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。
[0020] 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Fe203还原为具有一定磁性的Fe304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°C时，其变化顺序为： Fe203- Fe 304一Fe χ0一Fe
[0021] 焙烧回转窑磁化焙烧还原的反应式如下：
[0022] 2C+02= 2C0
[0023] NiO+C = Ni+C0 ?
[0024] Ni0+C0 = Ni+C02
[0025] 3Fe203+C0 = 2Fe304+C02
[0026] Fe304+C0 = 3Fe0+C02
[0027] FeO+CO=Fe+C02(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）
[0028] 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。
[0029] 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，恪剂4kg，则在RKEF回转窑预还原中发生的主要反应机理如下：
[0030] 2C+02= 2C0
[0031] NiO+C = Ni+C0 ?
[0032] Ni0+C0 = Ni+C02
[0033] 3Fe203+C0 = 2Fe304+C02
[0034] Fe304+C0 = 3Fe0+C02
[0035] FeO+CO=Fe+C02(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）
[0036] 在电炉熔炼中发生的主要反应机理如下：
[0037] C+02= C0
[0038] FeO+CO = Fe+C02
[0039] Si02+C = Si+C02 ?
[0040] 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l〇〇kg，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。
[0041] 本发明的有益效果在于：
[0042] 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A0D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 彡10 %，此双联生产工艺中回收率TFe彡82 %，Ni彡95%，金属综合回收率彡83%。
【具体实施方式】
[0043] 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。
[0044] 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Φ3. 6X72m 的常规倾斜式转动回转窑、RKEF回转窑是规格为Φ5. 2X118m的常规倾斜式转动回转窑、 Φ17X6mRKEF电炉、PE500X750鄂式破碎机、RCYD-10T永磁除铁器、Φ3600X5500球磨 机、CTB-1230磁选机等。
[0045] 实施例1
[0046] 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°C，焙烧阶段的焙烧温度为1250°C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18〇/5102质量比为0. 4;
[0047] 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15_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Mg0/Si02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；
[0048] 得到的含渣镍铁粉中镍铁含量为60%，金属回收率为87%;
[0049] 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°C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1%0/5102质量比为0. 47;
[0050] 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°C左右，熔 炼时间为2h，出渣温度为1540°C，对应的出铁温度为1490°C，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%。
[0051] 实施例2
[0052] 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，使其粒度彡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 °C，焙烧阶段的焙烧温度为1300 °C，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180/3102质量比为0. 35;
[0053] 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%，