一种红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法
【专利摘要】本发明涉及红土镍矿的综合利用，具体是一种红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，包括钠化还原?焙烧、化学浸出、磁选分离、熔分分离等步骤，属冶金化学领域。本发明所解决的技术问题是提供了采用红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法对红土镍矿进行综合利用，尤其是针对高铁高铝低镍型红土镍矿，其矿物成分包括TFe 55％～58％、Al2O3 10％～12％、NiO 1％～1.5％；以及不可避免的杂质。可得到含镍6％～10％的镍铁产品，镍的收率80％以上，尾矿中TFe品位达到了54％以上，为处理高铝型红土镍矿提供了一种新的选择。
【专利说明】
一种红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法
技术领域
[0001]本发明涉及红土镍矿的综合利用，具体是一种红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，包括钠化还原-焙烧、化学浸出、磁选分离、熔分分离等步骤，属冶金化学领域。
【背景技术】
[0002]本发明涉及的红土镍矿是一种高铁高铝低镍型红土镍矿，化学成分为TFe55%?58%,Al2O3 10%?12%、Ni0 I %?1.5%。该矿含结晶水较高，熔化温度较高，如果采用传统的高炉冶炼工艺，只能冶炼出含镍较低的生铁，经济价值较低。直接采用高温还原-磁选工艺，选出的精矿中杂质铝含量较高，镍的品位只能达到2.0 %?3.0 %，经济价值也较低。
[0003]在此应用背景下，本发明提供了一种钠化还原焙烧分离的方法处理红土镍矿，尤其是前述高铁高铝低镍型红土镍矿，使得红土镍矿中的铁、镍、铝资源都得到高效利用。
【发明内容】
[0004]本发明所解决的技术问题是提供了红土镍矿的综合利用方法，具体的是针对高铁高铝低镍型红土镍矿，其矿物成分包括TFe 55%?58%、Α?2θ3 10%?12%、Ni0 1%?1.5%;以及不可避免的杂质。
[0005]本发明红土镍矿的综合利用具体是采用红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，包括钠化还原-焙烧、化学浸出、磁选分离、熔分分离等步骤。
[0006]具体步骤如下:
[0007]A、预处理:干燥、粉碎，得到粉状红土镍矿。
[0008]上述步骤A的目的是脱除红土镍矿中的自由水，并便于后续的处理。
[0009]其中，步骤A的红土镍矿干燥温度为80%?150% ;优选干燥温度110°C。干燥重点为:干燥至重量不再变化。
[0010]其中，步骤A的粉状红土镍矿的粒度控制在-150目。
[0011 ] B、配料:步骤A所得粉状红土镍矿与还原剂、硫酸钠、碳酸钠混合，造球，干燥。
[0012]红土镍矿与还原剂、硫酸钠、碳酸钠的重量百分比为:
[0013]红土镍矿51%?72%还原剂5%?12%，硫酸钠12%?22%，碳酸钠5%?15%。
[0014]优选，红土镍矿69%还原剂9%，硫酸钠14%，碳酸钠8%。
[0015]其中，步骤B中所述还原剂为无烟煤。其粒度为-150目。
[0016]其中，步骤B采用硫酸钠和碳酸钠的混合物简称为复合钠盐，复合钠盐中硫酸钠主要起控制红土镍矿的还原度作用，使还原产物的金属化率控制在5%?15%之间，利于提高最终产品中的镍品位和镍收率；同时硫酸钠在高温下起到破坏矿物结构，使钠离子与铝结合，形成可溶性铝酸钠或偏铝酸钠。碳酸钠主要起到提高反应活性，增强对矿物的破坏能力，提尚招的浸出率。
[0017]进一步的，步骤B所述硫酸钠、碳酸钠的粒度为-150目。
[0018]其中，步骤B所述造球是采用圆盘造球工艺或压球工艺造球。所得生料球团的直径8?30mmo
[0019]其中，步骤B造球时的外配加水量为5 %?12 %，优选外配加水量为8 %。
[0020]C、将生料球团高温还原焙烧，得到金属化球团。
[0021]通过步骤C的高温还原焙烧，红土镍矿中的铝转化为可溶性的铝盐，铁部分被还原为金属铁，镍全部被还原为金属镍。
[0022]进一步地，步骤C所述高温还原焙烧的温度为1000?1300°C，焙烧时间为0.5?2h;
[0023]优选的，步骤C所述高温还原焙烧的温度为1200°C，焙烧时间为lh。
[0024]步骤C高温还原焙烧的气氛为还原性气氛。所述还原性气氛为氮气气氛。
[0025]D、将金属化球团粉碎至-200目，得金属化球团粉末。
[0026]E、将金属化球团粉末加水加热浸出，然后过滤，得到含铝溶液和滤渣。
[0027]其中，步骤E中金属化球团粉末与水的固液比控制在1:1?1: 5，最佳为1: 3。
[0028]其中，步骤E中加热浸出的温度为20 %?95 V，最佳温度为70 °C，浸出时间为0.5?2h。
[0029]为了综合利用资源，步骤E所得含铝溶液采用传统提铝工艺进一步提取铝资源。如，通过调pH值形成氢氧化铝沉淀，焙烧得到三氧化二铝，使铝资源得到利用。
