CN105463185A - 一种采用磁选-rkef生产镍铁的双联方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种采用磁选-RKEF生产镍铁的双联方法，该方法是将红土矿在焙烧回转窑内进行焙烧还原，形成带磁性的铁渣矿，经由磁选富集后的产品参与RKEF回转窑配料，在RKEF回转窑内预热及预还原后，一同热装加入电炉中进行加热融化以及进一步还原，达到渣铁分离，生产出粗镍铁水。本发明的有益效果是经磁选工序分离渣，节约了大量的电能，同时加入富集的精选镍铁粉增加了RKEF的产能，明显降低了吨高镍铁水的成本，且能生产出符合AOD炉冶炼不锈钢的入炉粗镍铁水成分要求。
Description
技术领域
本发明属于冶金工艺技术领域，涉及一种冶炼高镍铁水的方法，特别地，涉及一种采用磁选-RKEF生产镍铁的双联方法，该方法特别适用于从低贫品味红土镍矿中冶炼高镍铁水。
背景技术
随着高品位、易开采的硫化镍矿日益枯竭和国内不锈钢产业的快速发展，低品位红土镍矿的利用受到越来越多的关注。红土镍矿处理工艺主要分为湿法冶炼工艺和火法冶炼工艺，但世界范围内比较成熟的利用红土镍矿冶炼镍铁的工艺方法仍旧以火法冶炼为主。其中火法冶炼中利用较广泛的是RKEF法和回转窑直接还原法。RKEF法的主要工艺是回转窑焙烧—电炉熔炼。但是，利用RKEF法冶炼低品位红土矿，回转窑焙烧后产生的渣量大，在电炉熔炼阶段，加热矿渣会造成很大的电能损耗，同时产量低；在回转窑中直接还原，因为既要考虑达到好的还原效果，又要节约能耗，苛刻的温度要求会导致窑内不可避免的发生结圈现象，在需要大量人力处理结圈的同时，此法还有生产作业率低，煤耗相对较大的弊端。而通过回转窑磁化焙烧后进行磁选富集，将富集后的产品同其它物料(碳、熔剂、红土矿等)按照一定的配比进行配料后送入RKEF回转窑中进行预热，然后热装加入电炉中再还原，进行渣铁分离的双联工艺技术还没见报道，属国内外空白。
发明内容
针对现有技术的缺陷，本发明的目的在于提供一种采用磁选-RKEF生产镍铁的双联方法。该方法可以提高粗镍铁水的产能，降低成本。
为了实现上述目的，本发明采用了以下技术方案：
一种采用磁选-RKEF生产镍铁的双联方法，依次包括焙烧回转窑磁化焙烧还原、磁选富集以及RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤，其中，
在所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，将预先干燥、破碎的红土镍矿与还原剂碳和熔剂混合后送至所述焙烧回转窑中进行磁化焙烧还原以使所述红土镍矿形成带磁性的铁渣矿；
在所述磁选富集步骤中，将所述铁渣矿的渣铁进行初步分离，从而得到含渣镍铁粉；
在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，以磁选富集后的含渣镍铁粉和未经焙烧回转窑磁化焙烧的预先干燥且破碎的红土镍矿为原料，其中所述含渣镍铁粉在所述原料中所占的重量百分比为10％-100％(比如15％、25％、35％、45％、60％、70％、80％、95％)，将所述原料与还原剂碳和熔剂送入到RKEF回转窑，物料在RKEF回转窑内混匀并进行预热和预还原处理，预热和预还原处理后出料并热装入电炉中，在电炉内进行还原熔炼以得到镍铁水。
