CN101073790B

CN101073790B - 不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法

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Publication number: CN101073790B
Application number: CN 200610163831
Authority: CN
Inventors: 汪云华; 范兴祥; 顾华祥; 朱绍武; 周世平; 李季; 周利民; 吴晓峰; 关晓伟; 赵家春
Original assignee: Kunming Institute of Precious Metals
Current assignee: Kunming Institute of Precious Metals
Priority date: 2006-12-22
Filing date: 2006-12-22
Publication date: 2010-05-19
Anticipated expiration: 2026-12-22
Also published as: CN101073790A

Abstract

本发明涉及一种从红土镍矿中回收镍的技术，红土镍矿经破碎和磨细、按一定比例，加入碳质还原剂、复合添加剂与红土镍矿混磨，用球蛋成型机制成球团15～20mm，在200～400℃干燥4～6h，采用回转窑还原焙烧，温度控制在950～1300℃。还原焙烧后，进行粗破，然后按一定矿浆配比，进行湿法球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用3000～5000高斯的磁选机再进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿，其含镍可达到7～15％。本发明专利具有原料适应性强、工艺流程短、环境友好，以煤作为主要能源，不用昂贵的电力作为能源等特点，为处理不同类型的红土镍矿提供了一种新的方法，具有良好的应用和推广前景。

Description

不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法

技术领域本发明属于有色金属冶金领域。涉及不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法。

背景技术公知的开发红土镍矿工艺粗分为火法、湿法及火湿法结合三类。火法冶炼工艺，主要是生产粒镍、熔炼镍铁和熔炼镍锍。湿法冶炼工艺，主要是加压酸浸。火湿法结合工艺，主要是还原焙烧-常压氨浸及离析-还原焙烧-选矿。

莫叔迟等人在《有色金属》(冶炼部分)1994年第1期公知了用含镍较低的红土矿作原料，其试验所用低镍矿的化学成分为(％)：SiO₂7.31、Al₂O₃6.11、T_Fe 4.77、CaO3.29、MnO0.44、NiO0.9I、FeO0.72，P0.44。采用选择还原工艺，生产了含Ni2.85～5.02％、Cr≤1.05％、C0.013％～5.28％、P0.034％～0.098％的炉料级镍铁。该工艺存在的问题是：由于镍品位较低，采用电炉冶炼，能耗较高，相应生产成本也就高；如果镍品位在1.2以上，采用该方法，成本就会低一些。

刘大星在《有色金属》(冶炼部分)2002年第3期报道了针对不同类型的镍红土矿可以有不同的处理工艺。硅镁镍矿通常采用火法冶金工艺。处理镍红土矿的火法冶金有2种熔炼方法，一种是用鼓风炉或电炉还原熔炼得到镍铁，采用电炉熔炼可以达到较高的温度，炉内的气氛也比较容易控制，炉料需预先经过干燥脱水，干燥和预热一般采用回转窑。在电炉还原熔炼的过程中几乎所有的镍和钻的氧化物都被还原成金属，而铁则不必全部还原成金属铁，铁的还原程度通过还原剂焦碳的加入量加以调整。得到的镍铁成分为(％)：Ni+Co 25～45；C 0.02～0.06；S 0.02～0.05；Si0.02～1.5；P 0.01～003；Fe 55～75。此外硅镁镍矿也可以采用外加硫化剂的方法进行硫化熔炼得到镍锍，石膏是最常用的硫化剂。造锍熔炼一般在鼓风炉中进行，也可以用电炉，镍锍的成分可以通过还原剂(焦粉)和硫化剂(石膏)的加入量加以调整。得到的低镍锍(通常含Ni+Co＝20％～30％)再送到转炉中吹炼成高镍锍。

李建华在《湿法冶金》2004年23卷第4期简述了加压酸浸出红土镍矿的实验，其过程如下：在250～270℃，4～5MPa的高温高压条件下，用稀硫酸将镍、钻等有价金属与铁、铝矿物一起溶解，在随后的反应中，控制一定的pH值等条件，使铁、铝和硅等杂质元素水解进入渣中，镍、钻选择性进人溶液。浸出液用硫化氢还原中和、沉淀，产出高质量的镍钴硫化物。镍钴硫化物通过传统的精炼工艺配套产出最终产品。该文还介绍了硫化焙烧处理红土镍矿的实验：将矿石加入硫化剂，于700℃下硫化焙烧，Fe₂(SO₄)₃分解，铁不生成硫酸盐，而镍生成硫酸盐，可用水浸出，镍转入溶液。水热法处理红土镍矿：在矿石中加入适量的硫磺，制备成含硫矿浆。含硫矿浆先在硫化反应器中硫化(230～240℃，2.7～3.4MPa，蒸汽加热3h)，然后在氧化反应器中氧化(200℃，2.8MPa，空气氧化)2h，镍溶于矿浆中，可用铁粉置换镍。

