CN116635547A - 一种全链条一体化处理红土镍矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本申请公开了一种全链条一体化处理红土镍矿的方法，属于有色冶金技术领域，包括以下步骤：将红土镍矿球团、熔剂、还原剂、硫化剂进行熔炼，得到熔融还原硫化渣、熔融低镍锍；将熔融还原硫化渣进行贫化沉降分离，得到贫钴低镍锍、电炉渣；将熔融低镍锍加入到侧吹炉中吹炼，得到高冰镍、熔融吹炼渣；本申请能够对红土镍矿的成分进行充分提取，其中镍和钴被充分回收，经济价值极高。
Description
技术领域
本申请涉及有色冶金技术领域，具体涉及一种全链条一体化处理红土镍矿的方法。
背景技术
在全球陆镍资源中，约有60％是以红土镍矿形式存在，随着不锈钢及新能源用镍需求的持续增长，红土镍矿得益于其储量相对丰富，开采难度小等因素已逐渐成为镍资源的主要供给形式，目前红土镍矿冶炼工艺包括火法、湿法两大方向，一般火法适用于镍含量相对较高的硅镁型镍矿、湿法适用于镍含量相对较低的褐铁型镍矿。
红土镍矿的湿法冶炼工艺主要包括还原焙烧-氨浸(Caron流程)、高压酸浸(HPAL)、常压酸浸(AL)三种。三种湿法工艺各自适用于MgO含量不同的红土镍矿，由于MgO会造成反应中酸的非必要消耗，进而增加成本，因此湿法冶炼工艺一般适用处理Mg含量小于5％的褐铁型矿，红土镍矿的湿法冶金工艺产出浸出渣量大，酸耗较高影响后续处理，限制了该工艺的大规模工业化应用。
红土镍矿的火法冶炼工艺主要包括回转窑-电炉(RKEF)工艺、高炉熔炼工艺、回转窑直接还原镍铁工艺、转底炉工艺、直流电炉法工艺、竖炉工艺、隧道窑工艺等几种。火法工艺的特点是投资少、设备工艺简单、生产成本低、原料自由选择度高、产能大、工艺比较成熟、镍回收率高、自动化控制高；缺点是回转窑结圈、预热利用率低、电力消耗较大、余热利用率低、烟尘率高、烟尘含镍较高、无法回收红土镍矿中的钴，不适用处理含镍较低、含钴较高的红土镍矿等。
在全球汽车呈电动化趋势的背景下，印尼优异的红土镍矿资源禀赋得到了充分利用，基于多年的技术发展以及新能源动力电池级材料用硫酸镍和硫酸钴的迫切需求，高冰镍也将成为硫酸镍和硫酸钴原料的重要来源，短平快的补充新能源用镍的缺口。伴随着印尼镍铁产能的逐步投产，未来不排除镍铁环节会出现一定程度上的产能过剩，转产高冰镍将成为很多低成本镍铁厂商的选择，高冰镍用于生产电解镍及各种镍盐，是红土镍矿、硫化镍矿下游产品，目前建设“全链条一体化产业园”成为众多红土镍矿冶炼厂家降本增效、提高市场竞争力的首要选择，通过将红土镍矿进行处理得到高冰镍，而后将高冰镍进行后续的提取，得到电池材料用的镍盐，从而形成全链条一体化的产业链。因此，亟需开发一种全链条一体化的能耗低、成本低、产量大、有价金属回收率高、物料适应性强及环境友好的高冰镍生产工艺。从而，开发富氧双侧吹熔池熔炼还原硫化工艺冶炼红土镍矿产出高冰镍的生产工艺具有重要意义。
相关技术公开了一种处理红土镍矿的系统和方法，包括：预处理单元，具有红土镍矿入口和红土镍矿颗粒出口；混合造球装置，具有红土镍矿颗粒入口、还原剂入口、硫化剂入口和混合球团出口；预还原硫化装置，具有混合球团入口和焙砂出口；熔炼装置，具有焙砂入口、熔炼溶剂入口、可燃料入口、富氧空气入口、第一低镍锍出口和熔炼渣出口；吹炼装置，具有第一低镍锍入口、吹炼溶剂入口、高镍锍出口和吹炼渣出口。该工艺使用传统的回转窑+熔炼炉工艺冶炼红土镍矿，流程长、回转窑烟气大、环保差、综合能耗高；本发明取消了回转窑焙烧系统环节，直接用富氧侧吹炉直接处理红土镍矿，流程短、安全环保、综合能耗低、处理量大，成本较低。
相关技术公开了一种红土镍矿循环硫化提取镍钴的方法，其主要工艺路线为红土镍矿破碎后焙烧、硫化、熔池熔炼得低品位镍锍、最后湿法处理提取镍钴、转炉吹炼得富钴高冰镍、吹炼渣进行还原硫化、冶炼烟气收集对红土镍矿焙烧。该工艺同样采用回转窑预还原焙烧硫化，增加了冶炼环节和综合能耗；工艺中产出的石膏渣需干燥方可投入熔炼炉，增加了干燥成本；该工艺中的烟气循环工艺复杂、存在漏风、漏气风险等问题。
相关技术公开了一种富氧煤粉熔融还原红土镍矿工艺和熔融还原炉，该富氧煤粉熔融还原红土镍矿工艺包括：将红土镍矿进行脱水处理，使其含水量降至22％以下；将经过脱水处理的红土镍矿加入熔融还原炉内，同时加入熔剂，通过多通道喷枪将富氧气体、还原剂和燃料以180m/s～280m/s的流速喷入熔融还原炉的熔池混合区，熔融还原炉的熔池内的温度提升至1450℃～1550℃，以使熔融还原炉内物料发生熔池熔炼反应并生成镍铁合金和熔炼炉渣；其中，熔池混合区同时含有镍铁合金和熔炼炉渣；从出渣口放出熔炼炉渣，从金属放出口放出镍铁合金。该工艺属于红土镍矿熔融还原生产镍铁工艺，而本工艺先将红土镍矿再富氧侧吹熔炼炉中还原硫化生成低冰镍，再将低冰镍用富氧侧吹吹炼炉吹炼生成高冰镍，工艺上存在明显差异。
发明内容
本申请的目的在于克服现有技术存在的不足之处而提供一种全链条一体化处理红土镍矿的方法，能够对红土镍矿的成分进行充分提取，提取得到的高冰镍能成为制备电池级硫酸镍和硫酸钴的原材料，其中镍和钴被充分回收，其中，镍的回收率达到87～99％，钴回收率达到76～98％，经济价值极高。
为实现上述目的，本申请采取的技术方案为：
一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过筛分、破碎、干燥，得到破碎物；
(2)将破碎物、第一熔剂、第一还原剂和第一硫化剂混合制粒，得到红土镍矿球团；
(3)将红土镍矿球团、第二熔剂、第二还原剂和第二硫化剂进行熔炼，得到熔融还原硫化渣、熔融低镍锍；
(4)将熔融还原硫化渣进行贫化沉降分离，得到贫钴低镍锍、电炉渣；
(5)将电炉渣、第三熔剂、第三还原剂和第三硫化剂加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍和还原渣；
(6)将还原渣研磨，得到渣原矿，将渣原矿、起泡剂、活化剂和捕收剂混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣；
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、第四还原剂和第四熔剂加入到侧吹炉中吹炼，得到高冰镍和熔融吹炼渣。
作为本申请的优选实施方案，还包括以下步骤：
(8)将熔融吹炼渣、第五熔剂、第五还原剂和第四硫化剂加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，得到富钴低镍锍、熔融炉渣；
(9)将熔融炉渣和第六熔剂加入到氧化炉中氧化熔炼，得到富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿经过第一次磁选分离，得到富镍钴磁铁精矿和尾渣，将富镍钴磁铁精矿经过第二次磁选分离，得到铁精矿和富钴镍锍矿；
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、第六还原剂、第七熔剂加入到侧吹炉中吹炼，得到高冰镍和熔融吹炼渣。
作为本申请的优选实施方案，所述第一熔剂、第二熔剂、第三熔剂、第四熔剂、第五熔剂、第六熔剂、第七熔剂各自独立的选自石英石、石灰石中的至少一种。
作为本申请的优选实施方案，所述第一还原剂、第二还原剂、第三还原剂、第四还原剂、第五还原剂、第六还原剂各自独立的选自兰炭、焦炭、无烟煤、石墨粉中的至少一种。
作为本申请的优选实施方案，所述第一硫化剂、第二第一硫化剂、第三硫化剂、第四硫化剂各自独立的选自硫磺、黄铁矿、石膏、含硫矿物中的至少一种。
作为本申请的优选实施方案，所述破碎物、第一熔剂、第一还原剂、第一硫化剂的质量比为1：(0.02～0.13)：(0.02～0.17)：(0.03～0.22)。