在上述双联方法中，为了提高金属回收率以及镍铁含量，需要控制红土镍矿在焙烧回转窑中的还原程度，而在焙烧回转窑中的配碳量、焙烧温度、焙烧时间等是影响红土镍矿还原程度的主要因素，还原程度越大，则磁选工序中的镍铁含量越高，同时金属回收率也越高。作为一种优选实施方式，在所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，焙烧温度为1250℃～1350℃(比如1255℃、1270℃、1290℃、1310℃、1325℃、1345℃)，焙烧时间为40～60min(比如42min、46min、55min、58min)，所述还原剂碳的用量为所述红土镍矿重量的8％～13％(比如8.5％、9.5％、10.5％、11.5％、12.5％)；所述熔剂的用量为所述红土镍矿重量的2％～5％(比如2.2％、2.5％、2.8％、3.5％、4.6％、4.9％)。更优选地，所述焙烧回转窑的窑头出料温度为900-1050℃(比如910℃、930℃、950℃、970℃、990℃、1040℃)，目的是为了保证金属的还原效果，防止金属再次氧化，稳定操作，降低煤耗，节约成本。为了促进固相反应，生成低熔点化合物，利于金属的还原聚集，可控制渣型，在所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，磁化焙烧后炉渣的渣型MgO/SiO2优选控制在0.30～0.40之间。
在上述双联方法中，为了实现较好地磁选富集效果，作为一种优选实施方式，在所述磁选富集步骤中，将所述铁渣矿依次经过第一次干选、第一道破碎、第二道破碎、第二次干选、第三道破碎、第四道破碎、第三次干选，得到三次干选筛选出的三部分含渣镍铁粉和第三次干选后的铁渣矿；然后将该第三次干选后的铁渣矿依次进行球磨、湿选以及尾矿回收，得到湿选和尾矿回收筛选出的两部分含渣镍铁粉；收集所述三部分含渣镍铁粉和所述两部分含渣镍铁粉；更优选地，经过所述第二道破碎后所述铁矿渣的粒度为15mm以下，经过所述第四道破碎后所述铁矿渣的粒度为5mm以下，所述球磨后铁渣矿的粒度为-200目的占80％以上。所述第一次干选、第二次干选、第三次干选的磁场强度为800～1200GS；采用本发明优选的磁选富集工艺可以使得到的含渣镍铁粉中的镍铁含量达到50wt％以上，金属回收率为87％以上。
在上述双联方法中，作为一种优选实施方式，在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，所述RKEF回转窑焙烧温度为800℃～900℃(比如800℃、830℃、850℃、880℃、900℃)，焙烧时间为20～30min，RKEF回转窑焙烧温度明显低于焙烧回转窑磁化焙烧温度，原因是RKEF回转窑设备耐材投入量有限，承受高温必然增加耐材费用，而且RKEF回转窑出料需要转运再均匀下料到电炉中，温度过高过熔，会给此过程带来不便；所述RKEF回转窑出料温度≥700℃(比如710℃、730℃、740℃、760℃、800℃)，在该出料温度下可以很好地对RKEF回转窑中的原料进行预热和/或预还原，通过RKEF回转窑中的预热可以通过使用煤加热物料来代替电炉冶炼的部分电耗，从而进一步降低成本。
在上述双联方法中，在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，所述还原剂碳与所述熔剂的用量是根据原料中含渣镍铁粉的使用量而定的，含渣镍铁粉所用比例比较大时可以适当减少还原剂碳的用量，所述熔剂的用量应保证进入所述电炉时炉渣的渣型MgO/SiO2质量比0.45～0.60，以降低渣型熔化温度，节约电耗，降低成本。优选地，在原料中红土镍矿的质量百分比含量大于10％小于90％时，所述还原剂碳的用量占所述原料重量的4～6wt％(比如4.2％、4.4％、4.9％、5.4％、5.9％)，所述熔剂占所述原料重量的2～5wt％(2.2％、2.9％、3.6％、4.8％)。采用本发明优选的RKEF回转窑预热和预还原-电炉熔炼步骤可使该步骤的金属回收率达到95％以上。
在上述双联方法中，作为一种优选实施方式，在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，所述电炉的熔炼温度≥1600℃(比如1610℃、1650℃、1670℃)，出渣温度控制在1530-1580℃，对应的出铁温度控制在1480-1530℃，且出渣温度高于出铁温度40℃以上，更优选，出渣温度高于出铁温度40℃-50℃。