加拿大法恩.哈巴希在《国外金属选矿》1998年第19期介绍了在高温和压力下用硫酸浸出含镍红土矿。虽然含有大量红土的三氧化铁溶解在硫酸中，但是在高温下三价铁离子水化沉淀铁氧化物并产生酸。在250℃和4000kPa时用衬有耐酸砖的垂直高压釜从位于莫阿(Moa)的库班红土中回收镍。加压酸浸红土镍矿，具有浸出率高、时间短等优点，缺点是：设备投资大、设备要求高；对含镁高的矿耗酸高，对处理出低品位的红土镍矿，成本高，因此加压酸浸，对原料要求高，酸浸工艺适合于处理低镁含量的氧化镍矿，矿石中镁含量过高会增加酸的消耗提高操作成本，对工艺过程也会带来影响。

何焕华在《中国有色冶金》2004年第6期阐述了火法湿法相结合的工艺处理氧化镍的工厂，目前世界上只有日本冶金(Nippon Yakim)公司的大江山冶炼厂(Oyama Smelter)使用该工艺。过程为：原矿磨细与粉煤混合制团(是否加离析氯化剂需进一步核实)，团矿干燥后高温还原焙烧，焙烧矿磨细浆化后进行选矿(重选和磁选)产出镍铁合金产品。该工艺的最大特点是生产成本低，85％的能耗由煤提供(吨矿耗煤160～180kg)。与电炉熔炼(80％能耗为电能，吨矿电耗560～600kW·h)相比，前者能耗仅为后者的30％左右。该工艺的主要问题是粉煤与矿石有效混合及还原焙烧温度的稳定控制，常因这些问题使技术指标不稳定。但从节能、低成本和适于处理低品位氧化镍矿资源的角度出发，该工艺值得进一步研究完善和推广。俄罗斯的研究人员也研究了离析焙烧-浮选(或磁选)工艺处理乌拉尔氧化镍矿，认为它是目前唯一能处理任何类型的氧化镍矿，且能耗及加工成本较低的方法。

日本E.C桑切斯等人在《国外选矿快报》1998年第9期公开了含有石英、磁铁矿和其它杂质的硅镁镍矿在一台行星齿轮式球磨机中研磨，磨后的矿石在浓度为0.5mol/L的HCI溶液中于297K温度下浸出。矿石进行干磨使硅镁镍矿结构从晶质变为非晶质，而二氧化硅和磁铁矿保特晶质不变。这种动力活化的硅镁镍矿导致在H，2l溶液中镬和镍的高浸取率。约80％的Mg和Ni被提取出来，而只有约20％的Si被提取。短时间磨矿可以有效地从矿石中提取Mg和Ni，而抑制了Si的提取。

徐有生公知了一项一种处理氧化镍矿的新方法的专利(申请号：90103023.6)，本发明涉及一种处理难选氧化镍矿(适合于处理难选氧化铜矿)的新方法。采用微波能加热硫化、选矿，精矿混入含Ni＞3.5％的氧化镍富矿进入等离子体(N气载流)熔炼炉熔炼，一步直接获取含Ni＞52％的高冰镍，一次性获取含Ni＜0.08％的抛渣，从而为开发利用大量低品位氧化镍矿开辟了一条新路。其工艺流程短、综合能耗低、金属直收率高、无环境污染、经济效益显著。

张昱等人公知了一项从氧化镍矿硅酸镍矿回收镍钴的方法专利(申请号：200610010774.8)，本发明涉及一种从氧化镍矿硅酸镍矿中回收镍钴的方法，将原矿氧化镍矿、硅酸镍矿破磨至-200目占80～90wt％，加入原矿重量5～15％的焦炭粉、10～30％的氯化剂、0.1～1.0％的助剂，制成粒径5～15mm球团，再采用氯化离析焙烧-磁选工艺对物料进行处理，控制离析回转窑高温带温度为1000～1300℃，窑尾温度为400～600℃，回转窑转速0.75～2转/分钟，时间1～2小时，离析焙烧后产品进入磁场强度为1500～3000高斯的磁选机选别，最后可得镍品位为5～15％，回收率为80～85％；钴品位为0.3～1.7％，回收率为70～80％的镍钴混合精矿。

李智才申请了一种处理低铁氧化镍矿的常压浸出方法专利(申请号：200610046808.9)，一种处理低铁氧化镍矿的常压浸出方法，工艺流程为：首先将氧化镍矿湿磨，要求粒度≤0.8mm，然后进行液固分离，要求滤渣含水率为20％～35％；向滤渣中加入浓硫酸，加入量为干矿量的70～90％，酸解干燥后将物料存放1～5天，进行浸出沉铁，要求加料速度＜5克/升·分，液固比2～4，溶液温度90～100℃，浸出时间2～3小时；中和剂加入量为干矿量的10～14％，控制溶液pH值2.5～3.5；然后按常规方法进行液固分离得到浸出液和浸出沉铁渣。本发明方法改变了氧化镍矿浸出沉铁过程的机理，因而在相同硫酸消耗的条件下，金属镍的回收率提高5％左右，浸出沉铁矿浆过滤速度提高5倍以上。

王炜等人申请了一种氧化镍矿的处理新方法的专利(申请号：200610010935.3)一种氧化镍矿的处理新方法。本发明涉及一种氧化镍矿的处理工艺技术，是综合了化工冶金和选矿技术的处理氧化镍矿新工艺方法。本工艺过程为，将矿石破碎、磨矿成矿浆，磁选出强磁性矿物；矿浆加温并加入浓硫酸浸出，然后加入硫化剂进行化学反应，产出沉淀的硫化镍；将所有的固、液产物送入浮选设备，浮选出硫化镍精矿。本方法工艺简单，生产成本低，可大大提高氧化镍矿的浸出率，有效利用有限的资源，解决了浸得出来而难以过滤的技术难题，并可有利保护环境。

曹国华申请了低品位红土镍矿堆浸提镍钴的方法专利(申请号：200510010915.1)，本发明提供一种低品位红土镍矿堆浸提镍钴的方法，它将矿石进行破碎，控制矿石平均粒度小于2cm；将100目-1.5cm的矿石直接入堆，同时将粒径小于100目和粒径大于1.5cm的矿石按0.5-0.8∶1的质量比混合均匀后入堆；按喷淋液酸度为5-18％，喷淋强度为15-30L/m².h的量进行喷淋和滴淋；收集喷淋和滴淋后的浸出液进行调配，使浸出液中的镍离子浓度达2-4g/L，得含镍钴的浸出液。其生产规模可大可小，矿物资源利用范围广，工艺路径简单，流程短，投资小，能耗低，不污染环境，镍、钴浸出率高，操作简便，生产成本低，为低品位红土镍矿的开发利用提供了极为有效且经济实用的途径。

国内外对红土镍矿开发技术的研究工作十分活跃，由于上述方法存在各种各样的问题，致使红土镍矿，特别是低品位的红土镍矿没有得到有效利用。

发明内容本发明的目的是提供一种还原-磨选处理不同类型红土镍矿的方法，并得到含镍品位高的物料，具有流程短、操作简单、环境友好、收率高、成本低、节能、原料适应性强等优点。

本发明不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法以按下步骤完成：其特征在于将红土镍矿破磨，加入碳质原料、复合添加剂混磨，用球蛋成型机制成球团，干燥，采用回转窑还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用3000～5000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿。

所述的复合添加剂为氯化钠，生石灰和铁粉，所述的回转窑还原焙烧的温度控制在950～1300℃，时间1～4h，所述的湿法球磨时的矿浆浓度40～70％，球磨时间1-3h。

所述的红土镍矿破磨到-120目占90％，所述的碳质原料为原矿重量2-10％的，所述的复合添加剂为原矿重量4-10％，所述的球团为15-20mm，所述的干燥在200～400℃，4～6小时。

红土镍矿破磨到-120目占90％、加入原矿重量2-10％的碳质原料、4-10％的复合添加剂混磨，用球蛋成型机制成15-20mm球团，在200～400℃干燥4～6h，采用回转窑还原焙烧，温度控制在950～1300℃，时间1～4h。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度40～70％，球磨时间1-3h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用3000～5000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿。

达到的技术经济指标：①.镍品位7～15％；②.镍直收率75～85％；③.镍回收率90～95％。

与现有的技术相比具有的优点：同其它处理红土镍矿的方法比较，本发明技术其工艺流程短、操作简单、生产周期短、生产效率高、镍直收和回收率高、成本低、环境友好。硫酸常压浸出工艺适合于处理低镁含量的氧化镍矿，矿石中镁含量过高会增加酸的消耗提高操作成本，随之产生大量的硫酸镁和少量的硫酸亚铁，给后续处理增加困难，同时污染环境，对工艺过程也会带来影响。高压酸浸工艺：可处理品位1.2％以上的褐铁矿和腐泥土，一般镁要低于5％，镍钴回收率大于90％，主要消耗成本是硫酸的消耗，需要保持残酸来保证浸出率。火法电炉冶炼红土镍矿仅电耗就约占操作成本的50％，再加上氧化镍矿熔炼前的干燥、焙烧预处理工艺的燃料消耗，操作成本中的能耗成本可能要占65％以上，因此需要消耗大量的电能，对原料硅镁比例有要求，能耗高，投资大。还原焙烧一氨浸工艺：可处理1.5％以下的高镁红土矿，冶炼回收率85％，钴回收率低，能耗较高，属于即将淘汰的工艺。

本发明只需加入还原剂、添加剂经混磨，制团，干燥，焙烧，进行重选和磁选，即可得到高含镍品位高的物料。此外，本发明专利对红土镍矿原料的成分没有要求，不管镁高、铁高还是硅高，以及原料镍品位高或低，均可采用本专利技术进行处理获得高品位的镍物料。本发明的碳质原料是还原剂，还原作用；添加添剂的作用是降低还原温度，提高还原进度，促进镍铁晶粒长大；湿法球磨的作用是把把长大的镍铁晶粒与脉石解离，为重选创造条件，便于镍铁与其它脉石达到有效分离；重选的作用是使脉石与镍铁分离提高品位；磁选的作用是进一步把镍品位提高。本专利摒去了传统硫酸堆浸、高压酸浸、氨浸存在的难以克眼的污染大、流程长、成本高、回收率低等缺点。因而，本发明为处理大量不同类型红土镍矿提供了一种新的方法，具有良好的应用和推广前景。

附图说明：图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式：

实施例1：1).镁质红土镍矿原料的化学成分如下：Ni 0.81～1.02％、Mg20.30～24.10％、Fe 8.01～10.18％，Co 0.021～0.030％、Al0.040～0.070％、Si16.07～19.72％；

2).工艺条件：红土镍矿1000g破磨到-120目占90％、加入原矿重量3％的碳质原料、6％的复合添加剂(氯化钠3％，生石灰2％和铁粉1％)混磨，用球蛋成型机制成15-20mm球团，在300℃干燥5h，采用回转窑还原焙烧，温度控制在1250℃，时间3h。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度50％，球磨时间2h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用2500高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿。在此工艺条件下，镍品位达到11.18％，镍直收率达到78.02％，镍回收率92.88％。

实施例2：1).铁质红土镍矿原料的化学成分如下：Ni 1.16～1.25％、Mg8.54～9.04％、Fe20.49～24.07％，Co 0.061～0.082％、Al3.21～4.05％、Si12.01～15.96％；

2).工艺条件：红土镍矿4000g破磨到-120目占90％、加入原矿重量5％的碳质原料、8％的复合添加剂混磨(氯化钠4％、生石灰3.5％和铁粉0.5％)，用球蛋成型机制成15-20mm球团，在300℃干燥5h，采用回转窑还原焙烧，温度控制在1250℃，时间3h。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度60％，球磨时间3h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用4500高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿。在此工艺条件下，镍品位达到9.04％，镍直收率达到81.64％，镍回收率93.81％。

实施例3：1).镁质红土镍矿和铁质红土镍矿混合矿原料的化学成分如下：Ni 1.02～1.22％、Mg12.02～16.01％、Fe 7.06～9.55％，Co 0.043～0.051％、Al1.66～2.87％、Si14.37～18.48％：

2).工艺条件：红土镍矿5000g破磨到-120目占90％、加入原矿重量4％的碳质原料、10％的复合添加剂混磨(氯化钠5％、生石灰4％和铁粉1％)，用球蛋成型机制成15-20mm球团，在250℃干燥6h，采用回转窑还原焙烧，温度控制在1300℃，时间2h。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度65％，球磨时间2.5h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用3000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿。在此工艺条件下，镍品位达到10.85％，镍直收率达到83.26％，镍回收率94.30％。

Claims

1.不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法，其特征在于按以下步骤完成：将红土镍矿破磨，加入碳质原料、氯化钠、生石灰和铁粉混磨，用球蛋成型机制成球团，干燥，采用回转窑还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的镍精矿采用3000～5000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的镍铁混合精矿。

2.根据权利要求1所述的不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法，其特征在于，所述的回转窑还原焙烧的温度控制在950～1300℃，时间1～4h，所述的湿法球磨时的矿浆浓度40～70％，球磨时间1-3h。