CN101514401B

CN101514401B - 一种从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法

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Publication number: CN101514401B
Application number: CN2009100428899A
Authority: CN
Inventors: 胡启阳; 李新海; 王志兴; 郭华军
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2009-03-18
Filing date: 2009-03-18
Publication date: 2010-12-01
Anticipated expiration: 2029-03-18
Also published as: CN101514401A

Abstract

本发明提供一种从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，它以矿相重构为基础，将矿石进行物理加工后，进行高温氯化、还原焙烧，使矿石中镍和钴从氧化物或复合氧化物(硅酸盐、铁酸盐)矿物转化为磁性金属或合金，再通过磁选或浮选-磁选联合分选的方法进行分离达到镍钴的富集。用本方法处理低品位红土镍矿(Ni0.2～2.0％)，精矿镍含量大于原矿镍含量的10倍以上；镍回收率大于80％。

Description

一种从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法

技术领域

本发明属有色冶金领域，涉及一种从镍矿物中提取镍的方法，尤其是一种从低品位红土镍矿中富集镍钴的方法。

背景技术

镍在地球上是储量丰富的一种金属，世界陆地镍储量约为4.7亿吨，其中60％属于红土型镍矿床，40％属于岩浆型铜镍硫化物矿床。目前世界镍工业生产的镍，主要来自硫化镍矿资源，约占总产量的60％～65％，其余来自氧化镍矿。然而，随着地球上硫化镍矿的日趋枯竭，从氧化镍矿生产镍的比例在迅速提高。据估计，到2010年从氧化镍矿中生产镍的产量会超过从硫化镍矿生产的镍。镍红土矿的镍含量在0.8％～3.5％，目前尚未找到有效的选矿工艺使镍得到富集。

通过冶金方法直接处理镍红土矿有火法和湿法之分。火法冶金工艺有镍铁法和造锍熔炼法。镍铁法是一种还原熔炼方法，而造锍熔炼是在外加硫化剂的情况下造锍的方法；均在用鼓风炉或电炉内进行。湿法冶金工艺又有还原焙烧-氨浸工艺(简称为RRAL)和硫酸加压酸浸工艺(简称为HPAL)。前者通过对矿石进行预还原处理，再用氨浸出镍；后者是在加压条件下，用硫酸作浸出剂对矿石中的镍进行浸取。

目前，电炉还原炼镍铁合金和加压酸浸(PAL)两种处理镍红土矿工艺在工业上应用较为广泛。还原熔炼镍铁合金的基本过程为，先将物料进行破碎、干燥，在700℃左右温度下焙烧，焙砂于1000℃以上电炉中用煤还原熔炼，产出粗合金，再经吹炼，产出镍铁合金。加压酸浸工艺则为，将矿料在250～270℃、4～5MPa条件下用稀硫酸处理，控制pH值，选择性地溶解出镍和钴，而铁、铝矿物等留在渣中，溶液中的镍和钴可通过传统精制方法进行提取和精制。

但上述几种工艺均存在着投资大，操作成本高，只适合处理镍含量较高的红土矿(含镍≥1.5％)。然而4.7亿吨陆地镍储量中镍含量在1％左右的储量为1.3亿吨，占总储量的28％，因此开发处理低含镍量红土矿技术是非常必要的。

发明内容

为克服现有技术难于处理低品位红土镍矿之不足，本发明提供一种工艺简单、能耗低、生产成本低和镍回收率高的从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法。

本发明通过下列技术方案实现：

一种从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，包括矿石破碎、配料造球、高温焙烧、磁选或浮选-磁选联合分选富集和烟气处理。将破碎后的矿料与内配氯化剂、内配还原剂、矿球强化剂按100∶5～10∶3～6∶2～4的质量配比混合造球；再将球料与外配氯化剂、外配还原剂按100∶5～20∶5～10的质量配比混合进行高温焙烧。所述的浮选-磁选联合分选过程中，首先在每吨高温焙烧后的矿料中添加1500～3000克浮选添加剂，活化矿料，再进行浮选。所述的矿球强化剂为碱金属氯化物、碱土金属氯化物、碱土金属氧化物中的一种或多种；所述的内配氯化剂和外配氯化剂选自碱金属氯化物、碱土金属氯化物、氯化铁中的一种或多种；所述的内配还原剂和外配还原剂选自焦炭、煤、木炭中的一种或多种，所述的浮选添加剂为铜盐、铅盐、锡盐、硫磺中的一种或多种。