在上述双联方法中，作为一种优选实施方式，所述电炉熔炼后得到的炉渣成分包括：CaO：3.5-6.5wt％，MgO：18-30wt％，SiO2：45-65wt％，AL2O3：2.5-5.5wt％，TFe(全铁)：3.5-6.0wt％，Ni≤0.20wt％。所述电炉炉渣中除包括上述成分外，还包括一些其他不可避免的杂质成分。
在上述双联方法中，在焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，需要还原碳全部参与反应，因此选用挥发分适中，固定碳较高的还原剂碳，作为一种优选实施方式，所述焙烧回转窑磁化焙烧过程中使用的还原剂碳为无烟煤。
在上述双联方法中，在RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，RKEF回转窑中主要是完成物料的预热预还原，因此需要选择挥发分低、固定碳高、着火点高的还原剂碳，作为一种优选实施方式，所述RKEF回转窑预热和预还原-电炉熔炼步骤中使用的还原剂为兰炭。
在上述双联方法中，作为一种优选实施方式，所述熔剂为石灰或白云石，用于控制渣型。
在上述双联方法中，所述红土镍矿为低品位红土镍矿，作为一种优选实施方式，所述红土镍矿的镍含量为1.5～2.3wt％，TFe含量为14～22wt％，TFe与Ni的质量比≤10。
本发明是采用了焙烧回转窑焙烧还原-磁选富集后的产品加入RKEF回转窑预热及预还原后热装入电炉熔炼以使渣铁分离出高镍铁水的双联新型工艺。红土矿即低品位红土镍矿在焙烧回转窑内进行焙烧还原，形成带磁性的铁渣矿，经由磁选富集后的产品参与RKEF回转窑配料，在回转窑内预热及预还原后，一同热装加入电炉中进行加热融化以及进一步还原，达到渣铁分离，生产出粗镍铁水。本发明生产出的粗镍铁水可装入铁水罐中，用行车吊往铸铁机浇铸成块或者送往精炼工序。本发明的双联方法可以明显降低了吨高镍铁水的成本。
在焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，通过控制焙烧温度以及配碳量等保证回转窑内的还原程度，这样才能更好地保证后续的磁选富集的金属回收率与含渣镍铁粉的镍铁含量，在焙烧回转窑中将红土镍矿中的Fe2O3还原为具有一定磁性的Fe3O4或FeO，将NiO还原为具有磁性的Ni，以便于在磁选富集步骤中将镍铁与无磁性物质分开。具体为：氧化物的还原性在同温下，直线位置处于较低的元素，易将其上部的氧化物还原出来，即其氧化物越稳定，也就是说在熔炼温度范围内，氧化物的还原顺序为镍、铁、硅。铁氧化物的含氧量是由高级氧化物向低级氧化物逐级变化的，当温度大于570℃时，其变化顺序为：Fe2O3→Fe3O4→FexO→Fe
焙烧回转窑磁化焙烧还原的反应式如下：
2C+O2＝2CO
NiO+C＝Ni+CO↑
NiO+CO＝Ni+CO2
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2
Fe3O4+CO＝3FeO+CO2
FeO+CO＝Fe+CO2(有相当一部分亚铁发生该反应，剩下的亚铁会在电炉中反生该反应)
在磁选富集中，对回转窑磁化焙烧还原得到的铁渣矿进行选矿处理，在此道工序中控制各道的破碎粒度和磨矿粒度在要求范围内也是保证整个双联方法金属回收率在83％以上的关键，也是保证磁选富集后的含渣镍铁粉中镍铁含量在50％以上的关键，镍铁含量的控制主要是为了减少产品渣量，以免后续熔炼工序中耗费大量的电能。镍铁产品富集机理：亚铁或者单质铁、镍均有磁性，干选、湿选均采用磁铁对其进行吸附筛选富集。
在RKEF的回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，若是用含渣镍铁粉代替部分红土镍矿参与RKEF回转窑原料配比，比如取红土镍矿60kg，富集后的含渣镍铁粉40kg，碳还原剂6kg，熔剂4kg，则在RKEF回转窑预还原中发生的主要反应机理如下：
