CN102345018B - 一种处理氧化镍矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种处理中铁或高铁氧化镍矿的方法，包括中铁或高铁氧化镍矿破磨，处理后矿加入硫酸熟化焙烧，熟化料直接常压低温水浸，浸出矿浆浓密分离，浸出渣多级逆流洗涤，洗后渣金属化焙烧，焙砂水淬、球磨和磁选，浸出液提纯镍钴等工序。采用本发明处理中铁氧化镍矿，所得铁精矿含铁大于60%，含硫则小于0.1%，铁回收率大于90%；处理高铁氧化镍矿，所得铁精矿含铁大于70%，含硫则小于0.1%，铁回收率大于95%，处理两种矿镍浸出率均可达75%以上，钴浸出率均可达85%以上。本发明为综合利用中铁或高铁氧化镍矿中的有价元素铁、镍和钴提供了一种新的工艺思路，具有良好的应用前景。
Description
技术领域
本发明属于有色金属冶金技术领域，具体涉及到一种处理中铁或高铁氧化镍矿综合利用其中铁、镍、钴的新方法。
背景技术
镍是一种重要的战略金属，广泛应用于不锈钢、高温合金、电镀和化工等行业。自然界中的镍资源约70%以氧化矿形式存在，只有30%以硫化矿形式存在，但目前镍工业中近70%的镍来自硫化镍矿。对于铁而言，尽管我国铁储量较为丰富，但高品质铁精矿相对紧缺，主要靠从巴西、澳大利亚、印度等地进口。为满足不断增加的镍需求和高品质铁精矿需求，含有大量铁、镍、钴的氧化镍矿引起人们的广泛关注，如何有效开发氧化镍矿并综合利用其中的铁、镍和钴具有重要意义。
根据氧化镍矿中铁含量不同可将其分为高铁、中铁和低铁氧化镍矿。目前，氧化镍矿冶炼工艺主要有硫化熔炼法、镍铁熔炼法、还原焙烧—常压氨浸法和高压硫酸浸出法等。前两者属火法工艺，后两者属湿法工艺。
硫化熔炼一般在鼓风炉中进行，也可在电炉中熔炼。该工艺具有工艺简单、操作简便、热能利用好等优点，但存在铁回收率低，能耗高，耗电量大，需当地有充沛的硫化铁矿或石膏矿供应，且需对产出的低浓度二氧化硫烟气进行吸收，环保投资较大。
镍铁还原熔炼主要在电炉中进行，也可在鼓风炉、回转窑中进行。该工艺具有工艺适应性强、流程短、镍回收率高及处理量大等特点，但存在能耗高、投资大，镍铁中钴不计价及要求建厂当地有充足的电力供应等不足。
还原焙烧—氨浸工艺虽采用了常压浸出，降低了设备成本及管理成本，但存在还原气氛不易控制致镍浸出率波动较大；工艺本身钴浸出率低，只有40%左右；浸出时通气量控制不好致浸出渣磁选困难，铁难被富集；氨挥发致生产环境恶劣等不利因素。
加压酸浸工艺最大优点是浸出的选择性好，镍、钴浸出率高，但存在技术复杂，设备要求高、投资大，操作成本高，加压釜结疤严重，含铁浸出渣铁含量低硫含量高无法综合利用等缺点。
由于上述氧化镍矿常规处理方法存在各种不足，不能高效经济的回收氧化镍矿中的有价元素，近年来学者们进行了各种创新性研究，如下：
专利CN101082067公开了一种低品位氧化镍矿综合利用工艺，该工艺流程较简单，可适应含镍0.6～1.2%的氧化镍矿，但工艺中三段焙烧工序温度都在1100℃以上，后两段则高达1450℃，能耗高，且铁回收率低，只有48.5%。
专利CN101020957公开了一种转底炉快速还原含碳氧化镍矿球团富集镍的新技术，该发明工艺流程短，原料适应性强，镍回收率高，但并未涉及矿中铁和钴的回收，且只对镍进行了富集，得到的富集镍矿还需进一步提炼。
专利CN1057489公开了一种处理难选氧化镍矿的新方法，该工艺流程短，综合能耗低，金属直收率高，但微波技术目前仍无法实现大规模工业化，且技术较复杂不易掌握。
专利CN1676634公开了一种镍钴氧化矿加压氧化浸出法，该专利虽然避免了常规硫酸加压浸出法加入大量硫酸的不足，但仍需在高温高压下进行反应，同样具有技术复杂、操作成本高和设备要求高等弊端。
专利CN101139656公开了一种氧化镍矿浸出方法，该法虽然能够处理含镁高的腐殖土，但仍然存在常规硫酸加压法同样的弊端，两段加压浸出更是增加了工艺的技术复杂性。
专利CN1718787公开了一种低品位氧化镍矿堆浸提镍钴的方法，该法虽然避免了加压浸出，但酸耗较大且铁被大量浸出，为后续含镍液提纯带来困难，同时该工艺残液量大，工作周期较长。
专利CN1858274公开了一种氧化镍矿的处理新方法，该法虽采用了常压浸出，减少了能耗并降低了工艺技术难度和操作成本，但没能直接将氧化镍矿转化为镍产品，工艺中磁选和浮选两步弃渣，导致有价金属回收率不高。
专利CN1995414公开了氧化镍矿的硫酸强化浸出提取法，该法虽然比常规加压浸出法设备要求低，技术容易掌握，但得到的浸出液中杂质含量较高，后续提纯工序较难，另外此法并未提及铁的回收利用，经济性不好。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术存在的问题，提供一种处理中铁或高铁氧化镍矿的方法，其能够获得较高镍钴浸出率的同时获得较高铁的回收利用率。
