CN115386738A - 还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，将红土镍矿与还原剂、硫化剂和熔剂混合制成球团进行选择性预还原硫化焙烧，预硫化焙烧料进入侧吹炉，再添加还原剂、硫化剂和熔剂进行还原硫化反应，得到低冰镍和熔炼渣，低冰镍进行吹炼造渣处理得到高冰镍和吹炼渣，熔炼渣和/或吹炼渣进行熔融氧化生成四氧化三铁，再降温得到富镍钴磁铁矿，经分级磁选得铁精矿和富镍钴锍渣。本发明采用回转窑和侧吹炉连续还原硫化熔炼红土镍矿产出低冰镍，能有效富集提取镍、钴等有价金属，流程工艺简单，安全性、环保性好，热效率高，综合能耗低，整个系统镍回收率为90‑98％、钴回收率为90‑97％，经济价值高。
Description
技术领域
本发明属于有色冶金技术领域，具体涉及一种还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法。
背景技术
金属镍具有优越的物理化学性质，具有熔点高、磁性强、优异的耐腐蚀性、延展性、抗氧化性等特点，被广泛应用于化学工业、机械制造工业、电器仪表工业、新能源汽车电池材料等多个领域。其中，电池材料是镍应用的又一大需求领域，随着我国新能源电动汽车、太空新型能源电池等新兴产业持续发展，新能源市场对镍的需求量持续上涨。
随着硫化镍矿资源不断降低，红土镍矿逐渐成为生产含镍、钴产品的主流镍资源。红土镍矿按照断面特点可分为褐铁矿、钴土矿、绿脱石、蛇纹石及硅镁镍矿，一般采用加压酸浸工艺和还原焙烧氨浸工艺处理褐铁矿、钴土矿及部分绿脱石，而绿脱石、蛇纹石及硅镁镍矿主要以火法工艺处理。
火法处理工艺按照生产产品的不同可分为还原熔炼镍铁工艺和还原熔炼镍锍工艺。其中还原熔炼镍锍工艺流程为：矿石经干燥、筛分、破碎后加入硫化剂硫化熔炼，得到的低镍锍进入转炉吹炼产出高镍锍，高镍锍通过进一步处理，可得到不同的镍产品。
还原熔炼镍锍工艺是在还原熔炼镍铁工艺基础上不断探索创新发展出的工艺，红土镍矿还原熔炼过程中加入硫化剂进行还原硫化生产冰镍。红土镍矿火法冶炼工艺中，较少采用还原硫化工艺生产高冰镍，随着新能源电池产业快速发展，三元材料供不应求，硫酸镍、硫酸钴原料供量不足，需从镍钴资源中综合提取生产出富钴高冰镍。但现有还原熔炼镍锍工艺普遍存在能耗高、安全性低、热效率低、镍钴收率低等问题，直接使用侧吹炉还原硫化，普遍存在硫化剂和还原剂用量多、还原硫化时间长、还原硫化反应效果较差、产量低等问题。
发明内容
本发明旨在至少解决上述现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明提出一种还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法。
根据本发明的一个方面，提出了一种还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，包括以下步骤：
S1：将干燥破碎后的红土镍矿与第一还原剂、第一硫化剂和第一熔剂混合制成球团；
S2：将球团置于回转窑中，在1000-1350℃下进行选择性预还原硫化焙烧，得到固液混合态的预硫化焙烧料；所述预硫化焙烧料中Fe2O3的含量≤10wt％、FeS的含量为2wt％-20wt％；
S3：所述预硫化焙烧料进入侧吹炉，并添加第二还原剂、第二硫化剂和第二熔剂，在1350-1600℃下进行还原硫化反应，得到低冰镍和熔炼渣；
S4：将所述低冰镍和第三熔剂混合，进行吹炼造渣处理，得到高冰镍和吹炼渣；
S5：将所述熔炼渣和/或所述吹炼渣与第四熔剂混合，在1400-1550℃下进行熔融氧化生成四氧化三铁，再降温至1000-1260℃，得到富镍钴磁铁矿，经分级磁选分离出铁精矿、富镍钴锍渣和弃渣。
在本发明的一些实施方式中，所述第一还原剂、第二还原剂独立地选自无烟煤、焦炭、兰炭或石墨粉中的至少一种。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，所述干燥破碎后的红土镍矿的含水率为10-22％。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，所述干燥破碎后的红土镍矿还经过筛分处理，筛分后红土镍矿的粒度93％以上在5mm以下。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，按质量百分比计，所述红土镍矿的主要成分为：Ni 0.8-3.5％、Co 0.02-1.2％、Fe 25-40％、MgO 3.5-15％和SiO2 15-48％。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，所述球团的直径为10-30mm。
在本发明的一些实施方式中，所述第一硫化剂、第二硫化剂独立地选自石膏、硫磺或含硫矿物中的至少一种。进一步地，所述含硫矿物选自黄铁矿。
在本发明的一些实施方式中，所述第一熔剂、第二熔剂独立地选自石灰石或石英石中的至少一种。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，红土镍矿、第一还原剂、第一硫化剂和第一熔剂的质量比为100：(3-10)：(4-10)：(3-10)。
在本发明的一些优选的实施方式中，步骤S2中，所述选择性预还原硫化焙烧的温度为1100-1350℃。当温度低于1000℃，预还原硫化的效果则达不到预期，效果远不如高温状态，而且回转窑混合物难达到半熔融状态，难以水淬。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，所述选择性预还原硫化焙烧的热源为燃料燃烧。具体地，向所述回转窑中通入第一燃料和富氧空气供热。进一步地，所述第一燃料为粉煤、天然气或煤气中的至少一种；第一燃料的配入量为所述球团质量的15-30％。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，所述选择性预还原硫化焙烧的时间为1-2.5h。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，在所述选择性预还原硫化焙烧的过程中，根据实际生产情况，补加第一还原剂、第一硫化剂或第一熔剂。中途补加添加剂是为了防止焙烧过程中添加剂提前挥发损失，所以中途可适量加入以上添加剂，但不能一次性足量添加，否则会有大量铁元素还原硫化并进入镍锍，降低镍钴品位。优选的，所述第一还原剂的补加量为所述球团质量的1-3％；所述第一硫化剂的补加量为所述球团质量的1-4％；所述第一熔剂的补加量为所述球团质量的1-3％。根据冶金计算配入的添加剂，由于焙烧过程中存在添加剂挥发的情况，因此添加剂的理论用量与实际生产中添加剂的需求量有所不同，为了保证还原硫化顺利进行，需要适量补加添加剂，补加量要根据反应物料中含镍、钴、铁的化验结果判断，或根据尾气SO2、CO含量等经验判断。