作为本申请的优选实施方案，所述红土镍矿球团、第二熔剂、第二还原剂、第二硫化剂的质量比为1：(0.02～0.12)：(0.02～0.1)：(0.02～0.13)。
作为本申请的优选实施方案，所述电炉渣、第三熔剂、第三还原剂、第三硫化剂的质量比为1：(0.01～0.1)：(0.01～0.13)：(0.03～0.15)。
作为本申请的优选实施方案，所述熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、第四还原剂、第四熔剂的质量比为1：(0.2～0.5)：(0.1～0.6)：(0.05～0.5)：(0.01～0.07)：(0.05～0.25)。
作为本申请的优选实施方案，所述熔融吹炼渣、第五熔剂、第五还原剂、第四硫化剂的质量比为1：(0.01～0.11)：(0.01～0.12)：(0.02～0.18)。
作为本申请的优选实施方案，所述熔融炉渣、第六熔剂的质量比为1：(0.01～0.15)。
作为本申请的优选实施方案，所述富钴低镍锍、富钴镍锍矿、第六还原剂、第七熔剂的质量比为1：(0.1～0.7)：(0.01～0.08)：(0.05～0.25)。
作为本申请的优选实施方案，所述起泡剂包括2#油、聚乙二醇醚、甲基异丁基甲醇、三乙氧基丁烷中的至少一种。
作为本申请的优选实施方案，所述活化剂为Na2S。
作为本申请的优选实施方案，所述捕收剂包括乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药、己基黄药、酚黑药、醇黑药、氧烷醇黑药、脂肪酸、烷基磺酸盐、煤油中的至少一种。
作为本申请的优选实施方案，所述渣原矿、起泡剂、活化剂、捕收剂的质量比为1t：(18～55)g：(45～320)g：(48～230)g。
作为本申请的优选实施方案，所述步骤(3)的熔炼在炉熔炼中进行，熔炼时熔炼炉内氧气纯度为90％～98％，富氧空气体积浓度为50％～85％，燃料过剩系数为70％～95％，炉子总熔炼系数为70％～100％，熔炼温度为1250℃～1620℃。作为本申请的优选实施方案，所述贫化沉降分离的温度为1200℃～1480℃，贫化分离的时间为30min～120min。
作为本申请的优选实施方案，所述步骤(7)和步骤S2中吹炼温度均为1210℃～1350℃。
作为本申请的优选实施方案，所述步骤(8)以及步骤S3中的硫酸溶液的质量浓度为10％～26％。
作为本申请的优选实施方案，所述第一次磁选分离的磁场强度为4100GS～8200GS，所述第二次磁选分离的磁场强度为2100GS～3500GS。
本申请的有益效果在于：(1)本申请通过对红土镍矿进行筛分、破碎、干燥处理，除掉大部分物理水，而后与第一熔剂、第一还原剂、第一硫化剂进行混合制粒得到红土镍矿球团，而后将红土镍矿球团进行还原硫化，得到熔融还原硫化渣、熔融低冰镍锍，将熔融还原硫化渣进行贫化沉降分离，达到锍、金属单质和炉渣的有效分离，得到贫钴低镍锍、电炉渣，将电炉渣再进行还原硫化反应，使镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，再将还原渣破碎，得到渣原矿，将渣原矿、起泡剂、活化剂、捕收剂混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售，而后将过程中产生的熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金在第四还原剂、第四熔剂的存在下进行侧吹，得到熔融高冰镍与熔融吹炼渣，所述的熔融高冰镍中的镍、钴含量高，为制备电池级硫酸镍和电池级硫酸钴的原材料。(2)本申请整个系统的回收率高，将各个过程中产生的镍和钴进行收集，而后进行吹炼，从而有效的提高回收率，镍的回收率达到87～99％，钴回收率达到76～98％，经济价值极高。
具体实施方式
为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是本申请一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。
本申请中，以开放式描述的技术特征中，包括所列举特征组成的封闭式技术方案，也包括包含所列举特征的开放式技术方案。
本申请中，涉及到数值区间，如无特别说明，上述数值区间内视为连续，且包括该范围的最小值及最大值，以及这种最小值与最大值之间的每一个值。进一步地，当范围是指整数时，包括该范围的最小值与最大值之间的每一个整数。此外，当提供多个范围描述特征或特性时，可以合并该范围。换言之，除非另有指明，否则本文中所公开之所有范围应理解为包括其中所归入的任何及所有的子范围。
在本申请中，具体的分散、搅拌处理方式没有特别限制。
在本申请中，除特别声明，所述的份均为质量份。
本申请所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规产品。
本申请实施例提供了一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过多级筛分、破碎，使矿粒度为0.3mm～10mm，并通过干燥窑将红土镍矿的自由水干燥脱除，使深度干燥脱水的红土镍矿的含水率为10％～24％，得到破碎物；
其中，红土镍矿包括以下主要质量组分：0.85％～3.34％Ni、0.01％～0.27％Co、7.98％～39.43％SiO2、2.99％～17.49％MgO、10％～42.86％Fe；
(2)将破碎物、第一熔剂、第一还原剂和第一硫化剂加入到圆盘制粒机混合制粒，成球率为90～96％，混合球径为5mm～30mm，得到红土镍矿球团；
(3)将红土镍矿球团、第二熔剂、第二还原剂和第二硫化剂通过加料口进行熔炼，燃料、预热压缩空气及氧气通过喷枪加入到熔炉中，鼓入的富氧空气将高温混合熔体强烈搅拌，使得此区域的全部熔体进行紊流运动，促使加入的物料迅速而又均匀地分布在熔体中，高温混合熔体与炉料之间，熔体与鼓人的气体之间实现了传质传热过程，炉子上部的熔体称为炉渣-镍锍乳化相，包含80％～96％(体积)的炉渣和3％～12％(体积)硫化物和金属微粒，由于这一区域的强烈搅拌，使还原硫化生成的金属或硫化物相互碰撞合并，一旦达到动力学稳定条件即微粒聚合长大到0.3～6mm，即可从上层鼓泡区迅速落入下层底相，炉子下部的熔体在重力作用下分为熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍，熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍通过涵道进入渣室，熔融还原硫化渣溢流排出，熔融低冰镍锍在压力作用下通过虹吸道排出；
其中熔融还原硫化渣包括以下主要的质量成分：11％～32％Ni、0.1％～1.4％Co、25％～65％Fe、5％～30％S。
熔融还原硫化渣包括以下主要的质量成分：0.10％～0.5％Ni、0.004％～0.011％Co、23％～46％Fe。
(4)将熔融还原硫化渣进行贫化沉降分离，熔融还原硫化渣中夹杂着部分低冰镍锍及镍钴等金属单质，为了对其进行保温、沉降分离以达到锍、金属单质和炉渣的有效分离，可借助插入熔体中的电极产生的电阻热、电弧热，期间，贫钴低镍锍液滴不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口排出得到贫钴低镍锍，分离贫钴低镍锍后的炉渣成为电炉渣；