所述的矿球强化剂优选为氯化钠、氯化镁、氧化钙中的一种或多种；所述的内配氯化剂优选为氯化钠、氯化钙、氯化镁中的一种或几种，内配还原剂优选为煤或焦炭中的一种或两种；所述的外配氯化剂优选为氯化镁、氯化铁中的一种或两种；所述的外配还原剂优选为煤。

所述的铜盐为硝酸铜、氯化铜、硫酸铜、氯化亚铜中的一种或几种；所述的铅盐为硝酸铅、氯化铅中的一种或两种；所述的锡盐为硝酸亚锡、氯化亚锡、硫酸亚锡中的一种或几种。

所述的混合造球的球径为15～30mm。

所述的高温焙烧温度为800～1000℃，焙烧时间为30～120min。

高温焙烧的炉内气体组成中CO分压/(CO分压+CO₂分压)不低于70％。

所述的磁选过程为：磁选前将焙烧料磨细到-200目，再采用精选-扫选联合方式，精选磁场强度为2100～2500高斯，扫选磁场强度为3100～3500高斯。

所述的浮选-磁选联合分选是先通过浮选再进行磁选；浮选采用一次粗选、一次扫选加两次精选的方式。

具体步骤如下：

(1)矿石破碎：对采出的矿石进行破碎、磨细；当矿石含水量大于15％时应进行干燥处理，使矿石含水量少于15％；过100目筛，制得矿粉。

(2)配料造球：将矿粉与内配氯化剂、内配还原剂、矿球强化剂等配料混合，并造球；内配氯化剂为氯化钠等碱金属氯化物、氯化钙等碱土金属氯化物、氯化铁等中的一种或多种；内配还原剂为焦炭、煤、木炭等碳质物中的一种或多种；矿球强化剂为氯化钠等碱金属氯化物、氯化钙等碱土金属氯化物、氧化钙等碱土金属氧化物等中的一种或多种；本发明中，内配氯化剂优选使用氯化钠、氯化钙、氯化镁或它们的混合物，内配还原剂优选使用煤粉或焦炭粉。矿球强化剂优选使用氯化钠、氯化镁、氧化钙及其它们的混合物；采用压球、或团球方式造球；造球物料的配比为，矿粉(以干料计)∶内配氯化剂∶内配还原剂∶矿球强化剂＝100∶5～10∶3～6∶2～4；物料充分混合后造球，球径15～30mm。

(3)高温焙烧：将球料与外配氯化剂、外配还原剂等混合，在还原性气氛中进行焙烧；入炉物料的配比为，矿球∶外配氯化剂∶外配还原剂＝100∶5～20∶5～10；物料配好后一起入炉。其中外配氯化剂为氯化钠等碱金属氯化物、氯化钙等碱土金属氯化物、氯化铁等中的一种或多种；外配还原剂为焦炭、煤、木炭等碳质物中的一种或多种；本发明中，外配氯化剂优选使用氯化镁、氯化铁及其它们的混合物，外配还原剂优选使用煤。焙烧条件为，焙烧温度800～1000℃，焙烧时间30～120min，还原性气氛；还原性气氛中CO分压(P_CO)与CO分压、CO₂分压(P_CO+P_CO2)之比(P_CO/(P_CO+P_CO2))大于70％。