在本发明的一些实施方式中，将步骤S3所得的所述预硫化焙烧料趁热加入所述侧吹炉；或者将所述预硫化焙烧料经过水淬处理后，再投入所述侧吹炉。具体地，所述预硫化焙烧料进入侧吹炉的方式有两种：(1)步骤S2得到的固液混合态的预硫化焙烧料直接淌入所述侧吹炉；(2)步骤S2得到的固液混合态的预硫化焙烧料经过水淬得到颗粒料堆存于料仓，再经进料系统投入所述侧吹炉。侧吹炉正常熔炼时，可直接接收高温熔融的预硫化焙烧料，当侧吹炉停炉检修时，可将高温熔融的预硫化焙烧料经过水淬系统以固体颗粒形式堆存于配料仓中，这样设计既保证了系统的连续性，又降低了系统能耗损失。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，所述还原硫化反应的热源为燃料燃烧。具体地，向所述侧吹炉的熔池中通入第二燃料和富氧空气供热。进一步地，所述第二燃料为天然气、粉煤或重油中的至少一种，第二燃料的配入量为所述预硫化焙烧料质量的25-50％；侧吹炉内富氧空气的氧浓度为45-80％；侧吹炉内空气过剩系数为70-93％，保证燃料不完全燃烧；每吨预硫化焙烧料配入的风量为200-600Nm3。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，所述还原硫化反应的时间为2.5-4.5h。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，所述预硫化焙烧料、第二还原剂、第二硫化剂和第二熔剂的质量比为100：(1-9)：(3-12)：(1-10)。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，按质量百分比计，所述低冰镍的主要成分为：Ni 10-28％、Co 0.3-1.5％、Fe 38-60％、S 3-35％。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，按质量百分比计，所述熔炼渣的主要成分为：Ni 0.1-0.2％、Co 0.005-0.009％、Fe 25-49％，其中铁主要以FeS、FeO、Fe3O4形式存在。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，所述吹炼造渣处理所用设备为底吹炉或转炉。进一步地，向所述底吹炉或转炉中鼓入10000N-27000Nm3/h压缩空气进行吹炼造渣处理；所述第三熔剂为石英石，加入量为所述低冰镍质量的1-10％；所述吹炼造渣处理的温度为1200-1300℃，时间为2-3h。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，按质量百分比计，所述高冰镍的主要成分为：Ni 65-88％、Co 1.2-6.5％、S 5-13％。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，按质量百分比计，所述吹炼渣的主要成分为：Ni 0.9-2.6％、Co 0.08-0.30％、Fe 30-58％；吹炼渣中铁主要以Fe3O4、FeS、FeO的形式存在。
在本发明的一些实施方式中，控制所述熔融氧化的氧位lgpO2＝10-1～10-4Pa。
在本发明的一些实施方式中，所述熔融氧化的热源为燃料燃烧。具体地，向熔融氧化炉中通入第四燃料和富氧空气供热。进一步地，所述第四燃料为粉煤、天然气或重油中的至少一种；第四燃料的加入量为熔炼渣或所述吹炼渣质量的5-20％。
在本发明的一些实施方式中，所述第四熔剂为石灰石；进一步地，所述第四熔剂的加入量为所述熔炼渣或吹炼渣质量的1-5％。
在本发明的一些实施方式中，所述降温的速率为5-20℃/min。
在本发明的一些实施方式中，所述分级磁选的过程为：所述富镍钴磁铁矿先经过4000-8000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和所述弃渣，再将所述富镍钴磁铁精矿经过2000-3000Gs的弱磁选分离出所述铁精矿和富镍钴锍渣。
在本发明的一些实施方式中，所述熔炼渣和/或所述吹炼渣在进行熔融氧化前，还加入红土镍矿湿法浸出渣。进一步地，所述红土镍矿湿法浸出渣的加入量为所述熔炼渣或吹炼渣质量的10-20％。按质量百分比计，所述红土镍矿湿法浸出渣的主要成分为：Ni0.03-0.53％、Fe 40-58％、Cr 1-4％、S 1.5-3％。
在本发明的一些实施方式中，所述富镍钴锍渣返回所述吹炼造渣处理。可进一步回收镍、钴等有价金属，减少镍钴损失。
根据本发明的一种优选的实施方式，至少具有以下有益效果：
1、本发明的红土镍矿通过回转窑焙烧，让部分镍以NiO→Ni→NiS、部分钴以CoO→Co→CoS、部分铁以Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe→FeS或Fe2O3→Fe3O4→FeO→FeS等形式进行选择性预还原硫化，生成部分还原硫化焙砂和部分低镍锍的固液混合物，此过程将有价金属镍、钴进行选择性富集，减少有价金属的流程性损失，此外提前预还原硫化也使得进入侧吹炉的物料杂质减少，镍钴品位提高，有利于进一步还原硫化；产出的高温熔融的预硫化焙烧料可直接进入侧吹炉进行还原硫化熔炼，降低了侧吹炉冶炼能耗，由侧吹炉进一步富集镍、钴有价金属，产出高质量的低冰镍；低冰镍经过脱铁脱硫造渣吹炼后得到高钴高冰镍。高温熔融高钴高冰镍浇铸成高钴高冰镍块，其可经过后续湿法处理得到硫酸镍和硫酸钴。
2、本发明采用熔融氧化技术处理熔炼渣、吹炼渣，通过高温氧化，将富铁的橄榄石相转变为磁铁矿相，在这个过程当中，镍、钴等亲铁元素会固熔在磁铁矿相中形成固熔体，即磁铁矿相[(Fe，Ni，Co)Fe2O4]，再缓慢降温形成析晶析出磁铁矿相晶体，再通过分级磁选(粗选和精选)分离出富镍钴锍渣、铁精矿和弃渣，其中富镍钴锍渣可返回吹炼造渣处理以进一步回收镍钴有价金属，铁精矿直接外售炼钢或做电磁功能材料。本方法充分利用熔炼渣和吹炼渣潜热，产出的铁精矿可再生利用。优选的，还可以与红土镍矿湿法浸出渣一起处理，与熔炼渣、吹炼渣一并进行熔融氧化，有效处理湿法炼镍钴产出的浸出渣，解决了浸出渣开路问题。
