CN112359227B - 从火法炼镍过程中提钴的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种从火法炼镍过程中提钴的方法。火法炼镍过程包括对硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤,在吹炼过程中,镍锍中的含铁量逐渐下降,提钴的方法包括:将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣排出,并返回至熔炼炉;将吹炼过程中镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣;将富钴筛炉渣在还原剂的作用下进行还原焙烧,得到金属化颗粒;将金属化颗粒进行磨矿磁选,得到粗镍钴铁。本发明采用“吹炼保钴”,除了熔炼炉渣中钴损失外,进入低镍锍后的钴尽可能多的进入高镍锍和筛炉渣中,将筛炉渣开路出来作为处理原料,前期吹炼渣返回熔炼循环富集,从源头保住了钴的回收率。

Description

从火法炼镍过程中提钴的方法
技术领域
本发明涉及金属冶炼技术领域,具体而言,涉及一种从火法炼镍过程中提钴的方法。
背景技术
钴因其良好的耐高温、耐腐蚀、磁性性能被广泛用于航空航天、电气电子、机械、化学等工业领域,是重要的战略资源之一。自然界中的钴矿很少单独存在,主要是伴生于镍矿、铜矿、黄铁矿和砷矿床中,其中镍钴硫化矿是一种典型的含钴伴生矿,也称硫化镍精矿。目前,90%的硫化镍精矿都是用火法处理,即熔池熔炼或闪速熔炼产出低镍锍,采用转炉吹炼富集成高镍锍,再送去湿法精炼产生电镍。为了简化净液工序,高镍锍中尽量控制较低的铁品位,但由于钴与铁的化学性质较为相似,随着吹炼过程铁的深度脱除,钴直收率也急剧降低。一般,高镍锍含钴在0.7~1.2%,转炉吹炼后期渣中钴的含量也达到了1%左右,甚至更高。因此,钴的高效回收是目前镍火法冶炼中的一个重要课题。
硫化镍精矿中的钴经过熔炼富集到低镍锍,低镍锍转炉吹炼,进一步富集到高镍锍,转炉吹炼渣单独设贫化电炉贫化回收渣中的镍和钴。钴的分配是进入熔炼渣约20%~30%,进入吹炼渣贫化电炉后的炉渣15%~30%,进入高镍锍35%~50%。熔炼过程尽管渣含镍钴能够降低到0.05%~0.1%以下,但是由于渣量太大,因此损失比例也比较高。由于硫化钴的氧化顺序排在铁之前,在吹炼过程中随着镍锍中铁氧化脱除到一定深度,钴的氧化也会急剧增加。生产实践表明:镍锍中铁含量低于10%~15%时,镍锍中的钴氧化进入炉渣的量会成倍升高。高镍锍湿法浸出对含Fe的要求越低越好,一般均要求1%~4%,对应的高镍锍含钴约0.6~0.8%,很难进一步富集或提高。
由于钴的资源比较匮乏,近年来随着电池材料对钴的需求,钴的经济性也得到了体现,冶炼企业越来越重视原料中伴生钴的回收。
从冶炼角度,能够提升钴回收率的方法只有在转炉吹炼渣的处理上进行。目前,从镍火法冶炼过程中回收钴,主要包括以下几种方式:
(1)生产富钴低镍锍含铁45%~50%、含硫20%~24%,富钴低镍锍再进一步吹炼除铁到15%~25%左右、含硫20%~22%,产出富钴镍锍粒化后进入湿法系统回收钴。然而,该法处理对象为富钴镍锍,因其含铁在15%~25%左右,后续湿法处理成本高,产生铁渣量多。
(2)含钴吹炼渣在鼓风炉或电炉中经还原硫化熔炼,获得钴合金或钴锍;钴合金经磁选富集后加压酸浸,使钴进入溶液;钴锍直接进入湿法流程处理。然而,如果是钴合金,在理论上可行,但工业实践中操作难度大,因为钴合金中硫少,温度需要高达1350~1400℃,如此高的温度对于鼓风炉来说,工业实践不可行;如果利用电炉处理钴合金,由于电炉是通过电极向渣层传热,炉渣熔点远低于合金温度,不符合电炉渣温高的传热理念,炉底易冻结;且如果还原程度过深的话,会把SiO2还原为单质硅,在后续湿法处理阶段形成硅胶,影响湿法的过滤效果。如果生产钴锍,实际生产中主要是大量加入含硫物料生产低品位镍锍,稀释钴合金,使操作容易实现,但富钴镍锍中铁含量高达45%~50%,湿法处理时存在渣量大等因素,导致该方法没有得到实际应用。
(3)转炉渣贫化后产出的富钴锍与熔炼产出的镍锍混合吹炼,但是,进入高镍锍的钴受到高镍锍对铁的要求,钴的回收率难以再提高。
(4)以转炉渣贫化产出的水淬富钴锍为原料,采用加压氧气浸出一除铁一萃取除杂质一草酸沉钴一锻烧生产氧化钴的工艺。然而,该法工艺流程长、成本高,且同样存在原料中铁高,湿法处理渣量大的缺点,工业应用受局限。
基于以上原因,有必要提供一种从火法炼镍过程中提钴的方法,使其具有更强的工业操作性,同时提高钴的回收率。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种从火法炼镍过程中提钴的方法,以解决现有技术中从火法炼镍过程中提钴时工业操作性低、钴回收率低的问题。
为了实现上述目的,根据本发明的一个方面,提供了一种从火法炼镍过程中提钴的方法,火法炼镍过程包括对硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤,其中,在吹炼过程中,镍锍中的含铁量逐渐下降,提钴的方法包括:将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣排出,并返回至熔炼炉;将吹炼过程中镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣;将富钴筛炉渣在还原剂的作用下进行还原焙烧,得到金属化颗粒;将金属化颗粒进行磨矿磁选,得到粗镍钴铁。