2C+O2＝2CO
NiO+C＝Ni+CO↑
NiO+CO＝Ni+CO2
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2
Fe3O4+CO＝3FeO+CO2
FeO+CO＝Fe+CO2(有相当一部分亚铁发生该反应，剩下的亚铁会在电炉中反生该反应)
在电炉熔炼中发生的主要反应机理如下：
C+O2＝CO
FeO+CO＝Fe+CO2
SiO2+C＝Si+CO2↑
若是用富集后的含渣镍铁粉完全代替红土镍矿作为RKEF回转窑原料，比如取含渣镍铁粉100kg，碳还原剂3kg，熔剂2kg，则在RKEF回转窑内仅进行物料的预热，基本不发生反应，还原反应在电炉内进行，机理如上。
本发明的有益效果在于：
本发明是将红土镍矿在焙烧回转窑内进行焙烧还原，形成带磁性的铁渣矿，经由磁选富集后的产品参与RKEF回转窑配料，在回转窑内预热及预还原后，一同热装加入电炉中进行加热融化以及进一步还原，达到渣铁分离，生产出粗镍铁水。本发明生产出的粗镍铁水可装入铁水罐中，用行车吊往铸铁机浇铸成块或者送往精炼工序。本发明的双联方法可以明显降低吨高镍铁水的成本。本发明得到的粗镍铁水的物理状态为液态，符合AOD炉冶炼不锈钢的入炉粗镍铁水成分要求，适用于不锈钢的冶炼原料。粗镍铁水中的镍含量≥10％，此双联生产工艺中回收率TFe≥82％，Ni≥95％，金属综合回收率≥83％。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明进行详细说明，但本发明并不限于此。
本发明以下实施例中所使用的主要试验设备有：焙烧回转窑是规格为Ф3.6×72m的常规倾斜式转动回转窑、RKEF回转窑是规格为Φ5.2×118m的常规倾斜式转动回转窑、Φ17×6mRKEF电炉、PE500×750鄂式破碎机、RCYD-10T永磁除铁器、Ф3600×5500球磨机、CTB-1230磁选机等。
实施例1
1)采用TFe＝14wt％，Ni＝1.5wt％的低品位红土镍矿作为原料，将其筛分、干燥，使其粒度≤3mm的占80％以上，含水率为17％，然后将红土镍矿与石灰和无烟煤混合均匀，其中按重量计，红土矿:无烟煤:石灰＝100:8:5，然后将其送至焙烧回转窑进行磁化焙烧还原，窑头物料温度(即出料温度)控制为950℃，焙烧阶段的焙烧温度为1250℃左右，焙烧时间为55min，混合后的物料进入焙烧回转窑至出焙烧回转窑的总时间控制在5h左右，得到铁渣矿，其中焙烧结束后炉渣的渣型MgO/SiO2质量比为0.4；
2)将上述铁渣矿进行磁选富集，以得到精选的含渣镍铁粉，具体的磁选富集过程如下：首先采用自卸永磁除铁器对铁渣矿来料进行第一次干选，分离得到第一部分含渣镍铁粉和第一次干选后的铁渣矿；将该第一次干选后的铁渣矿采用破碎机依次进行第一道破碎和第二道破碎，得到经两次破碎后的物料，其粒度达到15mm以下；接着采用电磁除铁器将上述经两次破碎后的物料进行第二次干选，分离得到第二部分含渣镍铁粉和第二次干选后的铁渣矿；再将该第二次干选后的铁渣矿再次采用破碎机进行连续两次破碎，即第三道破碎和第四道破碎，得到经三、四道破碎后的物料，其粒度在5mm以下；之后再将该经三、四道破碎后的物料，经过永磁轮进行第三次干选以使渣铁进一步分离，得到第三部分含渣镍铁粉和第三次干选后的铁渣矿；然后将该第三次干选后的铁渣矿送入球磨机球磨，磨矿至粒度小于200目的颗粒占颗粒总量的80％以上，得到球磨后的铁渣矿；再将该球磨后的铁渣矿送入磁选机中进行湿选，得到第四部份含渣镍铁粉和湿选后的铁渣矿；之后再将所述湿选后的铁渣矿进入尾矿回收机进行最后一次金属回收，得到含渣镍铁粉即为第五部分含渣镍铁粉，剩下的为尾渣，尾渣即焙烧结束后炉渣的渣型MgO/SiO2质量比为0.4；收集上述五部分富集矿作为精选的富集矿，用于下一步骤。上述三次干选处理中，磁场强度依次为800GS,900GS,1000GS；