3、本发明采用回转窑和侧吹炉连续还原硫化熔炼红土镍矿产出低冰镍，能有效富集提取镍、钴等有价金属，流程工艺简单，对物料适应性强，适用于各种冶炼渣型。本工艺对燃料、还原剂、硫化剂的种类性质要求不高，安全性、环保性好，热效率高，综合能耗低。通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出，整个系统镍回收率为90-98％、钴回收率为90-97％，经济价值高。
附图说明
下面结合附图和实施例对本发明做进一步的说明，其中：
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下将结合实施例对本发明的构思及产生的技术效果进行清楚、完整地描述，以充分地理解本发明的目的、特征和效果。显然，所描述的实施例只是本发明的一部分实施例，而不是全部实施例，基于本发明的实施例，本领域的技术人员在不付出创造性劳动的前提下所获得的其他实施例，均属于本发明保护的范围。
实施例1
一种利用回转窑和侧吹炉连续还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，参照图1，具体过程为：
(1)通过干燥窑对10吨红土镍矿进行初步干燥，干燥脱水后红土镍矿的含水率为13％；再用颚式破碎机将红土镍矿进行破碎处理，破碎后红土镍矿95％以上矿粒度小于2mm，红土镍矿的主要成分为Ni 1.76wt％、Co 0.07wt％、Fe 34.67wt％、MgO 13.20wt％、SiO2 40.22wt％。
(2)将干燥破碎后的红土镍矿通过皮带输送机送入圆盘制粒机，同时配入还原剂1、硫化剂1、熔剂1，将红土镍矿与还原剂1、硫化剂1及熔剂1进行混合制成球团，成球率为98％，球团直径为10-30mm，其中，还原剂1为无烟煤，还原剂1配入量为红土镍矿质量的3％，硫化剂1为石膏，配入量为红土镍矿质量的6％，熔剂1是石灰石，配入量为红土镍矿质量的5％。
(3)将红土镍矿球团通过进料装置送入回转窑，并通入粉煤和富氧空气供热，粉煤配入量为红土镍矿球团质量的30％，严格控制监测炉内温度，使红土镍矿球团在1150℃温度下预还原硫化焙烧1.5h，并根据实际生产情况，适当补加还原剂1、硫化剂1和熔剂1，其中还原剂1补加量为红土镍矿球团质量的1％，硫化剂1补加量为红土镍矿球团质量的2％，熔剂1补加量为红土镍矿球团质量的1％，产出部分还原硫化焙砂和部分低镍锍的预硫化焙烧料(固液混合物)；预硫化焙烧料部分直接投入侧吹炉，部分经过水淬系统以固体颗粒形态堆存于料仓，再经进料系统投入侧吹炉进行还原硫化熔炼，便可保证侧吹炉正常熔炼时，可直接接收高温熔融的预硫化焙烧料，而侧吹炉停炉检修时，可将高温熔融的预硫化焙烧料经过水淬系统以固体颗粒形式堆存于配料仓；其中，回转窑预还原硫化主要反应方程式如下：
C+CO2＝2CO；
Fe2O3+CO＝Fe3O4+CO2；
Fe2O3+CO＝FeO+CO2；
FeO+CO＝Fe+CO2；
NiO+CO＝Ni+CO2；
CoO+CO＝Co+CO2；
Fe+S2(FeS2、CaSO4)→FeS；
Ni+S2(FeS2、CaSO4)→Ni3S2；
Co+S2(FeS2、CaSO4)→CoS；
FeO+CO+S2(FeS2、CaSO4)→FeS+CO2；
NiO+CO+S2(FeS2、CaSO4)→Ni3S2+CO2；
CoO+CO+S2(FeS2、CaSO4)→CoS+CO2；
所得预硫化焙烧料中Fe2O3的含量为10wt％、FeS的含量为6wt％。
(4)回转窑出来的高温熔融的预硫化焙烧料通过具有称重功能的铜体溜槽均匀地淌入侧吹炉进行还原硫化熔炼，而配料仓的固体颗粒可通过进料皮带称量配料后加入侧吹炉内，根据物料平衡和热平衡计算，每吨预硫化焙烧料配入风量为260Nm3，采用特制的喷枪将粉煤、富氧气体、压缩空气同时喷吹到侧吹炉的熔池中，粉煤配入量是预硫化焙烧料质量的30％，控制富氧气体中的氧气纯度为92％，炉内富氧空气浓度为60％，空气过剩系数为88％，控制冶炼温度为1500℃，并添加还原剂2、硫化剂2和熔剂2进行3h还原硫化反应，其中还原剂2为无烟煤，配入量是预硫化焙烧料质量的5％，硫化剂2为石膏，配入量是预硫化焙烧料质量的8％，熔剂2为石灰石，配入量是预硫化焙烧料质量的6％，经还原硫化反应完成有价金属镍、钴还原硫化，得到低冰镍、熔炼渣和烟气，其中，侧吹炉内还原硫化主要化学反应式如下：
C+CO2＝2CO；
Fe2O3+CO＝Fe3O4+CO2；
Fe2O3+CO＝FeO+CO2；
FeO+CO＝Fe+CO2；
NiO+CO＝Ni+CO2；
CoO+CO＝Co+CO2；
Fe+S2(FeS2、CaSO4)→FeS；
Ni+S2(FeS2、CaSO4)→Ni3S2；
Co+S2(FeS2、CaSO4)→CoS；
FeO+CO+S2(FeS2、CaSO4)→FeS+CO2；
NiO+CO+S2(FeS2、CaSO4)→Ni3S2+CO2；
CoO+CO+S2(FeS2、CaSO4)→CoS+CO2；
3NiO+FeS＝Ni3S2+3FeO+1/2S2；
CoO+FeS＝CoS+FeO；
2FeO+SiO2＝2FeO·SiO2；
CaO+SiO2＝CaO·SiO2；
MgO+SiO2＝MgO·SiO2；
所得低冰镍化学成分：Ni 20.38wt％、Co 0.94wt％、Fe 53.69wt％、S 18.61wt％，熔炼渣主要化学成分：Ni 0.16wt％、Co 0.005wt％、Fe 45.38wt％，熔炼渣中铁主要以FeS、FeO、Fe3O4形式存在。
(5)上述步骤(4)产出的高温熔炼渣通过溜槽淌入熔融氧化炉，加入红土镍矿湿法浸出渣和熔剂4调节熔炼渣组分，其中红土镍矿湿法浸出渣加入量为熔炼渣质量的10％，红土镍矿湿法浸出渣主要化学成分为：Ni 0.07wt％、Fe 48wt％、Cr 1.97wt％、S 2wt％，熔剂4为石灰石，加入量为熔炼渣质量的2％，通入燃料控制温度至1480℃，燃料为粉煤，加入量为熔炼渣质量的10％，鼓入空气控制熔融氧化气氛，使熔炼渣氧位为lgpO2＝10-1Pa，使熔炼渣和浸出渣里的铁元素大量氧化生产四氧化三铁，具体为，先升温至1480℃反应1.2h，再以5℃/min的降温速率，将温度降至1200℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过6000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和弃渣1，富镍钴磁铁精矿经过2000Gs弱磁选分离出铁精矿1和富镍钴锍渣1。