进一步地,将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10wt%之前的吹炼渣排出,并返回至下一次的吹炼过程;将吹炼过程中镍锍的含铁量由10wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣。
进一步地,还原焙烧的步骤包括:富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm;将研磨后的富钴筛炉渣与还原剂混合并造粒,得到混合粒料;使混合粒料在回转窑中进行还原焙烧,得到金属化颗粒。
进一步地,还原剂为碳质还原剂,优选为煤、焦炭、兰炭中的一种或多种。
进一步地,还原剂的用量为富钴筛炉渣重量的3~10%。
进一步地,还原焙烧的温度为1100~1200℃。
进一步地,在得到金属化颗粒后,提钴的方法还包括对金属化颗粒进行冷却的步骤,冷却的步骤采用水淬法,或者将金属化颗粒置于圆筒冷却机中在惰性气氛和/或还原性气氛中冷却。
进一步地,将金属化颗粒进行磨矿磁选的步骤中,磨矿浓度以干基矿占混合物料的重量百分比计为60~70%,一段磨矿磁场强度2300~2700Oe,二段磨矿磁场强度1000~1500Oe。
进一步地,磨矿磁选过程中得到了磁选尾渣,提钴的方法还包括将磁选尾渣返回至熔炼炉的步骤。
进一步地,在得到粗镍钴铁之后,提钴的方法还包括:将粗镍钴铁进行湿法提钴;或者,将粗镍钴铁送入中频炉生产镍钴铁合金。
本发明提供了一种从火法炼镍过程中提钴的方法,火法炼镍过程包括对硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤,其中,在吹炼过程中,镍锍中的含铁量逐渐下降,提钴的方法包括:将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣排出,并返回至熔炼炉;将吹炼过程中镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣;将富钴筛炉渣在还原剂的作用下进行还原焙烧,得到金属化颗粒;将金属化颗粒进行磨矿磁选,得到粗镍钴铁。
将硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤中,镍锍中的含铁量会逐渐下降,通常会从大约30%下降至1~4%。前期,当镍锍中的含铁量较高时,钴主要进入镍锍中。而当镍锍中的含铁量逐渐下降,尤其是当镍锍中的含铁量下降至10~15wt%后,钴进入渣的比例呈几何倍数上升。本发明将吹炼过程中镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣,对其进行还原焙烧后,能够使其中的钴和镍还原,铁部分还原,形成金属化颗粒。然后对金属化颗粒进行磨矿磁选,即可得到粗镍钴铁。同时,本发明将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣返回至下一次的吹炼过程。
可见,本发明采用“吹炼保钴”,除了熔炼炉渣中钴损失外,进入低镍锍后的钴尽可能多的进入高镍锍和筛炉渣中,将筛炉渣开路出来作为处理原料,前期吹炼渣返回熔炼循环富集,从源头保住了钴的回收率。而且,本发明依据镍锍含铁量变化的监测,以量少、钴品位高的后期筛炉渣为处理原料,降低投资和处理成本,具有更强的工业操作性。
具体实施方式
需要说明的是,在不冲突的情况下,本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本发明。
正如背景技术部分所描述的,现有技术中从火法炼镍过程中提钴时工业操作性低、钴回收率低的问题。为了解决这一问题,本发明提供了一种从火法炼镍过程中提钴的方法,火法炼镍过程包括对硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤,在吹炼过程中,镍锍中的含铁量逐渐下降,提钴的方法包括:将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣排出,并返回至熔炼炉;将吹炼过程中镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣;将富钴筛炉渣在还原剂的作用下进行还原焙烧,得到金属化颗粒;将金属化颗粒进行磨矿磁选,得到粗镍钴铁。
将硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤中,镍锍中的含铁量会逐渐下降,通常会从大约30%下降至1~4%。前期,当镍锍中的含铁量较高时,钴主要进入镍锍中。而当镍锍中的含铁量逐渐下降,尤其是当镍锍中的含铁量下降至10~15wt%后,钴进入渣的比例呈几何倍数上升。本发明将吹炼过程中镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣,对其进行还原焙烧后,能够使其中的钴和镍还原,铁部分还原,形成金属化颗粒。然后对金属化颗粒进行磨矿磁选,即可得到粗镍钴铁。同时,本发明将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣返回至下一次的吹炼过程。