(4)分选：将焙烧料破碎磨细，采用磁选或浮选-磁选联合分选，得到镍精矿；磁选前将焙烧料磨细到-200目，磁选采用精选-扫选联合方式，精选磁场强度为2100～2500高斯，扫选磁场强度为3100～3500高斯；精选料为镍钴富集精矿，扫选物料作为回收料返回造球。浮选-磁选联合分选是先通过浮选再进行磁选；首先对焙烧料进行湿式磨时加入添加剂对镍钴矿物进行活化，再采用传统的黄药浮选法浮选出镍精矿；浮选添加剂为铜盐(如硝酸铜、氯化铜、硫酸铜、氯化亚铜等中的一种或几种)、铅盐(如硝酸铅、氯化铅等中的一种或几种)、锡盐(如硝酸亚锡、氯化亚锡、硫酸亚锡等中的一种或多种)、硫磺中的一种或多种；浮选采用一次粗选、一次扫选加两次精选的“一粗一扫二精”制度，浮选条件为，液固比3～4∶1，温度65～85℃，pH10～11，药剂用量(按处理1.0吨矿计)为，添加剂1500～3000克，钾黄药200～500克、起泡剂50～300克；其中浮选用起泡剂为碳链长度为5～8的低碳醇或醚醇类有机化合物，如正戊醇、正己醇、甲基异丁基醇等中的一种或几种混合物。

(5)炉气处理：将高温炉气通过降温、除尘、用水吸收烟气中HCl，回收盐酸；废气达标后排放。

本发明以现代矿相重构理论为基础，采用简单、成熟的物理、化学与冶金的方法处理难处理的低品位红土镍矿，工艺流程简洁、实用，投资周期短、见效快，综合回收镍和钴、回收率高，过程绿色环保、环境友好。本发明与现有公知技术相比，具有下列显著优点和积极效果：

(1)高温氯化还原重构所用氯化剂和还原剂，采用内配和外配相结合；减少矿球内配还原剂量，防止球内局部铁质矿物的过还原，最大程度地富集镍钴，有利于提高精矿中镍钴品位；减少内配氯化剂量，可防止镍钴过大的氯化速度引起的挥发散失，提高镍钴收率；使用外配氯化剂，可以提高矿球氯化环境中氯位，提高镍钴的氯化速度和氯化转化率、减少镍钴氯化物的散失；使用外配还原剂，可降低矿球还原环境的氧分压，较好地保持还原气氛。

(2)矿粉造球，有利于重构反应的内外环境的控制；采用无机矿物类粘结剂或添加剂，其中低熔点无机盐能在焙烧过程中形成液相、由其产生的毛细管力能强化矿球，使矿球不易粉散而引起重构反应环境的破坏；其中碱土金属氯化物或氧化物能平衡反应体系的酸碱性，消耗由于矿相重构过程中产生的酸性硅质氧化物，有利于矿相重构反应的进行。

(3)为更有效的对较低品位矿石处理，矿相重构后产物的处理优选采用浮选-磁选联合分选富集镍钴，使用浮选活化添加剂，使镍钴铁合金表面形成易浮选金属质壳层或金属硫化物壳层，方便采用黄药浮选方法进行分选收集；通过浮选富集后再磁选，能大幅度提高精矿品位和镍钴回收率。

(4)由于考虑了焙烧物料内的酸碱平衡，并采用了不高于1000℃的焙烧温度，减少了物料与窑炉内壁的相互作用，较大程度地降低了窑炉内壁结壳和减少了停产清壳，增加了窑炉使用寿命和生产效率。

(5)矿相重构反应在较低温度(低于1000℃)下进行，能减少铁矿物的金属化，最大限度地将铁质矿物控制为FeO相，降低精矿率、提高精矿中镍钴品位；同时能降低氯化物的挥发，提高氯化物的反应效率。

(6)在氯化还原重构有价金属矿物结构过程中，采用灵活的氯化剂组合，合理调整氯化剂的熔点，有利于在焙烧温度下形成熔体液相、降低矿相重构反应活化能、提高反应速度，同时有利于重构矿物镍钴铁合金颗粒尺寸的控制。

(7)在氯化还原重构有价金属矿物结构过程中，采用煤(无烟煤、低质煤等)、焦碳、木炭等多样化的碳质还原剂，可根据技术实施地的资源和能源状况，灵活采用，有利于控制生产成本。

附图说明

图1为本发明的氯化还原-磁选工艺流程图；

图2为本发明的氯化还原-浮选-磁选工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明做进一步描述，这些实施例的给出决不是限制本发明。