(5)将电炉渣、第三熔剂、第三还原剂和第三硫化剂加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，将燃料及富氧空气鼓入熔池内迅速提温，使炉渣的镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，根据还原融合炉熔池高度，定时将还原渣排放至渣包内，装满还原渣的渣包通过渣包车转运至渣包场，并将还原渣自然冷却20h～48h，再向还原渣喷水冷却10h～38h，直到还原渣完全冷却；并将还原渣破碎、研磨至-200目～-300目制成渣原矿；
(6)将冷却后的还原渣破碎、研磨至-200目～-300目制成渣原矿，将渣原矿、起泡剂、活化剂和捕收剂混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售；
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、第四还原剂和第四熔剂加入到侧吹炉中吹炼，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣连续从炉渣排放溢出口排出。
其中熔融低镍锍也可以经过水淬后，再经过吹炼；
吹炼过程主要的化学反应方程式如下：
3FeS+5O2＝Fe3O4+3SO2 (1)
Fe+1/2O2＝FeO (2)
2FeS+3O2＝2FeO+2SO2 (3)
2FeO+SiO2＝2FeO·SiO2 (4)
Ni3S2+7/2O2＝3NiO+2SO2 (5)
Ni3S2+2O2＝3Ni+2SO2 (6)
CoS+O2＝Co+SO2 (7)
2CoS+3O2＝2CoO+2SO2 (8)
Fe3O4+1/2C＝3FeO+1/2CO2 (9)
2NiO+C＝2Ni+CO2 (10)
2CoO+C＝2Co+CO2 (11)
本申请通过对红土镍矿进行筛分、破碎、干燥处理，除掉大部分物理水，而后与第一熔剂、第一还原剂、第一硫化剂进行混合制粒得到红土镍矿球团，而后将红土镍矿球团进行还原硫化，得到熔融还原硫化渣、熔融低冰镍锍，将熔融还原硫化渣进行贫化沉降分离，达到锍、金属单质和炉渣的有效分离，得到贫钴低镍锍、电炉渣，将电炉渣再进行还原硫化反应，使镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，再将还原渣破碎，得到渣原矿，将渣原矿、起泡剂、活化剂、捕收剂混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售，而后将过程中产生的熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金在第四还原剂、第四熔剂的存在下进行侧吹，得到熔融高冰镍与熔融吹炼渣，所述的熔融高冰镍中的镍、钴含量高，为制备电池级硫酸镍和电池级硫酸钴的原材料。
本申请整个系统的回收率高，将各个过程中产生的镍和钴进行收集，而后进行吹炼，从而有效的提高回收率，镍的回收率达到87～99％，钴回收率达到76～98％，经济价值极高。
在后续的处理过程中，可以高冰镍经过浇铸、破碎、研磨、硫酸溶液浸出，得到含硫酸镍和硫酸钴的混合溶液和浸出渣，再经过萃取、结晶，分别得到电池级硫酸镍和电池级硫酸钴。
其中，制备得到的高冰镍含有以下质量的主要化学成分：Ni55％～85％、Co1.0％～4.5％、S4％～16％、Fe3％～8％。
其中，熔融吹炼渣含有以下质量的主要化学成分：Ni0.1％～2.1％、Co0.01％～0.31％、Fe23％～52％。
在其中一些实施方式中，还包括以下步骤：
S1、将熔融吹炼渣、第五熔剂、第五还原剂、第四硫化剂加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，喷入燃料和鼓入富氧空气给熔池提供热量，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣；
S2、将熔融炉渣、第六熔剂加入到氧化炉中氧化熔炼，使熔融炉渣里的铁元素大量氧化生成四氧化三铁，让铁橄榄树相转变为磁铁矿相，磁铁矿生长的同时可以富集镍、钴等有价金属形成新的富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿经过第一次磁选分离，得到富镍钴磁铁精矿和尾渣，将富镍钴磁铁精矿经过第二次磁选分离，得到铁精矿和富钴镍锍矿；
S3、将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、第六还原剂、第七熔剂加入到侧吹炉中吹炼，得到高冰镍、熔融吹炼渣。
通过将上述过程中产生的熔融吹炼渣进行还原硫化，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣，而后经过氧化，二次磁选，得到铁精矿和富钴镍锍矿，其中富钴低镍锍、富钴镍锍矿重复上述步骤(7)、(8)的步骤，将富钴低镍锍、富钴镍锍矿中的镍钴进行提取，最终得到高冰镍。
本申请能够对红土镍矿的成分进行充分提取，其中镍和钴被充分回收，而过程中产生的尾渣和第二尾矿渣以及铁精矿可以进行直接外售，具有极大的经济效益。
在其中一些实施方式中，所述第一熔剂、第二熔剂、第三熔剂、第四熔剂、第五熔剂、第六熔剂、第七熔剂各自独立的选自石英石、石灰石中的至少一种。
在其中一些实施方式中，所述第一还原剂、第二还原剂、第三还原剂、第四还原剂、第五还原剂、第六还原剂各自独立的选自兰炭、焦炭、无烟煤、石墨粉中的至少一种。
在其中一些实施方式中，所述第一硫化剂、第二第一硫化剂、第三硫化剂、第四硫化剂各自独立的选自硫磺、黄铁矿、石膏、含硫矿物中的至少一种。
在其中一些实施方式中，所述破碎物、第一熔剂、第一还原剂、第一硫化剂的质量比为1：(0.02～0.13)：(0.02～0.17)：(0.03～0.22)。
在其中一些实施方式中，所述红土镍矿球团、第二熔剂、第二还原剂、第二硫化剂的质量比为1：(0.02～0.12)：(0.02～0.1)：(0.02～0.13)。
在其中一些实施方式中，所述电炉渣、第三熔剂、第三还原剂、第三硫化剂的质量比为1：(0.01～0.1)：(0.01～0.13)：(0.03～0.15)。
在其中一些实施方式中，所述熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、第四还原剂、第四熔剂的质量比为1：(0.2～0.5)：(0.1～0.6)：(0.05～0.5)：(0.01～0.07)：(0.05～0.25)。
在其中一些实施方式中，所述熔融吹炼渣、第五熔剂、第五还原剂、第四硫化剂的质量比为1：(0.01～0.11)：(0.01～0.12)：(0.02～0.18)。
在其中一些实施方式中，所述熔融炉渣、第六熔剂的质量比为1：(0.01～0.15)。
在其中一些实施方式中，所述富钴低镍锍、富钴镍锍矿、第六还原剂、第七熔剂的质量比为1：(0.1～0.7)：(0.01～0.08)：(0.05～0.25)。
在其中一些实施方式中，所述起泡剂包括2#油、聚乙二醇醚、甲基异丁基甲醇、三乙氧基丁烷中的至少一种。
在其中一些实施方式中，所述活化剂为Na2S。
在其中一些实施方式中，所述捕收剂包括乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药、己基黄药、酚黑药、醇黑药、氧烷醇黑药、脂肪酸、烷基磺酸盐、煤油中的至少一种。
在其中一些实施方式中，所述渣原矿、起泡剂、活化剂、捕收剂的质量比为1t：(18～55)g：(45～320)g：(48～230)g。
在其中一些实施方式中，所述步骤(3)的熔炼在熔炼炉中进行，熔炼时熔炼炉内氧气纯度为90％～98％，富氧空气体积浓度为50％～85％，燃料过剩系数为70％～95％，炉子总熔炼系数为70％～100％，熔炼温度为1250℃～1620℃。
在其中一些实施方式中，所述贫化沉降分离的温度为1200℃～1480℃，贫化分离的时间为30min～120min。
