本发明属于有色金属冶金领域，具体涉及一种处理低品位红土镍矿的方法及其选矿方法。
背景技术：
红土镍矿是含镍橄榄岩在热带或亚热带地区经长期风化而成的一种矿产资源，主要分布在赤道地区的热带国家。
世界上红土镍矿的处理工艺归纳起来有三类：火法工艺、湿法工艺和火湿法结合工艺，现分别介绍如下：
1.火法工艺
1)回转窑干燥预还原-电炉熔炼镍铁工艺
回转窑干燥预还原-电炉熔炼镍铁工艺是目前国内外处理红土镍矿的主流工艺(简称rkef工艺)，该工艺生产的镍铁产品主要用于不锈钢生产，在国外已有数十家工厂生产，例如中色投资的缅甸达贡山项目。
该工艺的主体流程为：
(1)将红土镍矿破碎筛分到50～150mm，然后送干燥窑干燥，使矿石既不粘结也不太粉化；
(2)添加还原剂配料，送入煅烧回转窑，在700℃温度下干燥和预还原；
(3)还原后焙砂送入矿热电炉，在1550～1600℃高温下还原熔炼产出含镍约8％的粗镍铁；
(4)再经lf精炼炉吹炼富集产出含镍20～25％的高品位镍铁。
镍铁工艺的主要优点是流程短，工艺成熟，可实现大规模生产；生产的高品位镍铁可用于中高档不锈钢生产；可处理各种类型高品位的红土镍矿。主要缺点是投资大；生产过程中需大量的焦炭和电，能源消耗大，综合能耗高，成本高；对原矿品位要求高，一般要求＞2％的原矿品位。
2)镍锍工艺
该工艺的主体流程为：
(1)先将红土镍矿经过干燥脱去游离水和结晶水；
(2)然后添加硫磺、硫精矿或石膏等硫化剂，再加还原剂、助熔剂等辅助原料，在鼓风炉内1600℃高温下，红土镍矿与硫化剂发生硫化反应，产出含镍约12％左右的低冰镍；
(3)再经过转炉锤炼成高冰镍。
镍硫工艺的主要优点是技术难度小，市场门槛低，目前仍是国内小型工厂处理红土镍的主要方法。主要缺点是现有设备生产商无法生产低冰镍的大型鼓风炉设备，导致镍锍无法大规模生产；该设备及工艺流程产生二氧化硫等有害气体，环境污染严重；需要大量优质焦炭，能耗高。
3)小高炉还原熔炼工艺
小高炉还原熔炼工艺与传统高炉炼铁工艺原理基本一致：将破碎后的红土镍矿配料烧结，烧结矿配矿进小高炉熔炼，产出炉渣和含镍生铁。与高炉炼铁不同点是操作条件和原辅料配比不同，高炉炼铁渣量少，红土镍矿小高炉渣量大。
小高炉还原熔炼工艺的主要优点是市场门槛低，可以利用闲置的现有高炉炼铁的淘汰设备，适宜处理含铁高的褐铁矿型的红土镍矿。主要缺点是高炉体积利用率低，需用优质焦炭作燃料，且焦炭消耗量大，能耗高；产品含镍低，只有3～5％，硫磷等杂质含量高，通常只能用于低品质不锈钢；在冶炼过程中排放大量有害含氟气体。随着国家环保政策的落实，目前国内的小高炉还原熔炼工艺已基本强制停产。
2.湿法工艺
1)还原焙烧氨浸工艺
还原焙烧氨浸工艺又称caron工艺，该工艺先将矿物加还原剂进行还原焙烧，然后进行氨浸。其中氨浸过程为采用nh3及co2使焙烧矿中的镍和钴镍氨和钴氨络合物进入溶液。该工艺主要处理含mgo大于10％，含镍1％左右的且赋存状态不太复杂的红土镍矿。主要优点是试剂可循环使用，消耗量小，能综合回收镍和钴。主要缺点是镍、钴浸出率低，只适合处理表层的褐铁矿型红土镍矿，对于处理硅镁镍型以及含钴高的红土镍矿均不适用。正是由于这些缺点，该工艺的发展受到很大限制。
2)高压酸浸工艺
高压酸浸工艺又称hpal工艺，是目前国际上湿法处理的主流工艺，例如中冶投资的巴布亚新几内亚的瑞木项目。该工艺的基本过程为：
(1)红土镍矿经过破碎制浆后进入高压釜经高压(4～5mpa)、高温(230～260℃)硫酸浸出；
(2)浸出后进行固液分离，对浸出液进行中和、除铁；
(3)除铁后通过萃取进行镍钴分离，再根据不同需要进一步冶炼得到不同的镍钴产品。