矿石主要金属元素的具体含量为(％)：Ni 1.02；Co 0.04；Fe 24.5；MgO 15.4；Al₂O₃6.2；SiO₂ 28.5

实施例1

A、将矿料控制水分含量少于15％，破碎，磨细，过100目筛；

B、按每1吨干矿粉加入氯化钙80kg、煤粉60kg、氯化钠30kg，混合均匀，加适量水润湿，压制成球径18mm的料球；风凉去除部分水分；

C、按每1吨矿球加入氯化镁80kg、无烟煤80kg，混合加入焙烧炉；

D、控制焙烧温度980℃，焙烧时间40min，对物料进行焙烧；

E、将焙烧料破碎、湿式磨细，过200目筛；湿式磁选，精选磁场强度为2200高斯，扫选磁场强度为3200高斯；

F、焙烧烟气净化、吸收处理。

通过以上条件控制，得精矿镍含量6.4％、钴含量0.19％，精矿率13.1％。扫选矿镍含量1.22％、钴含量0.04％，扫选率5.6％。

实施例2

A、将矿料控制水分含量少于15％，破碎，磨细，过100目筛；

B、按每1吨干矿粉加入氯化钠20kg、氯化镁85kg、煤粉50kg、氧化钙25kg，混合均匀，加适量水润湿，团球造粒成球径25mm的料球；风凉去除部分水分；

C、按每1吨矿球加入氯化铁180kg、无烟煤100kg，混合加入焙烧炉；

D、控制焙烧温度920℃，焙烧时间80min，对物料进行焙烧；

E、将焙烧料破碎、湿式磨细，过200目筛；湿式磁选，精选磁场强度为2400高斯，扫选磁场强度为3350高斯；

F、焙烧烟气净化、吸收处理。

通过以上条件控制，得精矿镍含量5.7％、钴含量0.17％，精矿率14.6％。扫选矿镍含量1.30％、钴含量0.04％，扫选率5.9％。

实施例3

A、将矿料控制水分含量少于15％，破碎，磨细，过100目筛；

B、按每1吨干矿粉加入氯化钠30kg、氯化镁60kg、煤粉50kg、氧化钙30kg，混合均匀，加适量水润湿，团球造粒成球径28mm的料球；风凉去除部分水分；

C、按每1吨矿球加入氯化镁50kg、氯化铁120kg、无烟煤85kg，混合加入焙烧炉；

D、控制焙烧温度880℃，焙烧时间90min，对物料进行焙烧；

E、将焙烧料破碎，按每吨料加入硝酸铜1860克，加水湿式磨细并对物料进行活化；控制液固比4∶1加入水和石灰乳，调整pH10.2；按“一粗一扫二精”制度进行浮选，按每吨料用钾黄药280克、正己醇150克。

F、将焙烧料破碎、湿式磨细，过200目筛；湿式磁选，精选磁场强度为2150高斯，扫选磁场强度为3350高斯；

G、焙烧烟气净化、吸收处理。

通过以上条件控制，得精矿镍含量15.10％、钴含量0.54％，精矿率5.6％。扫选矿镍含量0.94％、钴含量0.03％，扫选率6.1％。

实施例4

A、将矿料控制水分含量少于15％，破碎，磨细，过100目筛；

B、按每1吨干矿粉加入氯化钠20kg、氯化钙50kg、焦炭粉50kg、氧化钙30kg，混合均匀，加适量水润湿，团球造粒成球径20mm的料球；风凉去除部分水分；

C、按每1吨矿球加入氯化镁80kg、无烟煤60kg，混合加入焙烧炉；

D、控制焙烧温度950℃，焙烧时间60min，对物料进行焙烧；

E、将焙烧料破碎，按每吨料加入硝酸铅2600克、硫磺72克，加水湿式磨细并对物料进行活化；控制液固比3∶1加入水和石灰乳，调整pH10.8；按“一粗一扫二精”制度进行浮选，每吨矿料用钾黄药260克、甲基异丁基醇120克，

