3浸出体系，总氨浓度为8mol/L，[NH3]与[NH4]的摩尔浓度比为1:1，液固比为\n4:1mL/g，浸出时间为1.5h，并持续通入空气搅拌浸出。浸出精矿中的金属镍、钴，磁性铁不溶于该浸出体系，得到镍、钴浸出率分别达到95％和92％，浸出渣中铁品位为61.04％，可直接作为铁精粉出售。\n[0054] 实施例3\n[0055] 与实施例1同样的矿粉，送入闪速磁化焙烧炉前的预热装置，在预热装置内与来自旋风分离器排出的焙烧尾气进行多级热交换；进入闪速磁化焙烧炉的还原气体温度高于焙烧温度，提供维持焙烧温度所需的热。经充分预热后的矿粉进入闪速磁化焙烧炉内与来自热风炉的含CO为7％的还原气体在900℃温度下进行悬浮流态化焙烧，使矿粉中的氧化镍、钴还原为金属镍、钴，褐铁还原为磁性铁。矿粉在闪速磁化焙烧炉内停留时间为30s。\n[0056] 反应完成后，焙烧矿随气流进入旋风分离器进行气固分离，得到焙烧矿和焙烧尾气，焙烧尾气进入预热装置对后续矿粉预热，焙烧矿进入间接冷却装置防氧化冷却。经检测，焙烧矿中镍、钴金属化率分别为96％和95％，铁磁化率为95％。\n[0057] 冷却后配成矿浆送入磁选机，磁选场强为2000Gs，精矿产率为67％，可减少33％的浸出物料量。磁选精矿送入浸出装置，采用NH3-(NH4)2CO3浸出体系，总氨浓度为6mol/L，[NH3]与[NH4+]的摩尔浓度比为1:2，液固比5:1mL/g。浸出精矿中的金属镍、钴，磁性铁不溶于该浸出体系，得到镍、钴浸出率分别达到95％和93％，浸出渣中铁品位为56.69％，经常规弱磁选得到铁精矿。\n[0058] 对比例\n[0059] 和实施例1同样的褐铁型红土镍矿矿粉，将矿粉制成球团后，采用常规的回转窑焙烧，(还原气体同实施例1)，焙烧时间为2小时。经检测，焙烧矿中镍、钴金属化率分别为85％和80％，铁磁化率为88％。\n[0060] 焙烧矿冷却、磨矿后，用NH3-(NH4)2CO3浸出体系浸出精矿中的金属镍、钴，焙烧矿中生成的铁和亚铁被浸出进入浸出液，浸出的铁离子氧化和水解后生成氢氧化铁絮凝状沉淀，优先吸附浸出的钴，同时吸附浸出的镍，使得部分浸出的镍和钴重新进入渣相，使得镍、钴浸出率分别为78％和60％，而浸出渣中铁品位仅为41.81％。\n[0061] 虽然，上文中已经用一般性说明、具体实施方案及物性测试对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。