该工艺的主要优点是操作成本低，能耗小，无废气排放，可实现钴的综合回收。主要缺点是投资高，硫酸消耗大，对设备和材料的要求比较严格；由于镁等杂质对于耗酸影响较大，而工艺经济指标主要受硫酸消耗量的影响，所以对原矿含镁的要求较高，一般适应处理含镁小于5％的红土镍矿。
3)常压酸浸工艺
常压酸浸工艺是针对高压酸浸工艺的缺点提出的一种工艺，但由于一些技术问题难于解决，目前国际上尚无大型成熟的工厂实际运行。
3.火法湿法结合工艺
目前世界上采用火法湿法结合工艺处理红土镍的工厂只有日本冶金公司的大江山冶炼厂。
主要工艺过程为：
(1)原矿磨细与煤粉混合造球，球团经干燥和高温还原焙烧；
(2)焙砂再磨细，矿浆进行选矿(重选和磁选)分离得到镍铁合金产品。
该工艺优点是生产过程简单，生产成本低，能源中的85％由煤提供，吨矿耗煤160～180kg，而火法工艺电炉熔炼的能耗80％以上由电能提供，吨矿耗电560～600kwh，两者能耗成本差别很大。
但是，该工艺存在很多问题。在回转窑内1250～1400℃高温下焙烧，物料在此温度下容易烧结而结窑，一旦结窑则生产过程无法顺利进行，所以运行大江山法要求很高的工艺技术水平。由于该法本质上是直接还原，在还原氧化镍的同时铁也被还原，若要得到高品位的镍铁，则对原料有很高的要求，即要求原料含镍＞2％，含铁10％左右，这种原料在矿藏中极少，在优质原料已经被世界各大镍业公司占据的情形下，已经很难得到。 由于设备在高温下运行，所以对设备制造工艺和材质有很高的要求，由此造成投资较大。由于在半熔融下焙烧，所以原料中的氧化钴在该工艺中不能回收。由于这些问题的存在，几十年来大江山法工艺技术仍不稳定，生产规模一直停留在年产镍1万吨左右。
技术实现要素：
本发明提供一种处理低品位红土镍矿的方法，包括以下步骤：
1)向红土镍矿原料中加入添加剂，得混合物并干燥；
2)干燥后的混合物进行还原焙烧；焙烧温度为850～1100℃，焙烧时间为30～90min，得到焙砂；
3)焙烧后的焙砂进行水淬；
4)水淬后的焙砂进行磨矿得到矿粉；
5)磨矿后的矿粉进入浮选流程，浮选流程包括粗选、精选和扫选，浮选后得精矿。
本发明采用复合离析焙烧-浮选的火法湿法结合工艺，可使用常规普通回转窑等，可利用任何类型的低品位(如含镍1％左右)红土镍矿生产高品质的镍铁合金(如含镍30％左右或更高)。
本发明还提供一种处理低品位红土镍矿的选矿方法，包括浮选流程，浮选流程包括粗选、精选和扫选，粗选添加的选矿药剂有盐酸或硫酸、硫酸铜、黄药、黑药和起泡剂，扫选添加的选矿药剂有黄药、黑药和起泡剂；
优选地，所述选矿药剂为：
在粗选时添加：调整剂：盐酸或硫酸3000～5000g/t，活化剂：硫酸铜250～500g/t，捕收剂1：黄药100～300g/t，捕收剂2：黑药50～150g/t，起泡剂：2#油30～80g/t；
在扫选时添加：捕收剂1：黄药100～150g/t，捕收剂2：黑药50～100g/t，起泡剂：2#油50～100g/t；
精选不添加任何选矿药剂；
所有加入磨矿后物料中的选矿药剂的总重为3630～6380g/t，均按加入选矿药剂后物料的总重计。
本发明的方法是一种低投资(低于现有全部主流工艺)、低生产成本(低于现有全部主流工艺)、工艺简单、能适应各种红土镍矿原料的生产 技术。
具体实施方式
以下对本发明的技术方案作进一步的说明。在本发明中，如无特别说明，则所有操作均在室温、常压条件下实施；所有百分比为重量百分比，但是涉及气体含量时，百分比为体积百分比。
本发明处理低品位红土镍矿的方法，包括以下步骤：
1)向红土镍矿原料中加入添加剂，得混合物并干燥；
2)干燥后的混合物进行还原焙烧；焙烧温度为850～1100℃，焙烧时间为30～90min，得到焙砂；
3)焙烧后的焙砂进行水淬；
4)水淬后的焙砂进行磨矿得到矿粉；
5)磨矿后的矿粉进入浮选流程，浮选流程包括粗选、精选和扫选，浮选后得精矿。