可见,本发明采用“吹炼保钴”,除了熔炼炉渣中钴损失外,进入低镍锍后的钴尽可能多的进入高镍锍和筛炉渣中,将筛炉渣开路出来作为处理原料,前期吹炼渣返回熔炼循环富集,从源头保住了钴的回收率。而且,本发明依据镍锍含铁量变化的监测,以量少、钴品位高的后期筛炉渣为处理原料,降低投资和处理成本,具有更强的工业操作性(处理的物料是筛炉渣,而不是全部的转炉渣。转炉渣是指全部吹炼过程的吹炼渣,即镍锍中从含铁30%左右到1%~4%的渣。而本方法处理的筛炉渣是指镍锍中从含铁10%到1%~4%的筛炉渣,处理的渣量大幅减少)。
除此之外,筛炉渣是氧化物,避免了处理富钴锍带入大量的Fe和S,从而增加湿法处理规模、中间产物和铁渣等问题。同时,筛炉渣是氧化物,避免了鼓风炉和电炉还原形成高温合金带来的操作复杂等问题。采用还原焙烧、磨矿磁选工艺处理富钴筛炉渣,因还原焙烧为选择性还原过程,能够先充分还原镍、钴,尽量减少还原铁,避免了湿法处理铁困难的问题。且经过磨矿磁选,也有利于保证钴的回收率。
在具体实践过程中,镍锍吹炼是连续过程。吹炼前期,镍锍含铁量较高,可以在吹炼造好渣后,加入新的低镍锍(硫化镍精矿熔炼获得)将已被氧化进入渣中的钴、镍等还原和静置,然后进行出渣,再进行吹炼作业,如此反复至到炉内液面达到最终标准。待镍锍含铁量下降至10~15%后,将最后的吹炼渣静置一段时间后排渣,得到富钴筛炉渣,这样钴主要富集到高镍锍和吹炼筛炉渣中。
在一种优选的实施方式中,将吹炼过程中镍锍的含铁量高于10wt%之前的吹炼渣排出,并返回至下一次的吹炼过程;将吹炼过程中镍锍的含铁量由10wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣。镍锍的含铁量在10wt%以下后,钴在渣中的富集量更高,选择这部分吹炼渣作为富钴筛炉渣进行后续提钴,处理渣量更低且具有相对较高的效率。
在一种优选的实施方式中,上述还原焙烧的步骤包括:将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm;将研磨后的富钴筛炉渣与还原剂混合并造粒,得到混合粒料;使混合粒料在回转窑中进行还原焙烧,得到金属化颗粒。将富钴筛炉渣研磨后,与还原剂混合造粒在进行回转窑还原焙烧,能够将镍钴更充分的选择性还原出来,同时还有少部分铁还原出来形成金属化颗粒。上述研磨过程优选采用湿磨。当然,也可以采用电炉进行还原焙烧处理,只是相比于电炉,回转窑的投资成本更低。
上述还原焙烧过程中采用的还原剂可以是常用的固体还原剂,在一种优选的实施方式中,上述还原剂包括但不限于碳质还原剂,优选为煤、焦炭、兰炭中的一种或多种。更优选地,为了更充分地将渣中的镍、钴还原出来,上述还原剂的用量为富钴筛炉渣重量的3~10%。
在一种优选的实施方式,还原焙烧的温度为1100~1200℃。在该温度条件下进行的是不熔化状态下的还原焙烧,保持了物料的颗粒状态,有利于提高后期的磨矿效率。
上述还原焙烧步骤结束后,得到的金属化颗粒的温度较高。在一种优选的实施方式中,在得到金属化颗粒后,提钴的方法还包括对金属化颗粒进行冷却的步骤,冷却的步骤采用水淬法,或者将金属化颗粒置于圆筒冷却机中在惰性气氛和/或还原性气氛中冷却。采用水淬法时优选为快速水淬。上述冷却方法有利于避免金属化颗粒的二次氧化。
为了更充分地提取镍钴铁,优选磨矿磁选工艺如下:将金属化颗粒进行磨矿磁选的步骤中,磨矿浓度(干基矿/混合物料,也即湿磨过程中矿在矿水混合料中的重量占比)为60~70%,一段磨矿磁场强度2300~2700Oe,二段磨矿磁场强度1000~1500Oe。优选地,磨矿磁选过程中得到了磁选尾渣,提钴的方法还包括将磁选尾渣返回至熔炼炉中。
在得到粗镍钴铁之后,优选地,提钴的方法还包括:将粗镍钴铁进行湿法提钴;或者,将粗镍钴铁送入中频炉生产镍钴铁合金。具体可以灵活选择,比如可以根据市场需要,在还原焙烧步骤中多选铁,形成镍钴铁合金外售。或者少选铁,送去湿法处理提钴。
便于理解本发明,解释如下:根据生产实践,在镍火法冶炼流程中,硫化镍精矿中的钴有三个分配去处,分别是熔炼渣、吹炼渣和高镍锍。约30%的钴进入到熔炼渣中,由于熔炼渣量巨大,进入熔炼渣中的钴品位非常低,回收非常困难,价值不大,只能选择开路不回收。根据生产实践,钴并不能全部百分百分配进入高镍锍中,部分钴进入高镍锍后,钴从镍电解渣中可再进行后续处理。剩余的钴就是进入吹炼渣中,吹炼渣中的钴根据镍锍中铁的品位而变化,镍锍中的铁多,则进入吹炼渣中的钴就少;镍锍中的铁少,进入吹炼渣中的钴就多。本发明据此将吹炼渣分为两部分,一部分是前期吹炼渣,量大,钴品位低;另一部分是后期吹炼渣,也就是筛炉渣,量少,钴品位高。前期渣的量与后期渣的量相比约4~5:1。本发明据此选择富钴筛炉渣作为提钴原料,具有更强的工业操作性和更高的提钴效率。
以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述,这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。
实施例1:
以100t含镍7%、含钴0.24%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍27.16t,低镍锍含镍25%、含钴0.62%,熔炼回收率97%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍14.94t,含镍45%、含钴0.8%,高镍锍中钴的回收率49.8%。含铁量10%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.4%、含钴0.3%。含铁量10~3%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约6.27t,含镍1%、含钴0.65%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1150℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5%。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。还原焙烧后的金属化颗粒采用水淬法冷却后,进行磨矿磁选。磨矿浓度63%,一段磨矿磁场强度2400Oe,二段磨矿磁场强度1300Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴回收率提高了16.14%。
钴的回收率=富钴筛炉渣经还原磁选回收回来的钴/原料中的钴,下同。
实施例2:
以100t含镍9%、含钴0.3%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍35.1t,低镍锍含镍25%、含钴0.68%,熔炼回收率97.5%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍19.31t,含镍45%、含钴0.8%,高镍锍中钴的回收率51.5%。含铁量10%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.4%、含钴0.32%。含铁量10~3%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约8.11t,含镍1%、含钴0.85%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1170℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5.5%。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。还原焙烧后的金属化颗粒置于圆筒冷却机中在还原性气氛冷却后,进行磨矿磁选。磨矿浓度65%,一段磨矿磁场强度2500Oe,二段磨矿磁场强度1400Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴的回收率提高了21.82%。
实施例3:
以100t含镍8%、含钴0.29%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍31.14t,低镍锍含镍25%、含钴0.63%,熔炼回收率97.3%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍17.12t,含镍45%、含钴0.8%,高镍锍中钴的回收率50.7%。含铁量10%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.4%、含钴0.31%。含铁量10~3%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约7.19t,含镍1%、含钴0.75%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1160℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5%。还原焙烧后的金属化颗粒置于圆筒冷却机中在还原性气氛冷却后,进行磨矿磁选。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。磨矿浓度65%,一段磨矿磁场强度2400Oe,二段磨矿磁场强度1350Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴回收率提高了18.98%。
实施例4
以100t含镍7.5%、含钴0.25%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍26.94t,低镍锍含镍26%、含钴0.63%,熔炼回收率97%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍16.01t,含镍45%、含钴0.8%,高镍锍中钴的回收率51.2%。含铁量15%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.4%、含钴0.3%。含铁量15~4%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约8.62t,含镍0.8%、含钴0.6%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1150℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5%。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。还原焙烧后的金属化颗粒采用水淬法冷却后,进行磨矿磁选。磨矿浓度63%,一段磨矿磁场强度2400Oe,二段磨矿磁场强度1300Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴回收率提高了19.65%。
