CN102851489B

CN102851489B - 综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法

Info

Publication number: CN102851489B
Application number: CN201210316797.7A
Authority: CN
Inventors: 王成彦; 黄良兴; 王云; 杨琦; 尹飞; 绳广生; 阮书锋; 马保中; 陈永强; 杨永强; 揭晓武; 杨卜; 张永禄; 邢鹏; 郜伟; 李强; 杨玮娇; 居中军; 刘杰
Original assignee: JIANGSU HUAHAI MATERIAL TECHNOLOGY CO LTD; Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: JIANGSU HUAHAI MATERIAL TECHNOLOGY CO LTD; Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2012-08-30
Filing date: 2012-08-30
Publication date: 2014-03-26
Anticipated expiration: 2032-08-30
Also published as: CN102851489A

Abstract

本发明公开了一种综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，首先将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆，然后用目数为30～200目的筛网进行筛析分离，得到3种不同粒度的镍矿，之后根据根据原矿中各矿物颗粒大小不同的物理特性，将3种矿中铁、硅、镁、铬、钴和镍进行不同程度的分离和富集，之后针对3种矿不同的特性选择三种不同却又耦合的处理工艺对矿中的有价金属镍、钴、铁和铬进行综合回收。为储量丰富但一直未实现其综合经济价值的褐铁型红土镍矿提供了一种新的工艺思路。

Description

综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法

技术领域

本发明涉及一种褐铁型红土镍矿的冶炼方法，尤其涉及一种综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法。

背景技术

目前，金属矿产业成为国民经济和国防建设的基础产业，金属矿产资源中往往同时伴生多种有价金属，而较低的整体利用水平极大地限制了资源的有效利用，造成了对资源的极大浪费和对环境相当程度的破坏。

红土镍矿是含铁镁硅酸盐矿物经长期风化变质形成的。一般分褐铁型红土镍矿和硅镁镍矿型红土镍矿两种类型，前者具有铁高、镍低，硅、镁也较低，但钴含量较高同时伴生有一定含量铬等特点，且资源总量约为后者两倍。如能实现其中有价金属镍、钴、铁和铬的综合利用将会对缓解我国日益增长的镍、钴及高品质铁精矿和铬铁矿需求产生极大的影响，可见如何从褐铁型红土镍矿中高效经济地提取镍、钴，并获得高品质铁精矿和铬矿具有重要意义。

目前，应用于工业生产的红土镍矿处理工艺分为火法和湿法两种。火法工艺主要是以红土镍矿为原料通过电炉、鼓风炉或者高炉熔炼镍铁。这种工艺对有价金属钴利用率很低，并未考虑铬的利用，且能耗较高，对工厂所在地电量供应要求较高，不能实现红土镍矿高效、低能耗综合利用有价组元的目的。湿法工艺主要有还原焙烧-氨浸工艺和高压硫酸浸出工艺。前者虽能回收镍、钴和铁，但存在钴回收率低，铁精粉回收困难且并未考虑铬回收等不足；后者虽然能够或者较高的镍、钴浸出率，但存在工艺技术复杂，设备要求高、投资大，操作成本高，加压釜结疤严重，浸出渣因铁低硫高而无法实现综合利用等弊端。

鉴于上述褐铁型红土镍矿的提炼工艺存在不足，近年来人们一直在研究适用于褐铁型红土镍矿综合利用的新技术。

专利US2010064854公开了一种红土镍矿的处理方法，该技术针对褐铁矿型和蛇纹石型镍矿以硝酸为浸出剂进行选择性浸出，可以综合利用矿中的镍、钴、镁和铁等金属，但此法并未提及铬的回收，而铁的回收是通过浸出液固分离后对滤液进行加压实现，并将增加工艺生产成本和操作成本，且铁的利用率并不高，尤其对于处理低镁含量的褐铁型红土镍矿来说，金属综合利用有待改进。