在具体的实施方案中，所述浮选流程中，粗选添加的选矿药剂有盐酸或硫酸、硫酸铜、黄药、黑药和起泡剂，扫选添加的选矿药剂有黄药、黑药和起泡剂。其中，所述黄药化学名称为烃基二硫代碳酸盐，有乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药等。所述黑药化学名称为二烃基硫代磷酸盐，有二烷基二硫代磷酸盐与二烷基一硫代磷酸盐两大类别，常用的有酚黑药(如甲酚、二甲酚、癸烷基酚、叔丁基酚、氧化叔丁基酚、苯酚与五硫化二磷的反应产物，得到相应的甲酚黑药、二甲酚黑药、癸烷基酚黑药、叔丁基酚黑药、氧化叔丁基酚黑药、苯酚黑药)、醇黑药(如二仲丁基二硫代磷酸铵或二仲丁基二硫代磷酸钠，二异丙基二硫代磷酸钠、二异丙基二硫代磷酸钾或二异丙基二硫代磷酸铵，二异戊基二硫代磷酸钠等)，氧烷醇黑药(如聚氧丁烯醇二硫代磷酸钠或聚氧丁烯醇二硫代磷酸铵等)。
在更具体的实施方案中，所述选矿药剂为：在粗选时添加：调整剂：盐酸或硫酸3000～5000g/t，活化剂：硫酸铜250～500g/t，捕收剂1：黄药100～300g/t，捕收剂2：黑药50～150g/t，起泡剂：2#油(即松醇油)30～80g/t；在扫选时添加：捕收剂1：黄药100～150g/t，捕收剂2：黑药50～100g/t，起泡剂：2#油50～100g/t；精选不添加任何选矿药剂；所有加入磨矿后物料中的选矿药剂的总量为3630～6380g/t，均按加入选矿药剂后物料的总重 计。
在具体的实施方案中，在步骤5)中，使磨矿后物料进入浮选系统，进行粗选、精选和扫选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流；其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业；粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-精矿，精选底流-中矿1返回粗选作业构成闭路选矿；粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，扫选泡沫-中矿2返回粗选作业构成闭路选矿，扫选底流为最终尾矿予以抛弃。
在具体的实施方案中，在步骤5)后，将浮选所得精矿进行熔分得镍铁合金；或者，将浮选所得精矿进入钴的分选富集过程，分离出钴后的精矿再进行熔分得镍铁合金，或制备得到电解镍。钴的分选富集，特别针对含钴量高的红土镍矿原料获得的精矿进行。
在更具体的实施方案中，所述精矿的熔分采用火法工艺(内配炭造球焙烧熔分工艺)，即在精矿中配入8～12％的焦炭和8～16％的石灰，造球后在电炉中在1500～1600℃的温度下熔分，使镍铁与渣分离，得镍铁合金。根据红土镍原矿含铁量，可产出含镍40～60％的镍铁。
在更具体的实施方案中，钴的分选富集采用湿法工艺：选矿产品+硫酸→(硫酸镍，硫酸钴)+乙基黄药→离子浮选→(黄原酸镍(ni(c2h5ocss)2)，黄原酸钴(co(c2h5ocss)3)，尾矿(抛弃))→精矿+氢氧化钠→(氢氧化镍，黄原酸钴↓，乙基黄药(循环返回))+硫酸→(硫酸镍，黄原酸钴↓)→分离→产品1：硫酸镍；产品2：黄原酸钴+焙烧→焙砂+硫酸→硫酸钴。进一步，硫酸镍采用经典镍电解工艺产出电解镍，硫酸钴采用经典沉钴工艺产出氧化钴或氢氧化钴或碳酸钴。
在具体的实施方案中，在步骤1)中，所述添加剂由还原剂、离析剂和其他本领域常用的添加物组成，优选地，由作为还原剂的焦炭或煤粉、作为离析剂的氯化钙或氯化钠、添加剂1硫酸钙和添加剂2碳酸钙组成。离析剂可在工艺过程中循环使用，理论上并未消耗。