实施例5
以100t含镍9%、含钴0.3%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍35.1t,低镍锍含镍25%、含钴0.68%,熔炼回收率97.5%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍19.11t,含镍45%、含钴0.7%,高镍锍中钴的回收率44.8%。含铁量10%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.4%、含钴0.3%。含铁量10~1%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约6.88t,含镍1.2%、含钴1.0%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1150℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5%。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。还原焙烧后的金属化颗粒采用水淬法冷却后,进行磨矿磁选。磨矿浓度65%,一段磨矿磁场强度2400Oe,二段磨矿磁场强度1300Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴回收率提高了21.79%。
实施例6
以100t含镍8%、含钴0.27%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍31.14t,低镍锍含镍25%、含钴0.63%,熔炼回收率97.3%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍17.12t,含镍45%、含钴0.8%,高镍锍中钴的回收率50.7%。含铁量10%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.4%、含钴0.3%。含铁量10~4%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约5.88t,含镍1%、含钴0.9%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1160℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5%。还原焙烧后的金属化颗粒置于圆筒冷却机中在还原性气氛冷却后,进行磨矿磁选。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。磨矿浓度65%,一段磨矿磁场强度2400Oe,二段磨矿磁场强度1350Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴回收率提高了18.63%。
对比例1
以100t含镍8%、含钴0.27%的原料为例:经过造锍熔炼,产出低镍锍31.14t,低镍锍含镍25%、含钴0.63%,熔炼回收率97.3%,低镍锍进入转炉吹炼。
吹炼过程中产出的高镍锍作为中间产品,高镍锍17.12t,含镍45%、含钴0.9%,高镍锍中钴的回收率57.1%。含铁量20%以上的前期吹炼渣返回熔炼,前期渣含镍0.3%、含钴0.2%。含铁量20~10%之间的后期吹炼渣作为富钴筛炉渣排入回转窑,筛炉渣约7.19t,含镍0.8%、含钴0.25%。
富钴筛炉渣进入回转窑进行还原焙烧,还原焙烧的温度为1160℃,还原剂为焦炭,还原剂用量为富钴筛炉渣重量的5%。还原焙烧后的金属化颗粒置于圆筒冷却机中在还原性气氛冷却后,进行磨矿磁选。还原焙烧前将富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm,与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料,然后将混合粒料在回转窑中进行还原焙烧。磨矿浓度65%,一段磨矿磁场强度2400Oe,二段磨矿磁场强度1350Oe。还原磁选过程中钴的回收率95%,较传统贫化电炉处理转炉渣的方法,钴回收率相当,仅提高了6.33%。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种从火法炼镍过程中提钴的方法,所述火法炼镍过程包括对硫化镍精矿进行镍锍吹炼的步骤,其特征在于,在所述吹炼过程中,镍锍中的含铁量逐渐下降,所述提钴的方法包括:
将所述吹炼过程中所述镍锍的含铁量高于10~15wt%之前的吹炼渣排出,并返回至熔炼炉;
将所述吹炼过程中所述镍锍的含铁量由10~15wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为富钴筛炉渣;
将所述富钴筛炉渣在还原剂的作用下进行还原焙烧,得到金属化颗粒;
将所述金属化颗粒进行磨矿磁选,得到粗镍钴铁;将所述金属化颗粒进行所述磨矿磁选的步骤中,磨矿浓度以干基矿占混合物料的重量百分比计为60~70%,一段磨矿磁场强度2300~2700 Oe,二段磨矿磁场强度1000~1500 Oe。
2.根据权利要求1所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,将所述吹炼过程中所述镍锍的含铁量高于10wt%之前的吹炼渣排出,并返回至下一次的吹炼过程;将所述吹炼过程中所述镍锍的含铁量由10wt%下降至1~4wt%这一阶段的吹炼渣排出并作为所述富钴筛炉渣。
3.根据权利要求1所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,所述还原焙烧的步骤包括:
将所述富钴筛炉渣研磨至粒度小于1mm;
将研磨后的所述富钴筛炉渣与所述还原剂混合并造粒,得到混合粒料;
使所述混合粒料在回转窑中进行所述还原焙烧,得到所述金属化颗粒。
4.根据权利要求1至3中任一项所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,所述还原剂为碳质还原剂。
5.根据权利要求4所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,所述还原剂为煤、焦炭、兰炭中的一种或多种。
6.根据权利要求4所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,所述还原剂的用量为所述富钴筛炉渣重量的3~10%。
7.根据权利要求4所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,所述还原焙烧的温度为1100~1200℃。
8.根据权利要求1至7中任一项所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,在得到所述金属化颗粒后,所述提钴的方法还包括对所述金属化颗粒进行冷却的步骤,所述冷却的步骤采用水淬法,或者将所述金属化颗粒置于圆筒冷却机中在惰性气氛和/或还原性气氛中冷却。
9.根据权利要求1至7中任一项所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,所述磨矿磁选过程中得到了磁选尾渣,所述提钴的方法还包括将所述磁选尾渣返回至熔炼炉的步骤。
10.根据权利要求1至7中任一项所述的从火法炼镍过程中提钴的方法,其特征在于,在得到所述粗镍钴铁之后,所述提钴的方法还包括:
将所述粗镍钴铁进行湿法提钴;或者,
将所述粗镍钴铁送入中频炉生产镍钴铁合金。
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CN116240444A (zh) * 2022-12-28 2023-06-09 甘肃金麓银峰冶金科技有限公司 一种利用居里温度从镍铁合金中富集钴的方法

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FI114808B (fi) * 2002-05-03 2004-12-31 Outokumpu Oy Menetelmä jalometallirikasteen jalostamiseksi
US7776129B2 (en) * 2007-04-24 2010-08-17 Chemical Vapour Metal Refining Inc. Apparatus and process for making high purity nickel
JP5143232B2 (ja) * 2007-09-21 2013-02-13 リサーチ インスティチュート オブ インダストリアル サイエンス アンド テクノロジー 石油化学脱硫触媒リサイクル残渣からの鉄ニッケル含有原料及びコバルト含有原料の製造方法、及び鉄ニッケル含有原料を用いたステンレス原料の製造方法、及びフェロニッケルの製造方法
CN102282108A (zh) * 2008-04-16 2011-12-14 瓦勒股份有限公司 使用金属氢氧化物、金属氧化物和/或金属碳酸盐生产镍和钴的方法
CN101550483A (zh) * 2009-04-28 2009-10-07 云南锡业集团(控股)有限责任公司 一种红土镍矿的联合流程处理方法
CN111270079B (zh) * 2020-03-19 2022-10-21 中国恩菲工程技术有限公司 铜渣中有价金属的回收方法
CN111468285A (zh) * 2020-04-16 2020-07-31 中国恩菲工程技术有限公司 从废旧三元锂离子电池中回收镍钴锰的方法

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