得到的含渣镍铁粉中镍铁含量为60％，金属回收率为87％；
3)取含渣镍铁粉100kg,兰炭3kg，石灰2kg进行配矿，按此配矿放入RKEF回转窑中，进行混合预热，使物料加热到710℃左右出料，并保证配矿物料在RKEF回转窑中停留的总时间为2.5h左右，然后将其热装送入电炉中，入电炉时渣型MgO/SiO2质量比为0.47；
4)送至RKEF电炉的物料进一步还原，在电炉中，熔炼温度控制为1650℃左右，熔炼时间为2h，出渣温度为1540℃，对应的出铁温度为1490℃，得到的粗镍铁水成分如表1，电炉熔炼后得到的炉渣成分参见表2，生产出最终镍铁产品镍品位为11.5wt％。
实施例2
1)采用TFe＝14wt％，Ni＝1.5wt％的低品位红土镍矿作为原料，将其筛分、干燥，使其粒度≤3mm的占85％以上，含水率为18％，然后将红土镍矿与白云石和无烟煤混合均匀，其中按重量计，红土矿:无烟煤:白云石＝100:12:4，然后将其送至焙烧回转窑进行磁化焙烧还原，窑头物料温度控制为1000℃，焙烧阶段的焙烧温度为1300℃，焙烧时间为50min，混合后的物料进入焙烧回转窑至出焙烧回转窑的总时间控制在5h左右，得到铁渣矿，其中焙烧结束后炉渣的渣型MgO/SiO2质量比为0.35；
2)将上述铁渣矿进行磁选富集，得到精选的含渣镍铁粉，具体的磁选富集过程同实施例1中的步骤2)，得到的含渣镍铁粉中镍铁含量为53％，金属回收率为89％；
3)取步骤1)筛分干燥后的红土镍矿50kg，步骤2)的含渣镍铁粉50kg，兰炭6kg，白云石3kg配矿，将其全部放入RKEF回转窑中进行混合预热、预还原，RKEF回转窑焙烧温度为820℃，焙烧时间为25min，配矿物料在RKEF回转窑中停留的总时间为2.5h左右，出料温度为750℃左右，然后热装送入电炉中，入电炉时渣型MgO/SiO2质量比为0.51；
4)送至RKEF电炉的物料进一步还原，在电炉中，熔炼温度控制在1650℃左右，熔炼时间为3h，出渣温度为1550℃，对应的出铁温度1500℃，得到的粗镍铁水成分如表1，电炉熔炼后得到的炉渣成分参见表2，生产出最终镍铁产品镍品位为10.3％。
实施例3
1)采用TFe＝14wt％，Ni＝1.5wt％的低品位红土镍矿作为原料，将其筛分、干燥，使其粒度≤3mm的占80％以上，含水率为19％，将该红土镍矿与石灰和无烟煤混合均匀，其中按重量计，红土矿：无烟煤：石灰＝100:13:3，然后将其送至焙烧回转窑进行磁化焙烧还原，窑头物料温度控制为1050℃，焙烧阶段的焙烧温度为1350℃，焙烧时间为40min，混合后的物料进入焙烧回转窑至出焙烧回转窑的总时间控制在5h左右，得到铁渣矿，其中焙烧结束后炉渣的渣型MgO/SiO2质量比为0.31；
2)将上述铁渣矿进行磁选富集，得到精选的含渣镍铁粉，具体的磁选富集过程同实施例1中的步骤2)，得到的含渣镍铁粉中镍铁含量为55％，金属回收率为90％；
3)取步骤1)中筛选干燥后的红土镍矿为主矿90kg、步骤2)的含渣镍铁粉10kg，兰炭7kg，石灰3kg进行配矿，将其全部放入RKEF回转窑中进行混合预热、预还原，RKEF回转窑焙烧温度为870℃，焙烧时间为25min，配矿物料在RKEF回转窑中停留的总时间为2.5h左右，出料温度为750℃左右，之后热装送入电炉，入电炉时渣型MgO/SiO2质量比为0.54；
4)送至RKEF中电炉的物料进一步还原，在电炉中，熔炼温度控制为1600℃左右，熔炼时间为4h，出渣温度1580℃，对应的出铁温度1530℃，得到的粗镍铁水成分如表1，电炉熔炼后得到的炉渣成分参见表2，生产出最终镍铁产品镍品位在10.0％。
表1实施例1-3得到的粗镍铁水产品成分(wt％)