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，降低了工艺技术难度和操作成本，但没能将氧化镍矿转化为镍产品，而是得到了硫化镍精矿，需进一步提炼才能得到镍产品，工艺中磁选和浮选两步弃渣，导致有价金属回收率降低。

专利CN1995414公开了氧化镍矿的硫酸强化浸出提取法，该法在200℃以下，压力1.6MPa以下加入还原剂进行加压浸出，虽比常规加压浸出法设备要求低，技术容易掌握，但若所用氧化镍矿中二价铁含量较高则会导致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和铬的回收利用，经济性不好。

专利CN101942558和专利CN101956081公开了一种烟煤干燥还原低品位红土镍矿及强化氨浸提取镍钴法，此法是在传统还原焙烧-氨浸工艺基础上进行改进，综合利用铁质矿中的镍、钴和铁，但由于铁的回收通过磁选实现，对还原段铁的还原态严格要求控制为Fe3O4，否则将导致铁磁选率低，回收困难。对铁还原态选择性的苛刻要求必然限制了红土镍矿中铁价值的充分体现。

专利CN101691635公开了一种处理褐铁型红土镍矿的碱-酸双循环工艺，该技术对矿中有价组元铬、铝、镍、钴和铁的综合回收率均很高，但半工业试验结果表明，只有当原料的氧化铬含量大于8％时，碱法活化回收铬/铝才能有较可观的经济收益，对铬含量较低的褐铁型红土镍矿，加工成本偏高。

综上，上述工艺或存在生产成本高和工艺条件苛刻等弊端，或存在有价金属综合回收利用率低等不足，都未能很好的综合利用褐铁型红土镍矿。因此，在保证镍、钴回收率的前提下，如何突破褐铁型红土镍矿中铁和硅、铬、镁的低成本分离，进而实现铁、铬的分别富集，是实现褐铁型红土镍矿中有价组元低成本高值综合利用的关键。

发明内容

本发明的目的是提供一种综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，该方法能很好的利用矿中的镍、钴、铁和铬。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的：

本发明的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，包括步骤：

A、原矿筛析分离：将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆，并进行搅拌，然后用目数为30～200目的筛网进行筛析分离，得到3种不同粒度的镍矿，根据所得矿粒度从细到粗分别编号为1#矿、2#矿和3#矿，分别进入步骤B、步骤C和步骤D的处理工序；

B、1#矿处理工序：将步骤A得到的1#矿在还原性气氛中进行焙烧，所得焙砂进行常压氨浸，浸出液采用萃取、结晶和电解的方法制取镍钴产品，氨经回收返回浸出工序，浸出渣含铁60％以上，作为铁精粉直接出售；

C、2#矿处理工序：将步骤A得到的2#矿配入硫酸进行酸解，酸解后常压水浸，浸出液进入步骤D残酸中和工序，浸出渣配入炭质还原剂进行磁化焙烧，焙烧后进行磁选分离，得含铁60％以上的铁精粉和含铬10％以上的铬矿，铁精粉并入步骤B；

D、3#矿处理工序：将步骤A得到的3#矿进行破碎细磨，然后加入到残酸中和工序用于中和步骤C和步骤D过程中浸出液中残留的硫酸，净化后液进入镍钴产品制备工序，通过硫化沉淀、中和沉淀，萃取-电解或萃取-结晶的方法回收净化液中的镍、钴，渣进行硫酸常压浸出，浸出液返回残酸中和工序，残渣弃去。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明实施例提供的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，由于根据原矿中各矿物颗粒大小不同的物理特性，在经过充分时间的搅拌浆化后，采用不同孔径的筛网对原矿进行分离，分离后3种矿中铁、硅、镁、铬、钴和镍得到不同程度的分离和富集。然后针对3种矿不同的特性选择三种不同却又耦合的处理工艺对矿中的有价金属镍、钴、铁和铬进行综合回收。为储量丰富但一直未实现其综合经济价值的褐铁型红土镍矿提供了一种新的工艺思路。