在更具体的实施方案中，在步骤1)中，所述添加剂的组成为：焦炭或煤粉2～5％，氯化钙或氯化钠10～25％，硫酸钙2～5％，碳酸钙2～5％；加入红土镍矿原料中的添加剂的总比例为16～40％，均按加入添加剂后原料的总重计。
在具体的实施方案中，在步骤1)中，所得混合物可造粒后再进行步骤2)的处理。在更具体的实施方案中，在步骤1)中，将所得混合物充分混合后造粒，粒径为5～30mm，将所得球粒干燥后再进行步骤2)的处理。
在具体的实施方案中，在步骤2)中，焙烧采用弱还原气氛至中性还原气氛。例如使焙烧尾气中氧含量为0.5～1.5％。
本发明的优点是：
1)在850～1100℃中低温下还原焙烧而不是1250～1400℃下焙烧，将不会产生烧结而出现的结窑现象，使生产过程更容易控制；
2)离析还原焙烧为选择性复合焙烧而不是直接还原焙烧，所以可以利用各种类型的红土镍矿原料，而不必对原料含铁含钛以及其他元素如镁等提出过多要求；
3)采用中低温焙烧，在达到相同技术指标时，可以采用常规普通的回转窑焙烧而不必采用高品质材质和高技术水平制造的焙烧设备；
4)让矿物在正常状态下而不是半熔融状态下焙烧，所以在后续的工艺中可以回收原料中所含的氧化钴；
5)采用浮选而不是采用重选和磁选，有更高的分选富集效率。
综上，本发明采用中低温度下复合离析焙烧-浮选的火法湿法结合的工艺，工艺过程易于实现；采用常规普通设备，在同等建设规模下，大幅降低了建设投资，降低了生产成本；对原料基本没有要求，可以处理各种类型低品位原料。本发明产出的镍铁合金品位高，含镍30％左右或更高，通过精矿熔分含镍可达40～60％；尤其能处理含钴高的红土镍矿，且高效的得到镍产品和钴产品。
在一个具体的实施例中，工艺流程为：原料处理→造球干燥(或粉料)→离析焙烧→水淬→磨矿→浮选→钴分离富集→精矿→熔分→高品质镍铁合金。
从浮选在上述技术方案中的应用出发，本发明还提供一种处理低品位红土镍矿的选矿方法，该方法包括浮选流程，浮选流程包括粗选、精选和扫选，粗选添加的选矿药剂有盐酸或硫酸、硫酸铜、黄药、黑药和起泡剂，扫选添加的选矿药剂有黄药、黑药和起泡剂。
在具体的实施方案中，所述选矿药剂为：
在粗选时添加：调整剂：盐酸或硫酸3000～5000g/t，活化剂：硫酸铜250～500g/t，捕收剂1：黄药100～300g/t，捕收剂2：黑药50～150g/t，起泡剂：2#油30～80g/t；在扫选时添加：捕收剂1：黄药100～150g/t，捕收剂2：黑药50～100g/t，起泡剂：2#油50～100g/t；精选不添加任何选矿药剂；所有加入磨矿后物料中的选矿药剂的总重为3630～6380g/t，均按加入选矿药剂后物料的总重计。
在具体的实施方案中，使磨矿后物料进入浮选系统，进行粗选、精选和扫选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流；其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业；粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-精矿，精选底流-中矿1返回粗选作业构成闭路选矿；粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，扫选泡沫-中矿2返回粗选作业构成闭路选矿，扫选底流为最终尾矿予以抛弃。
上述选矿方法浮选所得的精矿中，镍的品位高，能够容易的进行进一步的加工，以获得高品位的镍铁合金。
以下通过具体实施例，对本发明做进一步具体地说明。以下化学药剂未特别说明的，均购自市售的工业级试剂。
实施例1
取红土镍矿原料，其主要组成为：含镍1.42％、含钴0.11％、含铁19.91％、mgo15.46％、cao8.71％。