(6)步骤(4)产出的高温熔融的低冰镍经过水淬系统水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉，鼓入25000Nm3/h压缩空气，加入熔剂3，熔剂3为石英石，用量为低冰镍质量的5％，在1270℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业2h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟尘，其中，低冰镍吹炼主要是通过添加石英石将低冰镍吹炼成高冰镍，低冰镍吹炼反应为放热反应，低冰镍中的铁以硅酸铁的形式造渣与高冰镍分离，吹炼主要的化学反应如下：
3FeS2+8O2＝Fe3O4+6SO2；
Fe+1/2O2＝FeO；
Ni3S2+7/2O2＝3NiO+2SO2；
Ni3S2+2O2＝3Ni+2SO2；
CoS+O2＝Co+SO2；
2CoS+3O2＝2CoO+2SO2；
2FeS+3O2＝2FeO+2SO2；
2FeO+SiO2＝2FeO·SiO2；
所得高钴高冰镍的主要成分：Ni 75.67wt％、Co 2.34wt％、S 8.64wt％，吹炼渣的主要化学成分：Ni 1.9wt％、Co 0.16wt％、Fe51.76wt％，吹炼渣中铁主要以Fe3O4、FeS、FeO形式存在。
(7)上述(6)产出的高温吹炼渣通过溜槽淌入熔融氧化炉，加入红土镍矿湿法浸出渣和熔剂4调节熔炼渣组分，其中红土镍矿湿法浸出渣加入量为熔炼渣质量的12％，红土镍矿湿法浸出渣主要化学成分为：Ni 0.07％、Fe 48％、Cr 1.97％、S 2％，熔剂4为石灰石，加入量为熔炼渣质量的3％，通入燃料控制温度至1520℃，燃料为粉煤，加入量为熔炼渣质量的5％，鼓入空气控制熔融氧化气氛，使熔炼渣氧位为lgpO2＝10-4Pa，使熔炼渣和浸出渣里的铁元素大量氧化生产四氧化三铁，具体为，先升温至1520℃反应1.5h，再以10℃/min的降温速率，将温度将至1100℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过6000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和弃渣2，富镍钴磁铁精矿经过2000Gs弱磁选分离出铁精矿2和富镍钴锍渣2。
(8)高温熔融高钴高冰镍浇铸成高钴高冰镍块，经过后续湿法处理得到硫酸镍和硫酸钴；富镍钴锍渣1和富镍钴锍渣2返回底吹炉吹炼回收镍、钴等有价金属；铁精矿1、铁精矿2直接外售炼钢或做电磁功能材料；回转窑、侧吹炉、底吹炉和熔融氧化炉产生的烟气经过收尘系统收集烟尘，脱硫系统脱硫达标排放，而收集的烟尘可返回混合制粒工序参与配料制粒，或直接返回侧吹炉配料参与还原硫化熔炼。
(9)通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例整个系统镍回收率为97.21％、钴回收率为95.71％。
实施例2
一种利用回转窑和侧吹炉连续还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，具体过程为：
(1)通过干燥窑对10吨红土镍矿进行初步干燥，干燥脱水后红土镍矿的含水率为20％；再用颚式破碎机将红土镍矿进行破碎处理，破碎后红土镍矿94％以上矿粒度小于5mm，红土镍矿的主要成分为Ni 1.76wt％、Co 0.07wt％、Fe 34.67wt％、MgO 13.20wt％、SiO2 40.22wt％。
(2)将干燥破碎后的红土镍矿通过皮带输送机送入圆盘制粒机，同时配入还原剂1、硫化剂1、熔剂1，将红土镍矿与还原剂1、硫化剂1及熔剂1进行混合制成球团，成球率为95％，球团直径为10-30mm，其中，还原剂1为无烟煤，配入量为红土镍矿质量的7％，硫化剂1为石膏，配入量为红土镍矿质量的9％，熔剂1是石灰石，配入量为红土镍矿质量的6％。
(3)将红土镍矿球团通过进料装置送入回转窑，并通入粉煤和富氧空气供热，粉煤配入量为红土镍矿球团质量的25％，严格控制监测炉内温度，使红土镍矿球团在1200℃温度下预还原硫化焙烧2h，并根据实际生产情况，适当补加还原剂1、硫化剂1和熔剂1，其中还原剂1补加量为红土镍矿球团质量的1.2％，硫化剂1补加量为红土镍矿球团质量的2.3％，熔剂1补加量为红土镍矿球团质量的2.5％，产出部分还原硫化焙砂和部分低镍锍的预硫化焙烧料(固液混合物)；预硫化焙烧料部分直接投入侧吹炉，部分经过水淬系统以固体颗粒形态堆存于料仓，再经进料系统投入侧吹炉进行还原硫化熔炼，便可保证侧吹炉正常熔炼时，可直接接收高温熔融的预硫化焙烧料，而侧吹炉停炉检修时，可将高温熔融的预硫化焙烧料经过水淬系统以固体颗粒形式堆存于配料仓，所得预硫化焙烧料中Fe2O3的含量为2wt％、FeS的含量为12wt％。
(4)回转窑出来的高温熔融的预硫化焙烧料通过具有称重功能的铜体溜槽均匀地淌入侧吹炉进行还原硫化熔炼，而配料仓的固体颗粒可通过进料皮带称量配料后加入侧吹炉内，根据物料平衡和热平衡计算，每吨预硫化焙烧料配入风量为300Nm3，采用特制的喷枪将粉煤、富氧气体、压缩空气同时喷吹到侧吹炉的熔池中，粉煤配入量是预硫化焙烧料质量的35％，控制富氧气体中的氧气纯度为93％，炉内富氧空气浓度为70％，空气过剩系数为87％，控制冶炼温度为1550℃，并添加还原剂2、硫化剂2和熔剂2进行3.5h还原硫化反应，其中还原剂2为无烟煤，配入量是预硫化焙烧料质量的5.6％，硫化剂2为石膏，配入量是预硫化焙烧料质量的10％，熔剂2为石灰石，配入量是预硫化焙烧料质量的6.5％，经还原硫化反应完成有价金属镍、钴还原硫化，得到低冰镍、熔炼渣和烟气，所得低冰镍化学成分：Ni19.56wt％、Co 1.27wt％、Fe 55.61wt％、S 18.69wt％，熔炼渣主要化学成分：Ni0.17wt％、Co 0.006wt％、Fe 42.87wt％，熔炼渣中铁主要以FeS、FeO、Fe3O4形式存在。