附图说明

图1为本发明实施例提供的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法的流程示意图。

具体实施方式

下面将对本发明实施例作进一步地详细描述。

本发明的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其较佳的具体实施方式如图1所示，包括步骤：

A、原矿筛析分离：将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆，并进行搅拌，然后用目数为30～200目的筛网进行筛析分离，得到3种不同粒度且成分不同的镍矿，根据所得矿粒度从细到粗分别编号为1#矿、2#矿和3#矿，分别进入步骤B、步骤C和步骤D的处理工序；

所述步骤A中矿浆浓度为5～30％、浆化搅拌时间为0.5～48h。

所述步骤A中的筛析分两步，两步所用筛网孔径分别为30～80目和120～200目。

所述褐铁型红土镍矿原矿中主元素质量百分含量为：Fe 40～50％，Ni 0.5～2.0％，Co 0.01～0.2％，Mg 0.3～3％，Cr 1～3％，SiO₂3～10％；

筛析后3种矿中重要元素质量百分含量分别为：1#矿中Fe>50％，Ni>1.0％，SiO₂<2.0％；2#矿中Fe 35～50％，Mg<1.0％，Cr>6.0％；3#矿中Fe<35％，Co>0.2％，Mg>6.5％，SiO₂>10.0％。

所述步骤B中的还原焙烧所用还原剂为CO或者煤，还原温度为750～850℃，还原时间为0.5～2h。

所述步骤B中采用萃取/反萃-电解或萃取/反萃-结晶的方法制取镍钴产品。

所述步骤C中的酸解所用硫酸为质量百分含量98％的浓硫酸，酸解用酸量为180～250kg/t干基矿。

所述步骤C的磁化焙烧用煤为褐煤，配煤量相对于浸出渣的干基质量为6～10％，磁化温度为700～780℃，磁化时间为0.5～1.5h，磁选分离时磁场强度为100～200MT。

所述步骤D的细磨粒度为70％以上小于150目，所述步骤D的常压酸浸硫酸用量为200～300kg/t干基矿，浸出温度为80～95℃。

所述步骤D的净化后液通过硫化沉淀、中和沉淀，萃取-电解或萃取-结晶的方法回收其中的镍、钴。

本发明以褐铁型红土镍矿为原料，根据原矿中各矿物颗粒大小不同的物理特性，在经过充分时间的搅拌浆化后，采用不同孔径的筛网对原矿进行分离，分离后3种矿中铁、硅、镁、铬、钴和镍得到不同程度的分离和富集。然后针对3种矿不同的特性选择三种不同却又耦合的处理工艺对矿中的有价金属镍、钴、铁和铬进行综合回收。为储量丰富但一直未实现其综合经济价值的褐铁型红土镍矿提供了一种新的工艺思路。将本发明与现有褐铁型红土镍矿工艺对比，可发现有如下优势：