上述目的是通过下述方案实现的：
一种处理氧化镍矿的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
（1）将氧化镍矿原矿进行破碎、磨细后，加入浓硫酸进行熟化焙烧，得到熟化料；
（2）将步骤（1）得到的熟化料进行水浸，分离浸出矿浆得到浸出液和浸出渣，浸出渣经浓密洗涤得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；
（3）将步骤（2）得到的富铁渣配入煤进行金属化焙烧，所得焙砂经水淬、球磨和磁选，得到铁精粉；
（4）将步骤（2）得到的浸出液中和除铁铝后进行中和沉镍钴得到氢氧化镍钴中间产品，此中间产品可进一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回步骤（2）用于洗涤，待镁富集后用氧化钙沉镁得镁渣，沉镁后液再返回步骤（2）用于洗涤。
本发明的方法，其特征在于所述的氧化镍矿原矿的含铁重量为30%～50%。
本发明的方法，其特征在于加入浓硫酸进行熟化焙烧时的破碎、磨细后的氧化镍矿原矿含水重量为5%～30%。
本发明的方法，其特征在于，所述步骤（1）的磨细过程为湿磨或干磨，磨细后的粒度小于74 μm的矿占全部矿量的比例大于70%。
本发明的方法，其特征在于加入浓硫酸进行熟化焙烧时的破碎、磨细后的氧化镍矿原矿含水重量为熟化前矿含水重量为20%～30%。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（1）的硫酸为质量浓度为98%的浓硫酸，硫酸加入量为150～300 kg/t干基矿。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（1）的熟化焙烧的温度为150～600℃，熟化时间0.5～3 h。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（2）的水浸过程的温度小于60℃。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（2）的水浸过程，浸出压力为常压，水浸温度为30-60℃，出浸时间为1～5 h，浸出液固比为1:1～5:1 ml/g。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（2）的洗涤过程为5～8级逆流浓密洗涤，洗涤液固比为2:1～4:1 ml/g。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（3）的金属化焙烧用煤为褐煤或烟煤，配煤量相对于富铁渣质量为15%～30%。
本发明的方法，其特征是：所述步骤（3）的金属化焙烧温度为900～1300℃，时间为1～3 h。
本发明的方法，其特征是：步骤（3）所述的球磨时间为1～30 min。
本发明的方法，其特征是：步骤（3）所述的磁选时磁场强度为100～250 MT。
本发明的方法，其特征在于，所述氧化镍矿原矿中包括以质量百分比计的：铁Fe 30%～43%，镍Ni 0.5%～2.0%，钴Co 0.01%～0.2%，镁Mg 0.3%～3%，铝Al 0.5%～3%，铬Cr 1%～3%，二氧化硅SiO2 3%～20%。
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本发明提出了以中铁或高铁氧化镍矿为原料，采用原矿熟化焙烧预处理—选择性常压低温浸出—浸出渣金属化焙烧—磁选的新工艺综合利用了矿中有价元素铁、镍和钴。本发明为储量丰富但一直未被充分利用的氧化镍矿开发了一种经济、环保的新工艺。将本发明与现有工艺对比，可发现本发明具有如下优势：
（1）工艺操作性强，一段常压低温浸出设备投资省，操作成本低且试剂消耗量小，处理能力大，设备效率高；
（2）浸出选择性好，镍浸出率大于75%，钴浸出率大于85%，而铁浸出率小于0.5%，不仅有利于铁富集，也减少了后续除杂时镍钴的损失。
（3）铁综合利用率高，浸出渣经金属化焙烧－磁选，可得含铁大于60%(原料为中铁矿)或70%(原料为高铁矿)，含硫小于0.1%的高品质铁精矿，实现了铁的综合利用，且铁回收率可达90%以上。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
参见图1，本发明的一种处理氧化镍矿的方法包括以下步骤：
（1）原矿熟化焙烧预处理：将含铁30～50%的氧化镍矿原矿进行破磨，处理后的矿含水5～30%，加入浓硫酸并混匀后进行熟化焙烧，得到熟化料；