在其中一些实施方式中，所述步骤(7)和步骤S2中吹炼温度均为1210℃～1350℃。
在其中一些实施方式中，所述步骤(8)以及步骤S3中的硫酸溶液的质量浓度为10％～26％。
在其中一些实施方式中，所述第一次磁选分离的磁场强度为4100GS～8200GS，所述第二次磁选分离的磁场强度为2100GS～3500GS。
实施例1
一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过多级筛分、破碎，使矿粒度为0.3mm，并通过干燥窑将红土镍矿的自由水干燥脱除，使深度干燥脱水的红土镍矿的含水率为10％，得到破碎物；
其中，红土镍矿包括以下主要质量组分：0.85％Ni、0.27％Co、7.98％SiO2、2.99％％MgO、42.86％Fe；
(2)将破碎物、石英石、无烟煤、石膏加入到圆盘制粒机混合制粒，成球率为96％，混合球径为5mm，得到红土镍矿球团；
其中破碎物、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1:0.02:0.02:0.22；
(3)将红土镍矿球团、石英石、无烟煤、石膏通过加料口加入到熔炼炉中进行熔炼，燃料、预热压缩空气及氧气通过喷枪加入到熔炉中，鼓入的富氧空气将高温混合熔体强烈搅拌，使得此区域的全部熔体进行紊流运动，促使加入的物料迅速而又均匀地分布在熔体中，高温混合熔体与炉料之间，熔体与鼓人的气体之间实现了传质传热过程，炉子上部的熔体称为炉渣-镍锍乳化相，包含80％(体积)的炉渣和12％(体积)硫化物和金属微粒，由于这一区域的强烈搅拌，使还原硫化生成的金属或硫化物相互碰撞合并，一旦达到动力学稳定条件即微粒聚合长大到0.3mm，即可从上层鼓泡区迅速落入下层底相，炉子下部的熔体在重力作用下分为熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍，熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍通过涵道进入渣室，熔融还原硫化渣溢流排出，熔融低冰镍锍在压力作用下通过虹吸道排出；
其中，红土镍矿球团、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1:0.02:0.02:0.13；
燃料为天然气，燃料配入量是红土镍矿球团质量的25％，预热压缩空气鼓入量为12000Nm3/h；所述氧气纯度为90％，炉内富氧空气体积浓度为50％，燃料过剩系数为70％，炉子总熔炼系数为100％，控制冶炼温度1250℃；所述熔融低镍锍成分：Ni11％、Co1.4％、Fe64％、S23％。熔融还原硫化渣主要化学成分是：Ni0.10％、Co0.004％、Fe23％。
(4)将熔融还原硫化渣加入到贫化电炉中进行贫化沉降分离，控制电炉的温度为1200℃，期间，贫钴低镍锍液滴不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口排出得到贫钴低镍锍，分离贫钴低镍锍后的炉渣成为电炉渣；
(5)将电炉渣、石英石、无烟煤、黄铁矿加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，将燃料及富氧空气鼓入熔池内迅速提温，使炉渣的镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，根据还原融合炉熔池高度，定时将还原渣排放至渣包内，装满还原渣的渣包通过渣包车转运至渣包场，并将还原渣自然冷却20h，再向还原渣喷水冷却10h；
其中，电炉渣、石英石、无烟煤、黄铁矿的质量比为1：0.01：0.13：0.03。
(6)将冷却后的还原渣破碎、研磨至-200目制成渣原矿，将渣原矿、2#油、Na2S、乙基黄药和丁基黄药混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售；
其中，渣原矿、2#油、Na2S、乙基黄药和丁基黄药的质量比为1吨(t)：18g：320g：24g：24g。
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为10000Nm3/h)，在1210℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、焦炭、石英石的质量比为1：0.2：0.6：0.05：0.07：0.25。
高冰镍主要成分：Ni55％、Co1.0％、S16％、Fe8％；熔融吹炼渣主要化学成分：Ni2.1％、Co0.31％、Fe23％。
(8)将熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、硫磺加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，喷入燃料和鼓入富氧空气给熔池提供热量，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣；
其中，熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、硫磺的质量比为1：0.11：0.01：0.01。
燃料为天然气，天然气喷入量为熔融吹炼渣质量的1％。
(9)将熔融炉渣、石英石加入到氧化炉中氧化熔炼，鼓入氧气控制熔融氧化气氛，升温至1390℃，再以5℃/min的降温速率，将温度将至1150℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过4100GS强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和尾渣，富镍钴磁铁精矿经过2100GS弱磁选分离出铁精矿和富钴镍锍矿；
其中，熔融炉渣、石英石的质量比为1:0.15。
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为10000Nm3/h)，在1210℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣(此时可根据熔融吹炼渣的量决定是否需要再次经过步骤(8)～(10)的再次提取)连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石的质量比为1：0.1：0.08：0.25。
实施例2
一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过多级筛分、破碎，使矿粒度为5mm，并通过干燥窑将红土镍矿的自由水干燥脱除，使深度干燥脱水的红土镍矿的含水率为24％，得到破碎物；
其中，红土镍矿包括以下主要质量组分：3.34％Ni、0.01％Co、39.43％SiO2、17.49％％MgO、10％Fe；
(2)将破碎物、石英石、无烟煤、石膏加入到圆盘制粒机混合制粒，成球率为96％，混合球径为30mm，得到红土镍矿球团；
其中破碎物、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1:0.02:0.02:0.22；
(3)将红土镍矿球团、石英石、焦炭、黄铁矿通过加料口加入到熔炼炉中进行熔炼，燃料、预热压缩空气及氧气通过喷枪加入到熔炉中，鼓入的富氧空气将高温混合熔体强烈搅拌，使得此区域的全部熔体进行紊流运动，促使加入的物料迅速而又均匀地分布在熔体中，高温混合熔体与炉料之间，熔体与鼓人的气体之间实现了传质传热过程，炉子上部的熔体称为炉渣-镍锍乳化相，包含96％(体积)的炉渣和3％(体积)硫化物和金属微粒，由于这一区域的强烈搅拌，使还原硫化生成的金属或硫化物相互碰撞合并，一旦达到动力学稳定条件即微粒聚合长大到0.3mm，即可从上层鼓泡区迅速落入下层底相，炉子下部的熔体在重力作用下分为熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍，熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍通过涵道进入渣室，熔融还原硫化渣溢流排出，熔融低冰镍锍在压力作用下通过虹吸道排出；