（1）筛析分离技术的引入，使主元素实现了源头分离，为综合回收利用其中的有价金属元素奠定了基础；

（2）对筛析后矿采取不同的处理工艺，有利于提高有价金属的综合回收率，便于实现有价金属综合回收，且工艺可操作性强，容易实现工业化。

（3）所得镍钴产品含镍量高，铁精粉含铁大于60％，可直接出售，铬渣含铬大于10％，作为副产品出售，可降低工艺的生产成本。

实施例1：

参见附图1。原矿经搅拌浆化48h，矿浆浓度为35％，然后分别采用30目和150目筛网进行筛析，所得1#矿在750℃的CO气氛中还原焙烧0.5h，焙砂在碳铵溶液中常压浸出，得浸出渣含铁62％，浸出液经镍钴产品制备工序后回收其中的氨并返回常压氨浸工序；所得2#矿配入浓度为98％的浓硫酸200kg/t-矿酸解，酸解后进行水浸，浸出渣配入8％的褐煤在700℃下磁化焙烧1h，焙砂在150MT的磁场下磁选得含铁60％的铁精粉和含铬10％的铬渣，浸出液并入3#矿处理工序；所得3#矿经破碎、细磨后对反液残酸进行中和后加入硫酸常压浸出，浸出温度为80℃，酸用量为250kg/t-矿，浸出液返回残酸中和工序，净化后液通过中和沉淀法制备镍钴产品，浸出渣弃掉。整个工艺镍、钴、铁和铬的综合回收率可分别达85％、82％、92％和27％。

实施例2：

原矿经搅拌浆化20h，矿浆浓度为25％，然后分别采用50目和120目筛网进行筛析，所得1#矿在700℃下加入煤还原焙烧1h，焙砂在碳铵溶液中常压浸出，得浸出渣含铁61％，浸出液经镍钴产品制备工序后回收其中的氨并返回常压氨浸工序；所得2#矿配入浓度为98％的浓硫酸220kg/t-矿酸解，酸解后进行水浸，浸出渣配入10％的褐煤在750℃下磁化焙烧0.5h，焙砂在120MT的磁场下磁选得含铁61％的铁精粉和含铬10.2％的铬渣，浸出液并入3#矿处理工序；所得3#矿经破碎、细磨后对反液残酸进行中和后加入硫酸常压浸出，浸出温度为85℃，酸用量为280kg/t-矿，浸出液返回残酸中和工序，净化后液通过中和沉淀法制备镍钴产品，浸出渣弃掉。整个工艺镍、钴、铁和铬的综合回收率可分别达84％、82％、90％和28％。

实施例3：

原矿经搅拌浆化8h，矿浆浓度为15％，然后分别采用60目和120目筛网进行筛析，所得1#矿在850℃下加入煤还原焙烧1.5h，焙砂在碳铵溶液中常压浸出，得浸出渣含铁60％，浸出液经镍钴产品制备工序后回收其中的氨并返回常压氨浸工序；所得2#矿配入浓度为98％的浓硫酸250kg/t-矿酸解，酸解后进行水浸，浸出渣配入9％的褐煤在730℃下磁化焙烧0.5h，焙砂在160MT的磁场下磁选得含铁61％的铁精粉和含铬10.0％的铬渣，浸出液并入3#矿处理工序；所得3#矿经破碎、细磨后对反液残酸进行中和后加入硫酸常压浸出，浸出温度为95℃，酸用量为220kg/t-矿，浸出液返回残酸中和工序，净化后液通过萃取-电解法制备镍钴产品，浸出渣弃掉。整个工艺镍、钴、铁和铬的综合回收率可分别达85％、81％、92％和27％。

实施例4：

原矿经搅拌浆化2h，矿浆浓度为10％，然后分别采用50目和180目筛网进行筛析，所得1#矿在820℃下加入煤还原焙烧2h，焙砂在碳铵溶液中常压浸出，得浸出渣含铁63％，浸出液经镍钴产品制备工序后回收其中的氨并返回常压氨浸工序；所得2#矿配入浓度为98％的浓硫酸180kg/t-矿酸解，酸解后进行水浸，浸出渣配入7％的褐煤在780℃下磁化焙烧1h，焙砂在180MT的磁场下磁选得含铁60％的铁精粉和含铬10.5％的铬渣，浸出液并入3#矿处理工序；所得3#矿经破碎、细磨后对反液残酸进行中和后加入硫酸常压浸出，浸出温度为90℃，酸用量为230kg/t-矿，浸出液返回残酸中和工序，净化后液通过中和沉淀法制备镍钴产品，浸出渣弃掉。整个工艺镍、钴、铁和铬的综合回收率可分别达84％、81％、91％和26％。