F、将焙烧料破碎、湿式磨细，过200目筛；湿式磁选，精选磁场强度为2250高斯，扫选磁场强度为3200高斯；

G、焙烧烟气净化、吸收处理。

通过以上条件控制，得精矿镍含量17.20％、钴含量0.57％，精矿率5.1％。扫选矿镍含量0.98％、钴含量0.03％，扫选率5.8％。

实施例5

A、将矿料控制水分含量少于15％，破碎，磨细，过100目筛；

B、按每1吨干矿粉加入氯化钠20kg、氯化钙40kg、氯化镁20kg、焦炭粉60kg、氧化钙25kg，混合均匀，加适量水润湿，团球造粒成球径25mm的料球；风凉去除部分水分；

C、按每1吨矿球加入氯化铁130kg、无烟煤75kg，混合加入焙烧炉；

D、控制焙烧温度850℃，焙烧时间120min，对物料进行焙烧；

E、将焙烧料破碎，按每吨料加入氯化亚锡1250克、氯化铜850克、硫磺85克，加水湿式磨细并对物料进行活化；控制液固比3∶1加入水和石灰乳，调整pH10.5；按“一粗一扫二精”制度进行浮选，每吨矿料用钾黄药410克、甲基异丁基醇240克，

F、将焙烧料破碎、湿式磨细，过200目筛；湿式磁选，精选磁场强度为2400高斯，扫选磁场强度为3200高斯；

G、焙烧烟气净化、吸收处理。

通过以上条件控制，得精矿镍含量16.50％、钴含量0.54％，精矿率5.3％。扫选矿镍含量1.05％、钴含量0.03％，扫选率5.2％。

Claims

1.一种从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，包括矿石破碎、配料造球、高温焙烧、磁选或浮选-磁选联合分选富集和烟气处理，其特征在于，将破碎后的矿料与内配氯化剂、内配还原剂、矿球强化剂按100∶5～10∶3～6∶2～4的质量配比混合造球；再将球料与外配氯化剂、外配还原剂按100∶5～20∶5～10的质量配比混合进行高温焙烧；高温焙烧温度为800～1000℃，焙烧时间为30～120min；所述的浮选-磁选联合分选过程中，首先在每吨高温焙烧后的矿料中添加1500～3000克浮选添加剂，活化矿料，再进行浮选；所述的矿球强化剂为氯化钠、氯化镁、氧化钙中的一种或多种；所述的内配氯化剂和外配氯化剂选自碱金属氯化物、碱土金属氯化物、氯化铁中的一种或多种；所述的内配还原剂和外配还原剂选自焦炭、煤、木炭中的一种或多种，所述的浮选添加剂为铜盐、铅盐、锡盐、硫磺中的一种或多种。

2.根据权利要求1所述的从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，其特征在于，所述的内配氯化剂为氯化钠、氯化钙、氯化镁中的一种或几种，内配还原剂为煤或焦炭中的一种或两种；所述的外配氯化剂为氯化镁、氯化铁中的一种或两种；所述的外配还原剂为煤。

3.根据权利要求1所述的从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，其特征在于，所述的铜盐为硝酸铜、氯化铜、硫酸铜、氯化亚铜中的一种或几种；所述的铅盐为硝酸铅、氯化铅中的一种或两种；所述的锡盐为硝酸亚锡、氯化亚锡、硫酸亚锡中的一种或几种。

4.根据权利要求1或2所述的从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，其特征在于，所述的混合造球的球径为15～30mm。

5.根据权利要求1所述的从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，其特征在于：高温焙烧的炉内气体组成中CO分压/(CO分压+CO₂分压)不低于70％。

6.根据权利要求1所述从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，其特征在于：所述的磁选过程为：磁选前将焙烧料磨细到-200目，再采用精选-扫选联合方式，精选磁场强度为2100～2500高斯，扫选磁场强度为3100～3500高斯。

7.根据权利要求1或6所述从低品位红土镍矿高效富集镍钴的方法，其特征在于：所述的浮选-磁选联合分选是先通过浮选再进行磁选；浮选采用一次粗选、一次扫选加两次精选的方式。