(5)上述步骤(4)产出的高温熔炼渣通过溜槽淌入熔融氧化炉，加入红土镍矿湿法浸出渣和熔剂4调节熔炼渣组分，其中红土镍矿湿法浸出渣加入量为熔炼渣质量的15％，红土镍矿湿法浸出渣主要化学成分为：Ni 0.05wt％、Fe 50.27wt％、Cr 1.65wt％、S2.43wt％，熔剂4为石灰石，加入量为熔炼渣质量的3％，通入燃料控制温度至1530℃，燃料为粉煤，加入量为熔炼渣质量的13％，鼓入空气控制熔融氧化气氛，使熔炼渣氧位为lgpO2＝10-3Pa，使熔炼渣和浸出渣里的铁元素大量氧化生产四氧化三铁，具体为，先升温至1530℃反应2h，再以10℃/min的降温速率，将温度将至1230℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过5000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和弃渣1，富镍钴磁铁精矿经过2000Gs弱磁选分离出铁精矿1和富镍钴锍渣1。
(6)步骤(4)产出的高温熔融的低冰镍经过水淬系统水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉，鼓入26000Nm3/h压缩空气，加入熔剂3，熔剂3为石英石，用量为低冰镍质量的8.5％，在1230℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业2h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟尘，其中，低冰镍吹炼主要是通过添加石英石将低冰镍吹炼成高冰镍，低冰镍吹炼反应为放热反应，低冰镍中的铁以硅酸铁的形式造渣与高冰镍分离，所得高钴高冰镍的主要成分：Ni 72.29wt％、Co 2.37wt％、S 9.21wt％，吹炼渣的主要化学成分：Ni 1.54wt％、Co 0.13wt％、Fe 53.49wt％，吹炼渣中铁主要以Fe3O4、FeS、FeO形式存在。
(7)上述(6)产出的高温吹炼渣通过溜槽淌入熔融氧化炉，加入红土镍矿湿法浸出渣和熔剂4调节熔炼渣组分，其中红土镍矿湿法浸出渣加入量为熔炼渣质量的15％，红土镍矿湿法浸出渣主要化学成分为：Ni 0.05wt％、Fe 50.27wt％、Cr 1.65wt％、S 2.43wt％，熔剂4为石灰石，加入量为熔炼渣质量的4％，通入燃料控制温度至1500℃，燃料为粉煤，加入量为熔炼渣质量的6％，鼓入空气控制熔融氧化气氛，使熔炼渣氧位为lgpO2＝10-2Pa，使熔炼渣和浸出渣里的铁元素大量氧化生产四氧化三铁，具体为，先升温至1500℃反应1.6h，再以15℃/min的降温速率，将温度降至1150℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过5000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和弃渣2，富镍钴磁铁精矿经过2000Gs弱磁选分离出铁精矿2和富镍钴锍渣2。
(8)高温熔融高钴高冰镍浇铸成高钴高冰镍块，经过后续湿法处理得到硫酸镍和硫酸钴；富镍钴锍渣1和富镍钴锍渣2返回底吹炉吹炼回收镍、钴等有价金属；铁精矿1、铁精矿2直接外售炼钢或做电磁功能材料；回转窑、侧吹炉、底吹炉和熔融氧化炉产生的烟气经过收尘系统收集烟尘，脱硫系统脱硫达标排放，而收集的烟尘可返回混合制粒工序参与配料制粒，或直接返回侧吹炉配料参与还原硫化熔炼。
(9)通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例整个系统镍回收率为96.53％、钴回收率为94.78％。
实施例3
一种利用回转窑和侧吹炉连续还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，具体过程为：
(1)通过干燥窑对10吨红土镍矿进行初步干燥，干燥脱水后红土镍矿的含水率为20％；再用颚式破碎机将红土镍矿进行破碎处理，破碎后红土镍矿96％以上矿粒度小于4.5mm，红土镍矿的主要成分为Ni 1.76wt％、Co 0.07wt％、Fe 34.67wt％、MgO 13.20wt％、SiO2 40.22wt％。
(2)将干燥破碎后的红土镍矿通过皮带输送机送入圆盘制粒机，同时配入还原剂1、硫化剂1、熔剂1，将红土镍矿与还原剂1、硫化剂1及熔剂1进行混合制成球团，成球率为96.50％，球团直径为10-30mm，其中，还原剂1为无烟煤，配入量为红土镍矿质量的8.5％，硫化剂1为石膏，配入量为红土镍矿质量的10％，熔剂1是石灰石，配入量为红土镍矿质量的7.5％。
(3)将红土镍矿球团通过进料装置送入回转窑，并通入粉煤和富氧空气供热，粉煤配入量为红土镍矿球团质量的27％，严格控制监测炉内温度，使红土镍矿球团在1250℃温度下预还原硫化焙烧1h，并根据实际生产情况，适当补加还原剂1、硫化剂1和熔剂1，其中还原剂1补加量为红土镍矿球团质量的2.2％，硫化剂1补加量为红土镍矿球团质量的2.6％，熔剂1补加量为红土镍矿球团质量的2.8％，产出部分还原硫化焙砂和部分低镍锍的预硫化焙烧料(固液混合物)；预硫化焙烧料部分直接投入侧吹炉，部分经过水淬系统以固体颗粒形态堆存于料仓，再经进料系统投入侧吹炉进行还原硫化熔炼，便可保证侧吹炉正常熔炼时，可直接接收高温熔融的预硫化焙烧料，而侧吹炉停炉检修时，可将高温熔融的预硫化焙烧料经过水淬系统以固体颗粒形式堆存于配料仓，所得预硫化焙烧料中Fe2O3的含量为5wt％、FeS的含量为10wt％。
(4)回转窑出来的高温熔融的预硫化焙烧料通过具有称重功能的铜体溜槽均匀地淌入侧吹炉进行还原硫化熔炼，而配料仓的固体颗粒可通过进料皮带称量配料后加入侧吹炉内，根据物料平衡和热平衡计算，每吨预硫化焙烧料配入风量为350Nm3，采用特制的喷枪将粉煤、富氧气体、压缩空气同时喷吹到侧吹炉的熔池中，粉煤配入量是预硫化焙烧料质量的38％，控制富氧气体中的氧气纯度为95％，炉内富氧空气浓度为73％，空气过剩系数为86％，控制冶炼温度为1530℃，并添加还原剂2、硫化剂2和熔剂2进行4h还原硫化反应，其中还原剂2为无烟煤，配入量是预硫化焙烧料质量的5.7％，硫化剂2为石膏，配入量是预硫化焙烧料质量的11％，熔剂2为石灰石，配入量是预硫化焙烧料质量的7.6％，经还原硫化反应完成有价金属镍、钴还原硫化，得到低冰镍、熔炼渣和烟气，所得低冰镍化学成分：Ni23.87wt％、Co 1.38wt％、Fe 52.49wt％、S 16.74wt％，熔炼渣主要化学成分：Ni0.12wt％、Co 0.007wt％、Fe 46.31wt％，熔炼渣中铁主要以FeS、FeO、Fe3O4形式存在。