[0030]F、步骤E所得滤渣通过磁选，得到磁性镍铁精矿和尾矿。
[0031 ] 其中，步骤F磁选采用湿法磁选工艺，磁场强度为50?300mT，其中最佳选矿磁场强度为150mT。
[0032]为了综合利用资源，步骤F磁选所得的镍铁精矿含镍5?8%，可以进一步熔分得到镍铁，磁选尾矿TFe大于54%，可以作为铁质原料使用。
[0033]G、步骤F所得磁性镍铁精矿通过高温熔分，得到镍铁产品。
[0034]其中，步骤G所述高温熔分的温度大于1650°C，熔分时间大于Ih以上。
[0035]优选的，步骤G所述高温熔分的温度为1650°C，熔分时间3h。
[0036]通过上述方法，可得到含镍6 %?1 %的镍铁产品，镍的收率80 %以上。
[0037]本发明的有益效果:
[0038]本发明为了综合利用红土镍矿，尤其是高铁高铝低镍型红土镍矿，提供了一种钠化还原焙烧分离方法，在红土镍矿中，配加复合钠盐、还原剂等，在1000?130(TC钠化还原焙烧，经过浸铝、磁选、熔分等工序，得到经氧化铝和含镍6%?10%的镍铁、尾矿(尾矿又称富铁料)等。本发明制备方法可以实现红土镍矿中铁、镍、铝的分离和综合利用，处理高铁高铝低镍型红土镍矿，可获得含镍6 %?1 %的镍铁，镍回收率80 %以上，尾矿中TFe品位达到了54%以上，可以返回做铁质原料使用，同时还可充分利用铝资源，所用添加剂可回收循序按使用，经济实用，为处理高铝型红土镍矿提供了一种新的选择。
【附图说明】
[0039]图1红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法流程图。
【具体实施方式】
[0040]为了更好地理解本发明，下面结合实施例进一步说明本发明。
[0041 ]实施例1红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，如图1所示，具体步骤是:
[0042]I)将红土镍矿于110°C下干燥4h以上至重量不在变化，细磨至100%过150目筛备用；
[0043]2)将细磨原料按重量百分比将红土镍矿69%、煤粉9%、硫酸钠14%、碳酸钠8%配制成混合料，外加8 %水混合均勾，压制成直径约20_，高约I Omm的圆柱形块状料，干燥；
[0044]3)将步骤2)所得的块状料装入石墨坩祸中，置于1200°C的马弗炉中焙烧lh，在氮气气氛中冷却至室温；
[0045]4)将冷却的焙烧矿细磨至200目；
[0046]5)按固液比1:5配加80°C的温水恒温水浴浸出lh，固液分离得到含铝液和滤渣；
[0047]6)使用滚筒磁选机磁选分离步骤4)中滤渣得到磁性镍铁精矿和尾矿，磁场强度为150mTo
[0048]7)磁选分离得到磁性镍铁精矿在1650°C、3h条件下熔分，得到金属镍铁。
[0049]主要指标:焙砂铝的浸出率75.0%，磁选得到的镍铁料镍品位5.5%，镍的收率87%,尾矿TFe54.8%,熔分铁中镍的品位7.5 %，镍的收率83.2 %。
[0050]实施例2红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，如图1所示，具体步骤是:
[0051]I)同实施例1步骤I);
[0052]2)同实施例1步骤2);
[0053]3)将步骤2)所得的块状料装入石墨坩祸中，置于1300°C的马弗炉中焙烧1.5h，在氮气气氛中冷却至室温；
[0054]4)同实施例1步骤4);
[0055]5)同实施例1步骤5)。
[0056]6)同实施例1步骤6)。
[0057]7)磁选分离得到磁性镍铁精矿在1700°C、Ih条件下熔分，得到金属镍铁。
[0058]主要指标:焙砂铝的浸出率72.0%，磁选得到的磁性镍铁精矿镍品位5.8%，镍的收率81.2 %，尾矿TFe53.6%,熔分铁中镍的品位8.1 %，镍的收率79.0 %。
[0059]实施例3红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，如图1所示，具体步骤是:
[0060]I)同实施例1步骤I);
[0061 ] 2)将细磨的原料按重量百分比将红土镍矿60%、煤粉10%、硫酸钠20%、碳酸钠10%配制成混合料，外加8%水混合均勾，制成直径8?15mm的球团，干燥；
[0062]3)将步骤2)所得球团装入石墨坩祸中，置于1150°C的马弗炉中焙烧lh，在氮气气氛中冷却至室温；
[0063]4)将冷却的焙烧矿细磨至200目，按固液比1: 3配加50°C的温水恒温水浴浸出lh，固液分离得到含铝液和滤渣；
[0064]5)使用滚筒磁选机磁选分离步骤4)中滤渣得到磁性镍铁精矿和尾矿，磁场强度分别为10mT。
[0065]6)磁选分离得到磁性镍铁精矿在1650°C、3h条件下熔分，得到金属镍铁。
[0066]主要指标:焙砂铝的浸出率80.1%，磁选得到的磁性镍铁精矿镍品位4.7%，镍的收率92.1%,尾矿TFe52.6%,熔分铁中镍的品位5.7 %，镍的收率87.0 %。
[0067]实施例4红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，如图1所示，具体步骤是:
[0068]I)同实施例1步骤I);
[0069]2)同实施例3步骤2);
[0070]3)将步骤2)所得球团装入石墨坩祸中，置于1250°C的马弗炉中焙烧1.5h，在氮气气氛中冷却至室温；
[0071 ] 4)将冷却的焙烧矿细磨至200目；
[0072]5)按固液比1:1配加50°C的温水恒温水浴浸出lh，固液分离得到含铝液和滤渣；
[0073]6)使用滚筒磁选机磁选分离步骤4)中滤渣得到磁性镍铁精矿和尾矿，磁场强度为
200mTo
[0074]7)磁选分离得到磁性镍铁精矿在1700°C、3h条件下熔分，得到金属镍铁。
[0075]主要指标:焙砂铝的浸出率72.5%，磁选得到的磁性镍铁精矿镍品位5.2%，镍的收率87.6%,尾矿TFe54.1%,熔分铁中镍的品位7.2%，镍的收率82.5%。
【主权项】
1.红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:包括如下步骤: A、预处理:干燥、粉碎，得到粉状红土镍矿； B、配料:步骤A所得粉状红土镍矿与还原剂、硫酸钠、碳酸钠混合，造球，干燥，得生料球团； C、将生料球团高温还原焙烧，得到金属化球团； D、将金属化球团粉碎至-200目，得金属化球团粉末； E、将金属化球团粉末加水加热浸出，然后过滤，得到含铝溶液和滤渣。2.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:红土镍矿与还原剂、硫酸钠、碳酸钠的重量百分比为: 红土镍矿51 %?72%还原剂5 %?12 %，硫酸钠12 %?22 %，碳酸钠5 %?15 % ; 优选，红土镍矿69%还原剂9%，硫酸钠14%，碳酸钠8%。3.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:步骤A至少满足以下任意一项: 步骤A的红土镍矿干燥温度为80 %?150 % ; 优选，步骤A的红土镍矿干燥温度为110 °C ; 步骤A的粉状红土镍矿的粒度控制在-150目。4.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:步骤B至少满足以下任意一项: 步骤B中所述还原剂为无烟煤； 所述无烟煤的粒度为-150目； 步骤B所述硫酸钠的粒度为-150目； 步骤B所述碳酸钠的粒度为-150目； 步骤B所述造球是采用圆盘造球工艺或压球工艺造球； 步骤B所得生料球团的直径为8?30mm; 步骤B造球时的外配加水量为5%?12% ； 优选，步骤B造球时的外配加水量为8 %。5.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:步骤C至少满足以下任意一项: 步骤C所述高温还原焙烧的温度为1000?1300 0C，焙烧时间为0.5?2h; 优选的，步骤C所述高温还原焙烧的温度为1200°C，焙烧时间为Ih; 步骤C高温还原焙烧的气氛为还原性气氛； 优选的，步骤C所述还原性气氛为氮气气氛。6.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:步骤E至少满足以下任意一项: 步骤E中金属化球团粉末与水的固液比控制在1:1?1:5; 优选的，步骤E中金属化球团粉末与水的固液比控制在1:3， 步骤E中加热浸出的温度为20 %?95 °C ; 优选的，步骤E中加热浸出的温度为70 °C ； 步骤E中加热浸出的浸出时间为0.5?2h。7.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:步骤F至少满足以下任意一项: 步骤F磁选采用湿法磁选工艺，磁场强度为50?300mT ； 优选的，步骤F磁选采用湿法磁选工艺，磁场强度为150mT。8.根据权利要求1所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:步骤G至少满足以下任意一项: 步骤G所述高温熔分的温度大于1650°C，熔分时间大于Ih; 优选的，步骤G所述高温熔分的温度为1650 °C，熔分时间3h。9.根据权利要求1-8任一项所述的红土镍矿的钠化还原焙烧分离方法，其特征在于:所述红土镍矿为高铁高铝低镍型红土镍矿，其矿物成分包括TFe 55%?58%、Al2O3 10%?12%,N1 1%?1.5%;以及不可避免的杂质。
【文档编号】C22B1/24GK106086393SQ201610619690
【公开日】2016年11月9日
【申请日】2016年7月29日 公开号201610619690.8, CN 106086393 A, CN 106086393A, CN 201610619690, CN-A-106086393, CN106086393 A, CN106086393A, CN201610619690, CN201610619690.8
【发明人】郝建璋, 曾冠武, 高建勇
【申请人】攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司