（2）熟化料选择性常压低温浸出：将步骤（1）得到的熟化料在200～500 rpm搅拌转速下直接进行常压低温水浸，浸出矿浆经浓密分离，得到浸出液和浸出渣，浸出渣经浓密洗涤得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序，其中低温指30-60℃；
（3）富铁渣金属化焙烧—磁选：将步骤（2）得到的富铁渣配入10～30%的煤进行金属化焙烧，所得焙砂水淬、球磨和磁选，得含铁60%以上的铁精矿；
（4）浸出液镍钴提纯：将步骤（2）得到的浸出液中和除铁铝后进行中和沉镍钴得到氢氧化镍钴中间产品，此中间产品可进一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回步骤（2）用于洗涤，待镁富集后用氧化钙沉镁得镁渣，沉镁后液再返回步骤（2）用于洗涤。
实施例1
高铁氧化镍矿原矿（含铁质量百分比为43～50%）经破碎、湿磨后得粒径小于74 μm占80%的红土矿，含水30%，按200 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，550℃熟化焙烧1 h；熟化料直接进行常压低温水浸，水浸温度为55℃，水浸时间为2 h，水浸液固比为3:1（ml/g），水浸搅拌转速为200 rpm，其中镍浸出率75.1%，钴浸出率85.1%，铁浸出率则低至0.2%，经浓密后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入15%的褐煤，在1000℃下金属化焙烧1 h后水淬，水淬渣球磨20 min，在磁场强度为150 MT的条件下进行磁选，得含铁72.4%的铁精粉，铁回收率为95.0%；浸出液用碳酸钙调pH值到3.8除去其中少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到8.0得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到10.0得镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。
实施例2
高铁氧化镍矿原矿（含铁质量百分比为43～50%）经破碎、干磨后得粒径小于74 μm占70%的红土矿，配入25%的水，按250 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，400℃熟化焙烧3 h；熟化料直接进行常压低温水浸，水浸温度为30 ℃，水浸时间为1 h，水浸液固比为4:1（ml/g），水浸搅拌转速为300 rpm，其中镍浸出率75.5%，钴浸出率85.4%，铁浸出率则低至0.4%，经浓密后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入25%的烟煤，在1150℃下金属化焙烧2 h后水淬，水淬渣球磨15 min，在磁场强度为200 MT的条件下进行磁选，得含铁73.1%的铁精粉，铁回收率为94.9%；浸出液用碳酸钙调pH值到4.0除去其中少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到7.8得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到9.5得镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。
实施例3
中铁氧化镍矿原矿（含铁质量百分比为30～43%）经破碎、干磨后得粒径小于74 μm占75%的红土矿，配入20%的水，按300 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，600℃熟化焙烧2 h；熟化料直接进行常压低温水浸，水浸温度为40℃，水浸时间为1.5 h，水浸液固比为5:1（ml/g），水浸搅拌转速为500 rpm，其中镍浸出率75.8%，钴浸出率86.1%，铁浸出率则低至0.5%，经浓密后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入20%的褐煤，在1050℃下金属化焙烧1.5 h后水淬，水淬渣球磨10 min，在磁场强度为150 MT的条件下进行磁选，得含铁60.5%的铁精粉，铁回收率为91.1%；浸出液用碳酸钙调pH值到3.8除去其中少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到8.0得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到10.0得镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。
实施例4