(5)上述步骤(4)产出的高温熔炼渣通过溜槽淌入熔融氧化炉，加入红土镍矿湿法浸出渣和熔剂4调节熔炼渣组分，其中红土镍矿湿法浸出渣加入量为熔炼渣质量的20％，红土镍矿湿法浸出渣主要化学成分为：Ni 0.12wt％、Fe 47.69wt％、Cr 1.82wt％、S1.45wt％，熔剂4为石灰石，加入量为熔炼渣质量的5％，通入燃料控制温度至1550℃，燃料为粉煤，加入量为熔炼渣质量的15％，鼓入空气控制熔融氧化气氛，使熔炼渣氧位为lgpO2＝10-2.5Pa，使熔炼渣和浸出渣里的铁元素大量氧化生产四氧化三铁，具体为，先升温至1550℃反应0.5h，再以20℃/min的降温速率，将温度降至1260℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过7000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和弃渣1，富镍钴磁铁精矿经过3000Gs弱磁选分离出铁精矿1和富镍钴锍渣1。
(6)步骤(4)产出的高温熔融的低冰镍经过水淬系统水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉，鼓入26500Nm3/h压缩空气，加入熔剂3，熔剂3为石英石，用量为低冰镍质量的7.2％，在1260℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业3h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟尘，其中，低冰镍吹炼主要是通过添加石英石将低冰镍吹炼成高冰镍，低冰镍吹炼反应为放热反应，低冰镍中的铁以硅酸铁的形式造渣与高冰镍分离，所得高钴高冰镍的主要成分：Ni 76.48wt％、Co 2.82wt％、S 7.66wt％，吹炼渣的主要化学成分：Ni 1.71wt％、Co 0.19wt％、Fe 49.81wt％，吹炼渣中铁主要以Fe3O4、FeS、FeO形式存在。
(7)上述(6)产出的高温吹炼渣通过溜槽淌入熔融氧化炉，加入红土镍矿湿法浸出渣和熔剂4调节熔炼渣组分，其中红土镍矿湿法浸出渣加入量为熔炼渣质量的16％，红土镍矿湿法浸出渣主要化学成分为：Ni 0.12wt％、Fe 47.69wt％、Cr 1.82wt％、S 1.45wt％，熔剂4为石灰石，加入量为熔炼渣质量的7％，通入燃料控制温度至1490℃，燃料为粉煤，加入量为熔炼渣质量的8％，鼓入空气控制熔融氧化气氛，使熔炼渣氧位为熔渣氧位为lgpO2＝10-1.8Pa，使熔炼渣和浸出渣里的铁元素大量氧化生产四氧化三铁，具体为，先升温至1490℃反应1.4h，再以14℃/min的降温速率，将温度将至1180℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过6000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和弃渣2，富镍钴磁铁精矿经过2500Gs弱磁选分离出铁精矿2和富镍钴锍渣2。
(8)高温熔融高钴高冰镍浇铸成高钴高冰镍块，经过后续湿法处理得到硫酸镍和硫酸钴；富镍钴锍渣1和富镍钴锍渣2返回底吹炉吹炼回收镍、钴等有价金属；铁精矿1、铁精矿2直接外售炼钢或做电磁功能材料；回转窑、侧吹炉、底吹炉和熔融氧化炉产生的烟气经过收尘系统收集烟尘，脱硫系统脱硫达标排放，而收集的烟尘可返回混合制粒工序参与配料制粒，或直接返回侧吹炉配料参与还原硫化熔炼。
(9)通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例整个系统镍回收率为97.91％、钴回收率为95.88％。
对比例
一种利用回转窑和侧吹炉连续还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，具体过程为：
(1)通过干燥窑对10吨红土镍矿进行初步干燥，干燥脱水后红土镍矿的含水率为21％；再用颚式破碎机将红土镍矿进行破碎处理，破碎后红土镍矿90％以上矿粒度小于9mm，红土镍矿的主要成分为Ni 1.76wt％、Co 0.07wt％、Fe 34.67wt％、MgO 13.20wt％、SiO2 40.22wt％。
(2)将干燥破碎后的红土镍矿通过皮带输送机送入圆盘制粒机，同时配入还原剂1、硫化剂1、熔剂1，将红土镍矿与还原剂1、硫化剂1及熔剂1进行混合制成球团，成球率为90％，球团直径为10-30mm，其中，还原剂1为无烟煤，配入量为红土镍矿质量的13％，硫化剂1为石膏，配入量为红土镍矿质量的8％，熔剂1是石灰石，配入量为红土镍矿质量的12％。
(3)将红土镍矿球团通过进料装置送入回转窑，并通入粉煤和富氧空气供热，粉煤配入量为红土镍矿球团质量的46％，严格控制监测炉内温度，使红土镍矿球团在350℃温度下预还原硫化焙烧0.4h，使红土镍矿中的镍、钴充分与硫化剂反应，减少硫化剂的挥发损失，提高硫化效率，然后迅速升温至600℃温度下进行二次还原硫化焙烧3h，主要目的是使硫化镍、硫化钴晶粒聚集长大，便于后续侧吹炉熔炼沉降分离富集镍和钴，回转窑还原硫化过程中，可根据实际生产情况，适当补加还原剂1、硫化剂1和熔剂1，其中还原剂1补加量为红土镍矿球团质量的5％，硫化剂1补加量为红土镍矿球团质量的7％，熔剂1补加量为红土镍矿球团质量的8％，最终生成还原硫化焙砂，冷却后焙砂粒度约为12mm；所得还原硫化焙砂中Fe2O3的含量为60wt％。
(4)还原硫化焙砂冷却后料仓堆存，进料时，可通过进料皮带称量配料后加入侧吹炉内，根据物料平衡和热平衡计算，每吨还原硫化焙砂配入风量为700Nm3，采用特制的喷枪将粉煤、富氧气体、压缩空气同时喷吹到侧吹炉的熔池中，粉煤配入量是还原硫化焙砂质量的45％，控制富氧气体中的氧气纯度为60％，炉内富氧空气浓度为45％，空气过剩系数为70％，控制冶炼温度为1300℃，并添加还原剂2、硫化剂2和熔剂2进行3h还原硫化反应，其中还原剂2为无烟煤，配入量是还原硫化焙砂质量的10％，硫化剂2为石膏，配入量是还原硫化焙砂质量的7％，熔剂2为石灰石，配入量是还原硫化焙砂质量的13％，经还原硫化反应完成有价金属镍、钴还原硫化，得到低冰镍、熔炼渣和烟气，所得低冰镍化学成分：Ni16.53wt％、Co 0.24wt％、Fe 63.75wt％、S 19.10wt％，熔炼渣主要化学成分：Ni0.42wt％、Co 0.16wt％、Fe 36.78wt％，熔炼渣中铁主要以FeS、FeO、Fe3O4形式存在。