实施例5：

原矿经搅拌浆化0.5h，矿浆浓度为5％，然后分别采用80目和200目筛网进行筛析，所得1#矿在780℃下的CO气氛中还原焙烧1h，焙砂在碳铵溶液中常压浸出，得浸出渣含铁62％，浸出液经镍钴产品制备工序后回收其中的氨并返回常压氨浸工序；所得2#矿配入浓度为98％的浓硫酸180kg/t-矿酸解，酸解后进行水浸，浸出渣配入6％的褐煤在760℃下磁化焙烧1h，焙砂在200MT的磁场下磁选得含铁62％的铁精粉和含铬10.0％的铬渣，浸出液并入3#矿处理工序；所得3#矿经破碎、细磨后对反液残酸进行中和后加入硫酸常压浸出，浸出温度为85℃，酸用量为250kg/t-矿，浸出液返回残酸中和工序，净化后液通过硫化沉淀法制备镍钴产品，浸出渣弃掉。整个工艺镍、钴、铁和铬的综合回收率可分别达85％、82％、90％和28％。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims

1.一种综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，包括步骤：

B、1#矿处理工序：将步骤A得到的1#矿在还原性气氛中进行焙烧，所得焙砂进行常压氨浸，浸出液采用萃取/反萃—电解或萃取/反萃—结晶的方法制取镍钴产品，氨经回收返回浸出工序，浸出渣含铁60%以上，作为铁精粉直接出售；

C、2#矿处理工序：将步骤A得到的2#矿配入硫酸进行酸解，酸解后常压水浸，浸出液进入步骤D残酸中和工序，浸出渣配入炭质还原剂进行磁化焙烧，焙烧后进行磁选分离，得含铁60%以上的铁精粉和含铬10%以上的铬矿，铁精粉并入步骤B；

D、3#矿处理工序：将步骤A得到的3#矿进行破碎细磨，然后加入到残酸中和工序用于中和步骤C和步骤D过程中浸出液中残留的硫酸，净化后液进入镍钴产品制备工序，通过硫化沉淀、中和沉淀，萃取—电解或萃取—结晶的方法回收净化液中的镍、钴，渣进行硫酸常压浸出，浸出液返回残酸中和工序，残渣弃去；

所述褐铁型红土镍矿原矿中主要元素质量百分含量为：Fe 40～50%，Ni 0.5～2.0%，Co 0.01～0.2%，Mg 0.3～3%，Cr 1～3%，SiO₂ 3～10%；

筛析后3种矿中重要元素质量百分含量分别为：1#矿中Fe>50%，Ni>1.0%，SiO₂<2.0%；2#矿中Fe 35～50%，Mg <1.0%，Cr >6.0%；3#矿中Fe <35%，Co >0.2%，Mg >6.5%，SiO₂ >10.0%。

2.根据权利要求1所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤A中矿浆浓度为5～30%、浆化搅拌时间为0.5～48h。

3.根据权利要求2所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤A中的筛析分两步，两步所用筛网孔径分别为30～80目和120～200目。

4.根据权利要求1所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤B中的还原焙烧所用还原剂为CO或者煤，还原温度为750～850℃，还原时间为0.5～2h。

5.根据权利要求1所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤C中的酸解所用硫酸为质量百分含量98%的浓硫酸，酸解用酸量为180～ 250kg/t干基矿。

6.根据权利要求5所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤C的磁化焙烧用煤为褐煤，配煤量相对于浸出渣的干基质量为6～10%，磁化温度为700～780℃，磁化时间为0.5～1.5h，磁选分离时磁场强度为100～200MT。

7.根据权利要求1所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤D的细磨粒度为70%以上小于150目，所述步骤D的常压酸浸硫酸用量为200～300kg/t干基矿，浸出温度为80～95℃。

8.根据权利要求1所述的综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法，其特征在于，所述步骤D的净化后液通过硫化沉淀、中和沉淀，萃取—电解或萃取—结晶的方法回收其中的镍、钴。