| 实施例 | C | Si | P | S | Gr | Ni | Fe | 其他不可避免的杂质 |
| 1 | 3.0 | 0.8 | 0.023 | 0.17 | 1.5 | 11.5 | 82.5 | 0.507 |
| 2 | 2.3 | 1.7 | 0.020 | 0.15 | 2.0 | 10.3 | 83.5 | 0.03 |
| 3 | 1.5 | 3.0 | 0.045 | 0.10 | 2.5 | 10.0 | 82.3 | 0.555 |
表2炉渣的主要成分(wt％)
| 实施例 | CaO | MgO | SiO2 | Al2O3 | TFe | Ni |
| 1 | 6.5 | 27.8 | 59.3 | 2.1 | 3.7 | 0.15 |
| 2 | 5.4 | 26.57 | 52.1 | 2.9 | 3.2 | 0.18 |
| 3 | 4.6 | 25.92 | 48 | 3.1 | 2.1 | 0.12 |
表2中所述的TFe除以单质铁的形式存在外，还可能以亚铁、四氧化三铁的形式存在。
下表3给出了在实际生产中采用实施例1-3的双联方法生产粗镍铁水的煤耗、电耗和吨镍铁水成本等，并与现有的RKEF方法进行对比，以说明本发明双联方法可以大大降低吨镍铁水的生产成本。其中，以下物料的成本分别为：含渣镍铁粉每吨单价合计4000元(包括焙烧回转窑磁化焙烧以及磁选富集的全部费用)，红土镍矿每吨单价合计450元，兰炭还原剂每吨单价合计970元，煤耗每吨单价合计670元，电耗每度0.6元。表3中单耗均为吨镍铁单耗，电炉功率按照25000KW计算。
表3不同生产方法镍铁水成本对比
由表3中可以看出，采用本发明双联工艺，在RKEF回转窑配矿过程中配入的含渣镍铁粉的百分比越大，吨镍铁水的成本越低。
Claims (10)
1.一种采用磁选-RKEF生产镍铁的双联方法，其特征在于，所述方法依次包括焙烧回转窑磁化焙烧还原、磁选富集以及RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤，其中，
在所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，将预先干燥、破碎的红土镍矿与还原剂碳和熔剂混合后送至焙烧回转窑中进行磁化焙烧还原，以使所述红土镍矿形成带磁性的铁渣矿；
在所述磁选富集步骤中，将所述铁渣矿的渣铁进行初步分离，从而得到含渣镍铁粉；
在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，以磁选富集后的含渣镍铁粉和未经焙烧回转炉磁化焙烧的预先干燥且破碎的红土镍矿为原料，其中所述含渣镍铁粉在所述原料中所占的重量百分比为10％-100％，将所述原料与还原剂碳和熔剂送入到RKEF回转窑，物料在RKEF回转窑内混匀并进行预热和/或预还原处理，预热和/或预还原处理后出料并热装入电炉中，在电炉内进行还原熔炼以得到镍铁水。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，焙烧温度为1250℃～1350℃，焙烧时间为40-60min；所述还原剂碳的用量为所述红土镍矿重量的8％～13％；所述熔剂的用量为所述红土镍矿重量的2％～5％；优选地，所述焙烧回转窑的窑头出料温度为900-1050℃。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，磁化焙烧后炉渣的渣型MgO/SiO2控制为0.30-0.40。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述磁选富集步骤中，将所述铁渣矿依次经过第一次干选、第一道破碎、第二道破碎、第二次干选、第三道破碎、第四道破碎、第三次干选，得到三次干选筛选出的三部分含渣镍铁粉和第三次干选后的铁渣矿；然后将该第三次干选后的铁渣矿依次进行球磨、湿选以及尾矿回收，得到湿选和尾矿回收筛选出的两部分含渣镍铁粉；收集所述三部分含渣镍铁粉和所述两部分含渣镍铁粉；更优选地，经过所述第二道破碎后所述铁矿渣的粒度为15mm以下，经过所述第四道破碎后所述铁矿渣的粒度为5mm以下，所述球磨后铁渣矿的粒度为-200目的占80％以上。