(5)步骤(4)产出的高温熔融的低冰镍经过水淬系统水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入转炉，鼓入29000Nm3/h压缩空气，加入熔剂3，熔剂3为石英石，用量为低冰镍质量的12％，在1300℃温度下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业3.5h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟尘，其中，低冰镍吹炼主要是通过添加石英石将低冰镍吹炼成高冰镍，低冰镍吹炼反应为放热反应，低冰镍中的铁以硅酸铁的形式造渣与高冰镍分离，所得高钴高冰镍的主要成分：Ni 56.71wt％、Co 0.92wt％、S 10.57wt％，吹炼渣的主要化学成分：Ni 3.94wt％、Co 0.34wt％、Fe 61.79wt％，吹炼渣中铁主要以Fe3O4、FeS、FeO形式存在。
(6)高温熔融高冰镍浇铸成高钴高冰镍块，经过后续湿法处理得到硫酸镍和硫酸钴；而吹炼渣水淬后可返回侧吹炉回收镍、钴等有价金属；转炉烟气、侧吹炉烟气、回转炉烟气经过收尘脱硫后收集的烟尘可返回混合红土镍矿制粒；侧吹炉产出的熔炼炉渣则直接外售。
(7)通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例整个系统镍回收率为80.27％、钴回收率为70.36％。
高钴高冰镍质量：表1为实施例1、2、3与对比例生产的高钴高冰镍产品的主要元素含量，具体数据是由化学法得到。
表1高钴高冰镍产品中主要元素含量
由表1可知，实施例中生产的高钴高冰镍产品的主要有价金属含量明显比对比例要高，特别是实施例3。
金属回收率：表2为实施例1、2、3与对比例整个系统的镍回收率和钴回收率对比统计表，具体数据是通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得到。
表2不同案例中镍钴回收率对比
| 金属回收率 | 实施例1 | 实施例2 | 实施例3 | 对比例 |
| 镍回收率(％) | 97.21 | 96.53 | 97.91 | 80.27 |
| 钴回收率(％) | 95.71 | 94.78 | 95.88 | 70.36 |
由表2可知，实施例中整体系统中镍回收率和钴回收率明显比对比例1要好，特别是实施例3。主要原因在于：(1)实施例还原硫化效果更好，对镍钴的富集程度高，所得到的低冰镍中镍钴品位更高。而影响低冰镍品位的主要因素在于回转窑预还原温度、硫化程度不同，对比例焙烧温度较低，提供不了物质反应所需的能量，使还原硫化反应困难，且添加剂配入量不合理，提供不了反应所需的还原剂和硫化剂，使还原硫化反应不完全，影响低冰镍质量。此外对比例的侧吹炉炉内富氧空气浓度为45％，空气过剩系数为70％，控制冶炼温度为1300℃，使得熔炼反应不佳，脱杂效果差，所得低冰镍质量差。(2)对比例的熔炼渣和吹炼渣没有进一步回收利用渣中的Ni、Co有价金属，而实施例通过熔融氧化炉有效地对渣中的镍和钴进行有效回收利用，使得实施例镍和钴的回收率比对比例高。
上面结合附图对本发明实施例作了详细说明，但是本发明不限于上述实施例，在所属技术领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。此外，在不冲突的情况下，本发明的实施例及实施例中的特征可以相互组合。
Claims (10)
1.一种还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1：将干燥破碎后的红土镍矿与第一还原剂、第一硫化剂和第一熔剂混合制成球团；
S2：将球团置于回转窑中，在1000-1350℃下进行选择性预还原硫化焙烧，得到固液混合态的预硫化焙烧料；所述预硫化焙烧料中Fe2O3的含量≤10wt％、FeS的含量为2wt％-20wt％；
S3：所述预硫化焙烧料进入侧吹炉，并添加第二还原剂、第二硫化剂和第二熔剂，在1350-1600℃下进行还原硫化反应，得到低冰镍和熔炼渣；
S4：将所述低冰镍和第三熔剂混合，进行吹炼造渣处理，得到高冰镍和吹炼渣；
S5：将所述熔炼渣和/或所述吹炼渣与第四熔剂混合，在1400-1550℃下进行熔融氧化生成四氧化三铁，再降温至1000-1260℃，得到富镍钴磁铁矿，经分级磁选分离出铁精矿、富镍钴锍渣和弃渣。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述第一还原剂、第二还原剂独立地选自无烟煤、焦炭、兰炭或石墨粉中的至少一种。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述第一硫化剂、第二硫化剂独立地选自石膏、硫磺或含硫矿物中的至少一种。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述第一熔剂、第二熔剂独立地选自石灰石或石英石中的至少一种。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，红土镍矿、第一还原剂、第一硫化剂和第一熔剂的质量比为100：(3-10)：(4-10)：(3-10)。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，在所述选择性预还原硫化焙烧的过程中，根据实际生产情况，补加第一还原剂、第一硫化剂或第一熔剂。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，将步骤S3所得的所述预硫化焙烧料趁热加入所述侧吹炉；或者将所述预硫化焙烧料经过水淬处理后，再投入所述侧吹炉。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，所述预硫化焙烧料、第二还原剂、第二硫化剂和第二熔剂的质量比为100：(1-9)：(3-12)：(1-10)。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述分级磁选的过程为：所述富镍钴磁铁矿先经过4000-8000Gs的强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和所述弃渣，再将所述富镍钴磁铁精矿经过2000-3000Gs的弱磁选分离出所述铁精矿和富镍钴锍渣。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述熔炼渣和/或所述吹炼渣在进行熔融氧化前，还加入红土镍矿湿法浸出渣。