其中，红土镍矿球团、石英石、焦炭、黄铁矿的质量比为1:0.12:0.1:0.02；
燃料为重油，燃料配入量是红土镍矿球团质量的50％，预热压缩空气鼓入量为20000Nm3/h；所述氧气纯度为98％，炉内富氧空气体积浓度为85％，燃料过剩系数为95％，炉子总熔炼系数为70％，控制冶炼温度1620℃；所述熔融低镍锍成分：Ni32％、Co0.1％、Fe25％、S30％。熔融还原硫化渣主要化学成分是：Ni0.5％、Co0.011％、Fe46％。
(4)将熔融还原硫化渣加入到贫化电炉中进行贫化沉降分离，控制电炉的温度为1480℃，期间，贫钴低镍锍液滴不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口排出得到贫钴低镍锍，分离贫钴低镍锍后的炉渣成为电炉渣；
(5)将电炉渣、石英石、无烟煤、硫磺加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，将燃料及富氧空气鼓入熔池内迅速提温，使炉渣的镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，根据还原融合炉熔池高度，定时将还原渣排放至渣包内，装满还原渣的渣包通过渣包车转运至渣包场，并将还原渣自然冷却48h，再向还原渣喷水冷却38h；
其中，电炉渣、石英石、无烟煤、硫磺的质量比为1：0.1：0.01：0.15。
其中，燃料为天然气，喷涂量为电炉渣质量的30％。
(6)将冷却后的还原渣破碎、研磨至-300目制成渣原矿，将渣原矿、甲基异丁基甲醇、Na2S、氧烷醇黑药混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售；
其中，渣原矿、甲基异丁基甲醇、Na2S、氧烷醇黑药的质量比为1吨(t)：55g：45g：230g。
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为33000Nm3/h)，在1350℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、焦炭、石英石的质量比为1：0.5：0.1：0.5：0.01：0.05。
高冰镍主要成分：Ni85％、Co4.5％、S4％、Fe3％；熔融吹炼渣主要化学成分：Ni0.1％、Co0.01％、Fe52％。
(8)将熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、石膏加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，喷入燃料和鼓入富氧空气给熔池提供热量，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣；
其中，熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1：0.01：0.12：0.18。
燃料为天然气，天然气喷入量为熔融吹炼渣质量的9％。
(9)将熔融炉渣、石英石加入到氧化炉中氧化熔炼，鼓入氧气控制熔融氧化气氛，升温至1560℃，再以50℃/min的降温速率，将温度将至1350℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过8200GS强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和尾渣，富镍钴磁铁精矿经过3500GS弱磁选分离出铁精矿和富钴镍锍矿；
其中，熔融炉渣、石英石的质量比为1:0.01。
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为33000Nm3/h)，在1350℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣(此时可根据熔融吹炼渣的量决定是否需要再次经过步骤(8)～(10)的再次提取)连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石的质量比为1：0.7：0.01：0.05。
实施例3
一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过多级筛分、破碎，使矿粒度为2mm，并通过干燥窑将红土镍矿的自由水干燥脱除，使深度干燥脱水的红土镍矿的含水率为15％，得到破碎物；
其中，红土镍矿包括以下主要质量组分：2.39％Ni、0.09％Co、31.42％SiO2、11.47％％MgO、28.16％Fe；
(2)将破碎物、石英石、无烟煤、石膏加入到圆盘制粒机混合制粒，成球率为96％，混合球径为18mm，得到红土镍矿球团；
其中破碎物、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1:0.06:0.08:0.1173；
(3)将红土镍矿球团、石英石、无烟煤、石膏通过加料口加入到熔炼炉中进行熔炼，燃料、预热压缩空气及氧气通过喷枪加入到熔炉中，鼓入的富氧空气将高温混合熔体强烈搅拌，使得此区域的全部熔体进行紊流运动，促使加入的物料迅速而又均匀地分布在熔体中，高温混合熔体与炉料之间，熔体与鼓人的气体之间实现了传质传热过程，炉子上部的熔体称为炉渣-镍锍乳化相，包含88％(体积)的炉渣和7％(体积)硫化物和金属微粒，由于这一区域的强烈搅拌，使还原硫化生成的金属或硫化物相互碰撞合并，一旦达到动力学稳定条件即微粒聚合长大到3.2mm，即可从上层鼓泡区迅速落入下层底相，炉子下部的熔体在重力作用下分为熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍，熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍通过涵道进入渣室，熔融还原硫化渣溢流排出，熔融低冰镍锍在压力作用下通过虹吸道排出；
其中，红土镍矿球团、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1:0.09:0.075:0.1；
燃料为重油，燃料配入量是红土镍矿球团质量的30％，预热压缩空气鼓入量为15000Nm3/h；所述氧气纯度为97％，炉内富氧空气体积浓度为82％，燃料燃烧过剩系数为88％，炉子总熔炼系数为90％，控制冶炼温度1550℃；所述熔融低镍锍成分：Ni18.97％、Co0.53％、Fe51.20％、S18.34％。熔融还原硫化渣主要化学成分是：Ni0.19％、Co0.008％、Fe36.79％。
(4)将熔融还原硫化渣加入到贫化电炉中进行贫化沉降分离，控制电炉的温度为1300℃，期间，贫钴低镍锍液滴不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口排出得到贫钴低镍锍，分离贫钴低镍锍后的炉渣成为电炉渣；
(5)将电炉渣、石英石、无烟煤、硫磺加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，将燃料及富氧空气鼓入熔池内迅速提温，使炉渣的镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，根据还原融合炉熔池高度，定时将还原渣排放至渣包内，装满还原渣的渣包通过渣包车转运至渣包场，并将还原渣自然冷却30h，再向还原渣喷水冷却23h；