中铁氧化镍矿原矿（含铁质量百分比为30～43%）经破碎、湿磨后得粒径小于74 μm占85%的红土矿，含水28%，按180 kg/t矿的加酸量加入质量分数98%的浓硫酸，使酸和矿充分混合后，300℃熟化焙烧3 h；熟化料直接进行常压低温水浸，水浸温度为60℃，水浸时间为5 h，水浸液固比为1.5:1（ml/g），水浸搅拌转速为400 rpm，其中镍浸出率74.9%，钴浸出率84.9%，铁浸出率则低至0.1%，经浓密后得浸出渣、浸出液和洗涤液；浸出渣配入30%的烟煤，在1200℃下金属化焙烧1 h后水淬，水淬渣球磨10 min，在磁场强度为150 MT的条件下进行磁选，得含铁61.8%的铁精粉，铁回收率为90.4%；浸出液用碳酸钙调pH值到4.0除去其中少量铁、铝，再用氢氧化钠调溶液pH值到8.0得到氢氧化镍钴中间产品，可一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回洗涤工序，待镁富集后用氧化钙乳调pH值到9.5得镁渣，沉镁后液再返回洗涤工序；洗涤液返回水浸工序。采用本发明处理中铁氧化镍矿，所得铁精矿含铁大于60%，含硫则小于0.1%，铁回收率大于90%；处理高铁氧化镍矿，所得铁精矿含铁大于70%，含硫则小于0.1%，铁回收率大于95%，处理两种矿镍浸出率均可达75%以上，钴浸出率均可达85%以上。本发明为综合利用中铁或高铁氧化镍矿中的有价元素铁、镍和钴提供了一种新的工艺思路，具有良好的应用前景。
Claims (10)
1.一种处理氧化镍矿的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
（1）将氧化镍矿原矿进行破碎、球磨后，加入浓硫酸进行熟化焙烧，得到熟化料，其中浓硫酸的质量浓度为98%，且保证矿含水重量为20%～30%；
（2）将步骤（1）得到的熟化料进行水浸，分离浸出矿浆得到浸出液和浸出渣，浸出渣经浓密洗涤得洗涤液和富铁渣，洗涤液返回水浸工序；
（3）将步骤（2）得到的富铁渣配入煤进行金属化焙烧，所得焙砂水淬、球磨和磁选，得到铁精粉；
（4）将步骤（2）得到的浸出液中和除铁铝后进行中和沉镍钴得到氢氧化镍钴中间产品，此中间产品可进一步处理得硫酸镍或电解镍及钴产品，沉镍钴后液返回步骤（2）用于洗涤，待镁富集后用氧化钙沉镁得镁渣，沉镁后液再返回步骤（2）用于洗涤。
2.根据权利要求1所述的一种处理氧化镍矿的方法，其特征在于所述的氧化镍矿原矿的含铁重量为30%～50%。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤（1）的磨细过程为湿磨或干磨，磨细后的粒度小于74 μm的矿占全部矿量的比例大于70%。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征是：所述步骤（1）的浓硫酸加入量为150～300 kg/t干基矿；熟化时间0.5～3 h。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征是：所述步骤（2）的水浸过程，浸出压力为常压，水浸温度为30～60℃，浸出时间为1～5 h，浸出液固比1:1～5:1 ml/g。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征是：所述步骤（2）的洗涤过程为5～8级逆流浓密洗涤，洗涤液固比2:1～4:1 ml/g。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征是：所述步骤（3）的金属化焙烧用煤为褐煤或烟煤，配煤量相对于富铁渣质量为15%～30%；金属化焙烧温度为900～1300℃，时间为1～3 h。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征是：步骤（3）所述的球磨时间为1～30 min，磁选时磁场强度为100～250 MT。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧化镍矿原矿中包括以质量百分比计的：铁Fe 30%～43%，镍Ni 0.5%～2.0%，钴Co 0.01%～0.2%，镁Mg 0.3%～3%，铝Al 0.5%～3%，铬Cr 1%～3%，二氧化硅SiO2 3%～20%。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述氧化镍矿原矿中包括以质量百分比计的：铁Fe 43%～50%，镍Ni 0.5%～2.0%，钴Co 0.01%～0.2%，镁Mg 0.3%～3%，铝Al 0.5%～3%，铬Cr 1%～3%，二氧化硅SiO2 3%～12%。
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