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Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116949282A (zh) * | 2023-04-28 | 2023-10-27 | 浙江华友钴业股份有限公司 | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 |
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| WO2024046244A1 (zh) * | 2022-08-30 | 2024-03-07 | 中伟新材料股份有限公司 | 一种低冰镍生产高冰镍的方法和装置 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB960700A (en) * | 1959-09-11 | 1964-06-17 | Int Nickel Canada | Improvements relating to the extraction of nickel from oxidic ores |
| CN101285128A (zh) * | 2008-03-18 | 2008-10-15 | 郑州永通特钢有限公司 | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 |
| CN101792863A (zh) * | 2010-01-22 | 2010-08-04 | 北京科技大学 | 一种高铁、高硅有色金属冶炼渣中提取有价元素方法 |
| CN113621819A (zh) * | 2021-07-21 | 2021-11-09 | 广东邦普循环科技有限公司 | 从低冰镍转炉渣中提取有价金属的方法 |
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Family Cites Families (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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| CN102703731A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-10-03 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种利用红土型镍矿熔炼镍锍的方法 |
| CN107699703A (zh) * | 2017-10-10 | 2018-02-16 | 东北大学 | 一种由镍冶炼熔渣生产的方法 |
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Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB960700A (en) * | 1959-09-11 | 1964-06-17 | Int Nickel Canada | Improvements relating to the extraction of nickel from oxidic ores |
| CN101285128A (zh) * | 2008-03-18 | 2008-10-15 | 郑州永通特钢有限公司 | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 |
| CN101792863A (zh) * | 2010-01-22 | 2010-08-04 | 北京科技大学 | 一种高铁、高硅有色金属冶炼渣中提取有价元素方法 |
| CN113621819A (zh) * | 2021-07-21 | 2021-11-09 | 广东邦普循环科技有限公司 | 从低冰镍转炉渣中提取有价金属的方法 |
| CN114350977A (zh) * | 2021-12-13 | 2022-04-15 | 中南大学 | 一种红土镍矿循环硫化提取镍钴的方法 |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2024046244A1 (zh) * | 2022-08-30 | 2024-03-07 | 中伟新材料股份有限公司 | 一种低冰镍生产高冰镍的方法和装置 |
| CN116949282A (zh) * | 2023-04-28 | 2023-10-27 | 浙江华友钴业股份有限公司 | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 |
| CN116949282B (zh) * | 2023-04-28 | 2024-02-13 | 浙江华友钴业股份有限公司 | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 |
| CN117286349A (zh) * | 2023-11-24 | 2023-12-26 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种含镍物料冶炼生产高镍锍的方法 |
| CN117286349B (zh) * | 2023-11-24 | 2024-02-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种含镍物料冶炼生产高镍锍的方法 |
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