向红土镍矿原料中加入焦炭3％、氯化钙15％、硫酸钙3％、碳酸钙3％(均按加入添加剂后原料的总重计)，充分混合后造粒，粒径为20mm。球粒经干燥后，进入焙烧窑进行焙烧，焙烧温度为1000℃，焙烧时间为60min。焙烧采用弱还原气氛至中性还原气氛，通过使焙烧尾气中氧含量为1.5％以下而进行控制。将焙烧后的焙砂进行水淬，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿细度为0.074mm的占80％。
使磨矿后物料进入浮选系统，进行粗选、精选和扫选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：调整剂：盐酸4000g/t，活化剂：硫酸铜350g/t，捕收剂1：乙基黄药200g/t，捕收剂2：甲酚黑药100g/t，起泡剂：2#油(长汀宏达化工有限公司购得，以下同)50g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品- 精矿，精选底流-中矿1返回粗选作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：捕收剂1：乙基黄药120g/t，捕收剂2：甲酚黑药80g/t，起泡剂：2#油80g/t。扫选泡沫-中矿2返回粗选作业构成闭路选矿，扫选底流为最终尾矿予以抛弃。
浮选所得精矿中，镍的品位(即镍含量)为32.41％，镍的回收率为80.27％。
在浮选所得的精矿中配入10％的焦炭和14％的石灰，造球后在电炉中在1550℃的温度下熔分，使镍铁与渣分离，得镍铁合金。
所得镍铁合金含镍52.63％，镍的回收率为94.66％。
实施例2
取红土镍矿原料，其主要组成为：含镍1.42％、含钴0.11％、含铁19.91％、mgo15.46％、cao8.71％。
向红土镍矿原料中加入煤粉4％、氯化钠20％、硫酸钙4％、碳酸钙5％(均按加入添加剂后原料的总重计)，充分混合后造粒，粒径为15mm。球粒经干燥后，进入焙烧窑进行还原焙烧，焙烧温度为950℃，焙烧时间为30min。焙烧采用弱还原气氛至中性还原气氛，通过使焙烧尾气中氧含量为1.0％以下而进行控制。将焙烧后的焙砂进行水淬，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿细度为0.074mm的占90％。
使磨矿后物料进入浮选系统，进行粗选、精选和扫选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：调整剂：硫酸3000g/t，活化剂：硫酸铜500g/t，捕收剂1：丁基黄药200g/t，捕收剂2：叔丁基酚黑药100g/t，起泡剂：2#油30g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-精矿，精选底流-中矿1返回粗选作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：捕收剂1：丁基黄药100g/t，捕收剂2：叔丁基酚黑药100g/t，起泡剂：2#油100g/t。扫选泡沫-中矿2返回粗选作业构成闭路选矿，扫选底流为最终尾矿予以抛弃。
浮选所得精矿中，镍的品位为27.46％，镍的回收率为81.33％。
在浮选所得的精矿中配入12％的焦炭和8％的石灰，造球后在电炉中在1550℃的温度下熔分，使镍铁与渣分离，得镍铁合金。
所得镍铁合金含镍48.36％，镍的回收率为95.22％。
实施例3
取红土镍矿原料，其主要组成为：含镍0.98％、含钴0.08％、含铁29.45％、mgo9.20％、cao2.02％。
向红土镍矿原料中加入焦炭5％、氯化钙22％、硫酸钙4％、碳酸钙3％(均按加入添加剂后原料的总重计)，充分混合后造粒，粒径为30mm。球粒经干燥后，进入焙烧窑进行还原焙烧，焙烧温度为1000℃，焙烧时间为90min。焙烧采用弱还原气氛至中性还原气氛，通过使焙烧尾气中氧含量为1.5％以下而进行控制。将焙烧后的焙砂进行水淬，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿细度为0.074mm的占80％。
使磨矿后物料进入浮选系统，进行粗选、精选和扫选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：调整剂：盐酸5000g/t，活化剂：硫酸铜250g/t，捕收剂1：乙基黄药100g/t，捕收剂2：甲酚黑药150g/t，起泡剂：2#油50g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-精矿，精选底流-中矿1返回粗选作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：捕收剂1：乙基黄药150g/t，捕收剂2：甲酚黑药50g/t，起泡剂：2#油50g/t。扫选泡沫-中矿2返回粗选作业构成闭路选矿，扫选底流为最终尾矿予以抛弃。
浮选所得精矿中，镍的品位为25.54％，镍的回收率为79.63％。
在浮选所得的精矿中配入10％的焦炭和10％的石灰，造球后在电炉中在1550℃的温度下熔分，使镍铁与渣分离，得镍铁合金。
所得镍铁合金含镍43.62％，镍的回收率为96.00％。
实施例4
取红土镍矿原料，其主要组成为：含镍0.98％、含钴0.08％、含铁29.45％、mgo9.20％、cao2.02％。
向红土镍矿原料中加入煤粉4％、氯化钙20％、硫酸钙5％、碳酸钙3％(均按加入添加剂后原料的总重计)，充分混合后造粒，粒径为10mm。球粒经干燥后，进入焙烧窑进行还原焙烧，焙烧温度为950℃，焙烧时间为80min。焙烧采用弱还原气氛至中性还原气氛，通过使焙烧尾气中氧含 量为1.0％以下而进行控制。将焙烧后的焙砂进行水淬，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿细度为0.074mm的占75％。
使磨矿后物料进入浮选系统，进行粗选、精选和扫选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：调整剂：盐酸4500g/t，活化剂：硫酸铜300g/t，捕收剂1：乙基黄药300g/t，捕收剂2：叔丁基酚黑药100g/t，起泡剂：2#油60g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-精矿，精选底流-中矿1返回粗选作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：捕收剂1：乙基黄药100g/t，捕收剂2：叔丁基酚黑药80g/t，起泡剂：2#油80g/t。扫选泡沫-中矿2返回粗选作业构成闭路选矿，扫选底流为最终尾矿予以抛弃。
浮选所得精矿中，镍的品位为23.60％，镍的回收率为80.22％。
在浮选所得的精矿中配入12％的焦炭和10％的石灰，造球后在电炉中在1550℃的温度下熔分，使镍铁与渣分离，得镍铁合金。
所得镍铁合金含镍41.37％，镍的回收率为95.36％。
最后说明的是，以上实施方案仅用以说明本发明的技术方案而非限制。本领域技术人员在不脱离本发明技术方案的宗旨和范围的情况下，对本发明的技术方案进行的修改或者等同替换，均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。