优选地，所述第一次干选、第二次干选、第三次干选的磁场强度为800～1200GS；更优选地，经过所述第二道破碎后所述铁矿渣的粒度为15mm以下，经过所述第四道破碎后所述铁矿渣的粒度为5mm以下，所述球磨后铁渣矿的粒度为-200目的占80％以上。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，所述RKEF回转窑焙烧温度为800℃～900℃，焙烧时间为20～30min；所述RKEF回转窑出料温度≥700℃。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述RKEF回转窑预热预和/或还原-电炉熔炼步骤中，在原料中红土镍矿的质量百分比含量大于10％小于90％时，所述还原剂碳的用量占所述原料重量的4～6wt％，所述熔剂占所述原料重量的2～5wt％。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，所述电炉的熔炼温度≥1600℃，出渣温度控制在1530-1580℃，对应的出铁温度控制在1480-1530℃，且出渣温度高于出铁温度40℃以上；优选，出渣温度高于出铁温度40℃-50℃。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述电炉熔炼后得到的炉渣成分包括：CaO：3.5-6.5wt％，MgO：18-30wt％，SiO2：45-65wt％，AL2O3：2.5-5.5wt％，TFe：3.5-6.0wt％，Ni≤0.20wt％。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述熔剂为石灰或白云石；所述焙烧回转窑磁化焙烧还原步骤中，还原剂碳为无烟煤；所述RKEF回转窑预热和/或预还原-电炉熔炼步骤中，还原剂碳为兰炭。
10.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述红土镍矿的镍含量为1.5～2.3wt％，TFe含量为14～22wt％，TFe与Ni的质量比≤10。
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Address after: 536000 intersection of No. four road and No. seven road, Tieshan port area, Beihai, the Guangxi Zhuang Autonomous Region. Applicant after: Guangxi Beigang New Material Co.,Ltd. Address before: 536000 intersection of No.4 road and No.7 Road, Tieshangang District, Guangxi Province, Beihai City, Guangxi Zhuang Autonomous Region Applicant before: Guangxi Beibu Gulf New Material Co.,Ltd. |
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| CB02 | Change of applicant information | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |