CN101392329A

CN101392329A - 氧化镍矿精选工艺

Info

Publication number: CN101392329A
Application number: CNA2008101764977A
Authority: CN
Inventors: 李振立; 李宇先
Original assignee: Individual
Current assignee: Individual
Priority date: 2008-11-13
Filing date: 2008-11-13
Publication date: 2009-03-25
Anticipated expiration: 2028-11-13
Also published as: CN100584971C

Abstract

本发明提供一种氧化镍矿精选工艺，该工艺包括以下步骤：配料造粒：氧化镍矿经避路回破、筛分，得粉矿，将所述粉矿进行配矿，得到混合矿，在所述混合矿中配加还原剂和熔剂，得到混合料，再将所述混合料造球，得到生球；还原焙烧：将所述生球置入焙烧设备进行还原焙烧，得到焙烧球；再将所述焙烧球保护性骤冷；磁选：所述焙烧球冷却后，经球磨、筛分，得矿粉，将所述矿粉置入磁选设备进行磁选，经磁选得到初精矿；电选：将所述初精矿经电选分离，去除SiO₂，得到终精矿。该精选工艺利于大规模的、高效率的、低能耗的高炉法镍铁冶炼，其工艺流程短，成本低，后期经济效益突出，可操控性强，利于氧化镍矿精炼，利于节能减排。

Description

氧化镍矿精选工艺

技术领域

本发明涉及一种选矿工艺，具体地说，涉及了一种氧化镍矿精选工艺。

背景技术

因成矿条件差异，氧化镍矿按矿物类型分为两大类：一是含镍褐铁矿，铁高，硅镁低，其化学式为(Fe，Ni)O(OH)·nH₂O；二是硅镁镍矿，铁低，硅镁高，其化学式为4(Ni，Mg)₄·3SiO₂·6H₂O和H₂(Ni，Mg)SiO₄·mH₂O；国内大批量进口使用的氧化镍矿，多来自菲律宾，印尼，澳大利亚等国，成分波动比较宽泛，其中，含镍褐铁矿含铁量在20-47％左右，含镍0.6-1.6％左右，SiO₂在10％左右，MgO在6.0％左右；硅镁镍矿含铁量10-20％左右，含镍1.3-1.9％左右，SiO₂在24％左右，MgO在15％左右。

由于氧化镍矿中镍常以类质同象分散在脉石矿物中，颗粒很细，传统的富集方法是冶炼富集，火法冶炼富集有造锍熔炼法、镍铁法、粒铁法等，湿法冶炼富集又分常压氨浸法和高压酸浸法等；这些方法各有特点，又各有缺点，如粒铁法回收率低，电炉法处理高铁矿时，铁回收低，电耗大，常压氨浸法钴回收低，高压酸浸法适用于处理硅镁低的氧化镍矿；

上述工艺大多是将原矿经破碎筛分后直接进入流程进行加工，如此，在高炉冶炼中，冶炼效率低，能耗高，矿资源浪费严重，不利于精炼成分不一的氧化镍矿，不利于大规模的镍铁冶炼；虽然，常压氨浸法为提高浸出率进行化选还原焙烧，但其基本特征是高CO₂％/CO％比值和中等温控，其中等温控在710℃--730℃，目的在于促镍抑铁。

针对以上问题，人们一直在寻求一种新的技术解决方案。

发明内容

本发明的目的是针对现有技术的不足，从而提供一种工艺简单、成本低、后期经济效益突出、可操控性强、利于氧化镍矿精炼的、利于节能减排的氧化镍矿精选工艺。

为了实现上述目的，本发明提供一种氧化镍矿精选工艺，该工艺包括以下步骤：

步骤1、配料造粒：氧化镍矿经避路回破、筛分，得粉矿，将所述粉矿进行配矿，得到混合矿，在所述混合矿中配加还原剂和熔剂，得到混合料，再将所述混合料造球，得到生球；

步骤2、还原焙烧：将所述生球置入焙烧设备进行还原焙烧，得到焙烧球；再将所述焙烧球保护性骤冷；

步骤3、磁选：所述焙烧球冷却后，经球磨、筛分，得矿粉，将所述矿粉置入磁选设备进行磁选，经磁选得到初精矿；

步骤4、电选：将所述初精矿经电选分离，去除SiO₂，得到终精矿。

基于上述，在步骤1中，所述氧化镍矿是含镍不小于0.6％的、粒度不大于32mm的氧化镍矿。

基于上述，在步骤1中，所述粉矿的粒度小于3mm。

基于上述，在步骤1中，所述还原剂和所述熔剂的粒度均小于3mm，所述还原剂占所述混合矿的重量百分比大于1％，，所述熔剂添加量使所述混合矿碱度达到0.5—1.0；所述还原剂是焦粉或煤粉，所述熔剂是生石灰。

基于上述，在步骤1中，所述生球的球径为8mm--12mm。

基于上述，在步骤2中，窑控废气温度为180℃--220℃，预热带温度为350℃--400℃，还原带温度为850℃--950℃。

基于上述，在步骤2中，所述焙烧设备采用回转窑或竖窑。

基于上述，在步骤3中，所述矿粉细度-200目、大于76％。

本发明相对现有技术具有突出的实质性特点和显著的进步性，具体的说，在高炉法冶炼镍铁中，采用该工艺所得终精矿进行冶炼，一方面利于保镍保铁，可最大限度地回收铁、镍金属资源，另一方面利于保碱性矿物除酸性矿物，可最大限度地实现低焦比、低渣量，为高品质的高炉冶炼创造条件；该精选工艺利于大规模的、高效率的、低能耗的高炉法镍铁冶炼，其工艺流程短，成本低，后期经济效益突出，可操控性强，利于氧化镍矿精炼，利于节能减排。

具体实施方式

下面通过具体实施方式，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

一种氧化镍矿精选工艺，该工艺包括以下步骤：

步骤1、预选：在自然界长期氧化、水解和溶解作用下，使得氧化镍矿中的块矿呈含镍、铁低的特点，预选工艺就是除掉这部分块矿，将块矿集中堆放，另行处理；通过筛分，除去含镍小于0.6％的、粒度大于32mm的块矿；粒度小于32mm的矿物经避路回破、筛分，得到粒度小于3mm的粉矿，分类码堆备用。

步骤2、配料造粒：将预选后的合格粉矿进行配矿；配矿的目的是根据不同类型的矿石的矿物组成不同、结晶结构不同、元素含量不同、物化性能不同的特征，求长避短，利于造球、焙烧、磁选、电选；亦是根据最终产品销售市场不同含镍量的要求，提供不同的原料镍、铁比，而获得不同含镍量的镍合金；配料比例选择范围宽泛，可达20-80％，配矿后得到混合矿；

在混合矿中配加还原剂焦粉或煤粉和熔剂生石灰，其粒度均小于3mm，还原剂配加量占混合矿的重量百分比大于1％，所述熔剂添加量使所述混合矿碱度达到0.5—1.0，从而得到混合料；

混合料经造球机造球，得到球径为8mm--12mm的生球。

步骤3、还原焙烧：将生球进行还原焙烧；矿中的铁在焙烧过程中首先脱去结晶水，然后象赤铁矿一样被还原成磁铁矿，据Fe-CO-O₂平衡图可知，Fe₂O₃几乎在任何温度下均易被还原成Fe₃O₄，在一定的CO₂％/CO％浓度下，t<572℃，可生成金属铁；t>572℃，可生成弱磁性FeO，即温度太高时生成弱磁性硅酸铁；据Ni-CO-O₂平衡图可知，NiO在比较高的CO₂％/CO％比值下，即可还原为金属镍；硅酸镍在FeO和CaO存在的情况下，生成硅酸铁和硅酸钙，从而加速硅酸镍的还原；焙烧设备采用回转窑，也可以采用竖窑；

还原焙烧中，窑控废气温度200℃左右，预热带温度350℃--400℃，还原带温度850℃--950℃；

将还原后的焙烧球保护性骤冷。

步骤4、磁选：含镍褐铁矿的比磁化率[CgS，×10^-625-32]，暗镍蛇纹石比磁化率[CgS，11.71]，焙烧后形成的Fe₃O₄、Ni及少量Fe₂O₃·SiO₃的比磁化率分别为[CgS，480-575、CgS，480]在三段细磨、三段磁选和尾矿分级回收中得到理想富集；

焙烧球冷却后，经球磨、筛分，入磁选机磁选，入选细度-200目大于76％，经磁选后初精矿收得率以重量计为70％左右，尾矿率30％，初精矿含镍含铁提高42.3％，工艺铁、镍收得率93％-96％。

步骤5、电选：磁选后得到的初精矿含SiO₂依然较高，进一步除去SiO₂对于高炉法冶炼镍铁合金具有特殊的意义，降低渣量是顺行、高产、低焦比的重要措施；

初精矿中Ni，可视为电导体，电阻率为6.3×10^-8欧姆；Fe₃O₄可视为半导体，电阻率为52×10^-6欧姆；SiO₂视为非导体，电阻率为10¹²-10¹⁷欧姆；在电场作用下，颗粒受到的电力、机械力不同，产生不同的运动轨迹而实现分离，因而，初精矿再经电选分离SiO₂，效果好，效率高，经电选，SiO₂含量去除45％--56％，得到终精矿；与混合矿相比，终精矿镍、铁含量提高54％--56％，总金属收得率93％--95％。

经济效益分析，以含镍褐铁矿和硅镁镍矿各50％搭配使用计，含镍褐铁矿和硅镁镍矿均为干基：

1、不经精选，直接加入炉冶炼得到镍铁，其生产指标：吨合金渣量为2000Kg/t左右，吨合金焦比为1200Kg/t左右，吨镍焦比为29.13t/t；

2、经精选后，其生产指标为：吨合金渣量在815Kg/t左右，吨合金焦比为700Kg/t，吨镍焦比为16.75t/t；

3、精选成本，精选增加成本是从造球焙烧工艺开始的；

造球焙烧工艺：内配还原剂、水、电、燃气、氮气、辅助机物料、备品备件、人工、折旧等，加工成本48.12元/吨；

磁选工艺：水、电、机物料、备品备件、人工、折旧等，等加工成本44.14元/吨；

电选工艺：水、电、机物料、备品备件、人工、折旧等，加工成本21.21元/吨；

小计：113.47元/吨精，尾耗已扣，则吨合金增加成本355.38元/吨，吨镍增加成本8501.91元/吨。

4、经济效益和社会效益：

精矿冶炼，吨镍节焦12.83t/t，价值25660元/吨镍，焦价按现行2000元/吨计，节电及其他工厂固定费用3588.5元/吨镍，小计29248.5元/吨镍；矿石精选增加成本是8501.91元/吨镍；二者相抵，吨镍成本降低29248.5-8501.91＝20746.59元/吨镍，经济效益显著。

同时，吨镍焦比大幅下降，达到了节能减排、落实科学发展观的目的。

最后应当说明的是：以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对其限制；尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细的说明，所属领域的普通技术人员应当理解：依然可以对本发明的具体实施方式进行修改或者对部分技术特征进行等同替换；而不脱离本发明技术方案的精神，其均应涵盖在本发明请求保护的技术方案范围当中。

Claims

1、一种氧化镍矿精选工艺，其特征在于，包括以下步骤：

2、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤1中，所述氧化镍矿是含镍不小于0.6％的、粒度不大于32mm的氧化镍矿。

3、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤1中，所述粉矿的粒度小于3mm。

4、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤1中，所述还原剂和所述熔剂的粒度均小于3mm，所述还原剂占所述混合矿的重量百分比大于1％，所述熔剂添加量使所述混合矿碱度达到0.5—1.0。

5、根据权利要求1或4所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：所述还原剂是焦粉或煤粉，所述熔剂是生石灰。

6、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤1中，所述生球的球径为8mm--12mm。

7、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤2中，窑控废气温度为180℃--220℃，预热带温度为350℃--400℃，还原带温度为850℃--950℃。

8、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤2中，所述焙烧设备采用回转窑或竖窑。

9、根据权利要求1所述的氧化镍矿精选工艺，其特征在于：在步骤3中，所述矿粉细度-200目、大于76％。