其中，电炉渣、石英石、无烟煤、黄铁矿的质量比为1：0.04：0.08：0.11。
其中，燃料为粉煤，喷涂量为电炉渣质量的12％。
(6)将冷却后的还原渣破碎、研磨至-200目制成渣原矿，将渣原矿、三乙氧基丁烷、Na2S、戊基黄药和己基黄药混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售；
其中，渣原矿、三乙氧基丁烷、Na2S、戊基黄药和己基黄药的质量比为1吨(t)：31g：201g：78g：78g。
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为25100Nm3/h)，在1301℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、焦炭、石英石的质量比为1：0.3：0.2：0.15：0.03：0.08。
高冰镍主要成分：Ni80.13％、Co2.38％、S10.21％、Fe6.79％；熔融吹炼渣主要化学成分：Ni0.42％、Co0.14％、Fe35.89％。
(8)将熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、石膏加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，喷入燃料和鼓入富氧空气给熔池提供热量，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣；
其中，熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1：0.05：0.1025：0.13。
燃料为粉煤，粉煤喷入量为熔融吹炼渣质量的7％。
(9)将熔融炉渣、石英石加入到氧化炉中氧化熔炼，鼓入氧气控制熔融氧化气氛，升温至1460℃，再以20℃/min的降温速率，将温度将至1320℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过5000GS强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和尾渣，富镍钴磁铁精矿经过2900GS弱磁选分离出铁精矿和富钴镍锍矿；
其中，熔融炉渣、石英石的质量比为1:0.08。
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为25100Nm3/h)，在1301℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣(此时可根据熔融吹炼渣的量决定是否需要再次经过步骤(8)～(10)的再次提取)连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石的质量比为1：0.2：0.03：0.1。
实施例4
一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过多级筛分、破碎，使矿粒度为6.5mm，并通过干燥窑将红土镍矿的自由水干燥脱除，使深度干燥脱水的红土镍矿的含水率为19％，得到破碎物；
其中，红土镍矿包括以下主要质量组分：1.98％Ni、0.09％Co、16.78％SiO2、8.43％％MgO、21.37％Fe；
(2)将破碎物、石英石、无烟煤、硫磺加入到圆盘制粒机混合制粒，成球率为96％，混合球径为13.5mm，得到红土镍矿球团；
其中破碎物、石英石、无烟煤、硫磺的质量比为1:0.1032:0.1487:0.1684；
(3)将红土镍矿球团、石英石、焦炭、石膏通过加料口加入到熔炼炉中进行熔炼，燃料、预热压缩空气及氧气通过喷枪加入到熔炉中，鼓入的富氧空气将高温混合熔体强烈搅拌，使得此区域的全部熔体进行紊流运动，促使加入的物料迅速而又均匀地分布在熔体中，高温混合熔体与炉料之间，熔体与鼓人的气体之间实现了传质传热过程，炉子上部的熔体称为炉渣-镍锍乳化相，包含88％(体积)的炉渣和10％(体积)硫化物和金属微粒，由于这一区域的强烈搅拌，使还原硫化生成的金属或硫化物相互碰撞合并，一旦达到动力学稳定条件即微粒聚合长大到3.5mm，即可从上层鼓泡区迅速落入下层底相，炉子下部的熔体在重力作用下分为熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍，熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍通过涵道进入渣室，熔融还原硫化渣溢流排出，熔融低冰镍锍在压力作用下通过虹吸道排出；
其中，红土镍矿球团、石英石、焦炭、石膏的质量比为1:0.089:0.076:0.105；
燃料为重油，燃料配入量是红土镍矿球团质量的30.65％，预热压缩空气鼓入量为17000Nm3/h；所述氧气纯度为96％，炉内富氧空气体积浓度为72％，燃料过剩系数为86％，炉子总熔炼系数为92％，控制冶炼温度1480℃；所述熔融低镍锍成分：Ni 21.34％、Co1.1％、Fe 48.35％、S 24.26％。熔融还原硫化渣主要化学成分是：Ni 0.13％、Co 0.02％、Fe 28.94％。
(4)将熔融还原硫化渣加入到贫化电炉中进行贫化沉降分离，控制电炉的温度为1310℃，期间，贫钴低镍锍液滴不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口排出得到贫钴低镍锍，分离贫钴低镍锍后的炉渣成为电炉渣；
(5)将电炉渣、石英石、无烟煤、黄铁矿加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，将燃料及富氧空气鼓入熔池内迅速提温，使炉渣的镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，根据还原融合炉熔池高度，定时将还原渣排放至渣包内，装满还原渣的渣包通过渣包车转运至渣包场，并将还原渣自然冷却31h，再向还原渣喷水冷却22h；
其中，电炉渣、石英石、无烟煤、黄铁矿的质量比为1：0.075：0.11：0.088。
其中，燃料为粉煤，喷涂量为电炉渣质量的23％。
(6)将冷却后的还原渣破碎、研磨至-200目制成渣原矿，将渣原矿、2#油、Na2S、酚黑药和醇黑药混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售；
其中，渣原矿、2#油、Na2S、酚黑药和醇黑药的质量比为1吨(t)：35g：210g：71.5g：71.5g。
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、石墨粉、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为28000Nm3/h)，在1290℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、石墨粉、石英石的质量比为1：0.4：0.3：0.25：0.04：0.2。
高冰镍主要成分：Ni71.43％、Co3.89％、S15.62％、Fe7.62％；吹炼渣主要化学成分：Ni1.32％、Co0.14％、Fe39.78％。
(8)将熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、石膏加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，喷入燃料和鼓入富氧空气给熔池提供热量，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣；
其中，熔融吹炼渣、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1：0.0692：0.00834：0.01065。
燃料为粉煤，粉煤喷入量为熔融吹炼渣质量的7.5％。
(9)将熔融炉渣、石英石加入到氧化炉中氧化熔炼，鼓入氧气控制熔融氧化气氛，升温至1470℃，再以42℃/min的降温速率，将温度将至1235℃，经过析晶过程生成富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿先经过6300GS强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和尾渣，富镍钴磁铁精矿经过2600GS弱磁选分离出铁精矿和富钴镍锍矿；
其中，熔融炉渣、石英石的质量比为1:0.1252。
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为28000Nm3/h)，在1290℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣(此时可根据熔融吹炼渣的量决定是否需要再次经过步骤(8)～(10)的再次提取)连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石的质量比为1：0.35：0.04：0.15。
实施例5
一种处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过多级筛分、破碎，使矿粒度为2mm，并通过干燥窑将红土镍矿的自由水干燥脱除，使深度干燥脱水的红土镍矿的含水率为16％，得到破碎物；
其中，红土镍矿包括以下主要质量组分：1.63％Ni、0.13％Co、10.37％SiO2、12.34％％MgO、36.79％Fe；
(2)将破碎物、石英石、无烟煤、硫磺加入到圆盘制粒机混合制粒，成球率为96％，混合球径为20mm，得到红土镍矿球团；
其中破碎物、石英石、无烟煤、硫磺的质量比为1:0.07:0.0789:0.18；
(3)将红土镍矿球团、石英石、无烟煤、石膏通过加料口加入到熔炼炉中进行熔炼，燃料、预热压缩空气及氧气通过喷枪加入到熔炉中，鼓入的富氧空气将高温混合熔体强烈搅拌，使得此区域的全部熔体进行紊流运动，促使加入的物料迅速而又均匀地分布在熔体中，高温混合熔体与炉料之间，熔体与鼓人的气体之间实现了传质传热过程，炉子上部的熔体称为炉渣-镍锍乳化相，包含88％(体积)的炉渣和10％(体积)硫化物和金属微粒，由于这一区域的强烈搅拌，使还原硫化生成的金属或硫化物相互碰撞合并，一旦达到动力学稳定条件即微粒聚合长大到3.5mm，即可从上层鼓泡区迅速落入下层底相，炉子下部的熔体在重力作用下分为熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍，熔融还原硫化渣与熔融低冰镍锍通过涵道进入渣室，熔融还原硫化渣溢流排出，熔融低冰镍锍在压力作用下通过虹吸道排出；
其中，红土镍矿球团、石英石、无烟煤、石膏的质量比为1:0.05:0.07:0.087；
燃料为天燃气，燃料配入量是红土镍矿球团质量的39％，预热压缩空气鼓入量为16800Nm3/h；所述氧气纯度为97％，炉内富氧空气体积浓度为82％，燃料过剩系数为94％，炉子总熔炼系数为76％，控制冶炼温度1530℃；所述熔融低镍锍成分：Ni28.39％、Co0.91％、Fe53.76％、S15.47％。熔融还原硫化渣主要化学成分是：Ni0.34％、Co0.07％、Fe33.46％。
(4)将熔融还原硫化渣加入到贫化电炉中进行贫化沉降分离，控制电炉的温度为1420℃，期间，贫钴低镍锍液滴不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口排出得到贫钴低镍锍，分离贫钴低镍锍后的炉渣成为电炉渣；
(5)将电炉渣、石英石、兰炭、硫磺加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，将燃料及富氧空气鼓入熔池内迅速提温，使炉渣的镍钴有价元素进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍、还原渣，根据还原融合炉熔池高度，定时将还原渣排放至渣包内，装满还原渣的渣包通过渣包车转运至渣包场，并将还原渣自然冷却40h，再向还原渣喷水冷却31h；
其中，电炉渣、石英石、兰炭、硫磺的质量比为1：0.08：0.064：0.13。
其中，燃料为粉煤，喷涂量为电炉渣质量的23％。
(6)将冷却后的还原渣破碎、研磨至-200目制成渣原矿，将渣原矿、聚乙二醇醚、Na2S、异丙基黄药和异丁基黄药混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣，其中第二尾矿渣可以直接外售；
其中，渣原矿、聚乙二醇醚、Na2S、异丙基黄药和异丁基黄药的质量比为1吨(t)：49g：270g：90g：90g。
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、石墨粉、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为24000Nm3/h)，在1260℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、石墨粉、石英石的质量比为1：0.35：0.55：0.1：0.06：0.12。
高冰镍主要成分：Ni79.81％、Co4.3％、S7.65％、Fe7.34％；吹炼渣主要化学成分：Ni1.82％、Co0.24％、Fe34.59％。
(8)将熔融吹炼渣、石英石、石墨粉、石膏加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，喷入燃料和鼓入富氧空气给熔池提供热量，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴及铁氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2、CoS和FeS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去，还原硫化生成富钴低镍锍、熔融炉渣；
其中，熔融吹炼渣、石英石、石墨粉、石膏的质量比为1：0.076：0.055：0.15。
燃料为天然气，天然气喷入量为熔融吹炼渣质量的7％。
(9)将熔融炉渣、石英石加入到氧化炉中氧化熔炼，鼓入氧气控制熔融氧化气氛，升温至1440℃，再以38℃/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4300GS强磁选分离出富镍钴磁铁精矿和尾渣，富镍钴磁铁精矿经过2400GS弱磁选分离出铁精矿和富钴镍锍矿；
其中，熔融炉渣、石英石的质量比为1:0.09。
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石加入到侧吹炉中吹炼，鼓入预热压缩空气(鼓入量为24000Nm3/h)，在1260℃温度条件下连续进行脱铁脱硫造渣吹炼作业，产出高冰镍、熔融吹炼渣，产出的熔融高冰镍通过金属排放虹吸口连续排出，熔融吹炼渣(此时可根据熔融吹炼渣的量决定是否需要再次经过步骤(8)～(10)的再次提取)连续从炉渣排放溢出口排出；
其中，富钴低镍锍、富钴镍锍矿、焦炭、石英石的质量比为1：0.5：0.06：0.2。
测试例
其中实施例1～5所制备得到的高冰镍产品中主要元素含量如表1所示。
| 主要金属含量(％) | 实施例1 | 实施例2 | 实施例3 | 实施例4 | 实施例5 |
| Ni | 55.00 | 85.00 | 80.13 | 71.43 | 79.81 |
| Co | 1.00 | 4.50 | 2.38 | 3.89 | 4.30 |
| S | 16.00 | 4.00 | 10.21 | 15.62 | 7.65 |
其中实施例1～5的镍钴回收率如表2所示。
从表1、表3可看出，本申请能够对红土镍矿的成分进行充分提取，其中镍和钴被充分回收，镍的回收率达到87～99％，钴回收率达到76～98％，经济价值极高。
最后应当说明的是，以上实施例仅用以说明本申请的技术方案而非对本申请保护范围的限制，尽管参照较佳实施例对本申请作了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本申请的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本申请技术方案的实质和范围。
Claims (15)
1.一种处理红土镍矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿经过筛分、破碎、干燥，得到破碎物；
(2)将破碎物、第一熔剂、第一还原剂和第一硫化剂混合制粒，得到红土镍矿球团；
(3)将红土镍矿球团、第二熔剂、第二还原剂和第二硫化剂进行熔炼，得到熔融还原硫化渣和熔融低镍锍；
(4)将熔融还原硫化渣进行贫化沉降分离，得到贫钴低镍锍和电炉渣；
(5)将电炉渣、第三熔剂、第三还原剂、第三硫化剂加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，得到贫钴低冰镍和还原渣；
(6)将还原渣研磨，得到渣原矿，将渣原矿、起泡剂、活化剂和捕收剂混合后进行浮选，得到镍钴精矿和第一尾矿渣，将第一尾矿渣磁选分离得到镍钴合金和第二尾矿渣；
(7)将熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、第四还原剂和第四熔剂加入到侧吹炉中吹炼，得到高冰镍和熔融吹炼渣。
2.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，还包括以下步骤：
(8)将熔融吹炼渣、第五熔剂、第五还原剂和第四硫化剂加入到还原硫化装置中进行还原硫化反应，得到富钴低镍锍、熔融炉渣；
(9)将熔融炉渣和第六熔剂加入到氧化炉中氧化熔炼，得到富镍钴磁铁矿，富镍钴磁铁矿经过第一次磁选分离，得到富镍钴磁铁精矿和尾渣，将富镍钴磁铁精矿经过第二次磁选分离，得到铁精矿和富钴镍锍矿；
(10)将富钴低镍锍、富钴镍锍矿、第六还原剂和第七熔剂加入到侧吹炉中吹炼，得到高冰镍和熔融吹炼渣。
3.根据权利要求1或2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述第一熔剂、第二熔剂、第三熔剂、第四熔剂、第五熔剂、第六熔剂、第七熔剂各自独立的选自石英石、石灰石中的至少一种。
4.根据权利要求1或2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述第一还原剂、第二还原剂、第三还原剂、第四还原剂、第五还原剂、第六还原剂各自独立的选自兰炭、焦炭、无烟煤、石墨粉中的至少一种。
5.根据权利要求1或2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述第一硫化剂、第二第一硫化剂、第三硫化剂、第四硫化剂各自独立的选自硫磺、黄铁矿、石膏、含硫矿物中的至少一种。
6.根据权利要求1或2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述破碎物、第一熔剂、第一还原剂、第一硫化剂的质量比为1：(0.02～0.13)：(0.02～0.17)：(0.03～0.22)；和/或
所述红土镍矿球团、第二熔剂、第二还原剂、第二硫化剂的质量比为1：(0.02～0.12)：(0.02～0.1)：(0.02～0.13)；和/或
所述电炉渣、第三熔剂、第三还原剂、第三硫化剂的质量比为1：(0.01～0.1)：(0.01～0.13)：(0.03～0.15)；和/或
所述熔融低镍锍、贫钴低镍锍、贫钴低冰镍、镍钴精矿、镍钴合金、第四还原剂、第四熔剂的质量比为1：(0.2～0.5)：(0.1～0.6)：(0.05～0.5)：(0.01～0.07)：(0.05～0.25)；和/或
所述熔融吹炼渣、第五熔剂、第五还原剂、第四硫化剂的质量比为1：(0.01～0.11)：(0.01～0.12)：(0.02～0.18)；和/或
所述熔融炉渣、第六熔剂的质量比为1：(0.01～0.15)：(0.06～0.2)；
所述富钴低镍锍、富钴镍锍矿、第六还原剂、第七熔剂的质量比为1：(0.1～0.7)：(0.01～0.08)。
7.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述起泡剂包括2#油、聚乙二醇醚、甲基异丁基甲醇、三乙氧基丁烷中的至少一种。
8.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述活化剂为Na2S。
9.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述捕收剂包括乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药、己基黄药、酚黑药、醇黑药、氧烷醇黑药、脂肪酸、烷基磺酸盐、煤油中的至少一种。
10.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述渣原矿、起泡剂、活化剂、捕收剂的质量比为1000：0.018～0.155)：(0.045～0.32)：(0.048～0.23)。
11.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述步骤(3)的熔炼在熔炼炉中进行，熔炼时熔炼炉内氧气纯度为90％～98％，富氧空气体积浓度为50％～85％，燃料过剩系数为70％～95％，炉子总熔炼系数为70％～100％，熔炼温度为1250℃～1620℃。
12.根据权利要求1所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述贫化沉降分离的温度为1200℃～1480℃，贫化分离的时间为30min～120min。
13.根据权利要求2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述步骤(7)和步骤S2中吹炼温度均为1210℃～1350℃。
14.根据权利要求2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述第一次磁选分离的磁场强度为4100GS～8200GS。
15.根据权利要求2所述的处理红土镍矿的方法，其特征在于，所述第二次磁选分离的磁场强度为2100GS～3500GS。
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| 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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