硫化镍矿的冶炼方法与流程

本发明属于冶金技术领域，具体而言，涉及硫化镍矿的冶炼方法。

背景技术：

硫化镍矿中除了含有镍黄铁矿和黄铜矿等主要目的矿物外，一般含有较多的磁黄铁矿。镍黄铁矿理论含ni33wt.％、含fe33wt.％左右，磁黄铁矿含镍在0～2wt.％左右波动，含fe63wt.％左右。

目前硫化镍矿的选冶流程是通过选矿得到镍精矿，然后进行熔炼和吹炼，最后通过电解精炼得到镍金属。目前的选冶工艺中，磁黄铁矿和镍黄铁矿会一起进入镍精矿中冶炼，冶炼给料ni品位一般在4～8wt.％左右，给料ni品位比较低，fe含量较高，增加熔炼和吹炼的成本。而且吹炼要去除低冰镍中大量的fe，在消耗能量的同时，使大量的铁与石英造渣，从一定程度上讲也是铁资源的浪费。

技术实现要素：

为了克服上述缺陷，本发明提供一种硫化镍矿的冶炼方法。

本发明的硫化镍矿的冶炼方法，包括如下步骤：在选矿阶段浮选分选出高镍含量镍精矿和低镍含量镍精矿，然后为所述高镍含量镍精矿和所述低镍含量镍精矿进行不同的方式的冶炼。

其中，所述浮选分选使用抑制剂，所述抑制剂包括可溶性碳酸盐、焦亚硫酸钠、多胺和羧甲基纤维素钠。

其中，所述抑制剂中羧甲基纤维素钠、可溶性碳酸盐、焦亚硫酸钠和多胺的质量比是(3～6)：(10～15)：(4～8):1。

其中，所述可溶性碳酸盐选自碳酸钠、碳酸钾和碳酸铵中的一种或多种。

其中，所述多胺选自二乙烯三胺和三乙烯四胺中的一种或多种。

其中，所述低镍含量镍精矿冶炼包括如下步骤：首先对所述低镍含量镍精矿进行氧化焙烧；将氧化焙烧后的产物在配煤后进行直接还原焙烧；将还原焙烧产物经过磨矿磁选获得镍铁产品。

其中，所述氧化焙烧的温度为750～800℃、时间为50～60min；氧化焙烧得到产物在配煤8～12％、所述还原焙烧温度为1150～1200℃、时间为40～50min。

其中，回收所述氧化焙烧产生的so2用于制酸。

其中，所述高镍含量镍精矿冶炼包括熔炼、吹炼和电解精炼得到镍金属。

其中，所述高镍含量镍精矿的镍含量质量百分比为16～20％、所述低镍含量镍精矿的镍含量质量百分比为1％～2％。

本发明通过浮选将硫化镍矿中的镍黄铁矿等高镍含量的硫化矿与低镍含量的磁黄铁矿分开，得到高镍含量镍精矿和低镍含量镍精矿，对不同的精矿采用不同的冶炼工艺，可以降低了冶炼成本。更进一步，高镍含量镍精矿采用传统的熔炼、吹炼技术，而低镍含量镍精矿采用直接还原技术直接生产铁镍产品，可以充分回收磁黄铁矿中的铁资源，避免了资源浪费，减少了传统冶炼工艺的渣排放。

附图说明

通过参照附图详细描述其示例实施方式，本发明的上述和其它特征及优点将变得更加明显。

图1是本发明实施例的硫化镍矿的冶炼方法流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明作详细说明。

本申请中“高镍含量镍精矿”的“高镍含量”是指高于传统冶炼工艺使用的镍精矿的镍含量；产物“低镍含量镍精矿”的“低镍含量”是指低于传统冶炼工艺使用的镍精矿的镍含量。传统冶炼工艺使用的镍精矿镍含量在6～8％左右。

本发明的硫化镍矿的冶炼方法，首先在选矿阶段分选出高镍含量镍精矿和低镍含量镍精矿，针对不同的镍精矿采用不同的冶炼方式，从而实现降低冶炼成本、避免资源浪费的目的。如图1所示，首选对矿石进行选矿，通过浮选分选出高镍含量镍精矿和低镍含量镍精矿，然后为高镍含量镍精矿和低镍含量镍精矿进行不同的方式的冶炼。

浮选分选工艺可以是任何分选工艺。例如，但不限于，通过将矿浆中加入抑制剂、捕收剂和气泡剂等分选出高镍含量镍精矿，再向中矿中加入活化剂、捕收剂等分选出低镍含量镍精矿。

浮选分选所使用的抑制剂包括可溶性碳酸盐、焦亚硫酸钠、多胺和羧甲基纤维素钠。羧甲基纤维素钠、可溶性碳酸盐、焦亚硫酸钠和多胺的质量比是(3～6)：(10～15)：(4～8):1。可溶性碳酸盐选自碳酸钠、碳酸钾和碳酸铵中的一种或多种。多胺选自二乙烯三胺和三乙烯四胺中的一种或多种。

经过分选后的高镍含量镍精矿的镍含量质量百分比为16～20％、低镍含量镍精矿的镍含量质量百分比为1％～2％。

低镍含量的镍精矿主要含有磁黄铁矿，针对低镍含量镍精矿通过氧化焙烧-煤基直接还原-磁选法得到镍铁合金。具体步骤为：首先对低镍含量镍精矿进行氧化焙烧；将氧化焙烧后的产物在配煤后进行直接还原焙烧；将经过还原焙烧产物经过磨矿磁选获得镍铁合金。

其中，氧化焙烧的温度为750～800℃、时间优选为50～60min。氧化焙烧过程中产生的so2可以用于制酸，避免资源浪费。

氧化焙烧之后的产物中，配煤8～12％，进行还原焙烧。还原焙烧温度为1150～1200℃、时间优选为40～50min。

最后经过磨矿磁选获得镍铁合金。

高镍含量镍精矿为镍黄精矿，可以通过背景技术部分记载的现有冶炼方法冶炼。即依次通过熔炼、吹炼和电解精炼得到镍金属。

本发明提供一种处理硫化镍矿的新思路，即在浮选时将镍黄铁矿等高镍含量硫化矿与低镍含量的磁黄铁矿分开，得到高镍含量镍精矿和低镍含量镍精矿，然后采用不同的冶炼工艺处理这两种产品。高镍含量镍精矿采用传统的熔炼、吹炼技术，而低镍含量磁黄铁矿(低镍含量镍精矿)采用直接还原技术直接生产铁镍合金。这样既降低了冶炼成本，又充分回收磁黄铁矿中的铁资源。

实施例1

某硫化镍矿ni含量为0.73wt.％，采用cmc、碳酸钠、deta和焦亚硫酸钠作为组合抑制剂，以丁基黄药为捕收剂，浮选获得高镍含量镍精矿，浮选高镍含量镍精矿后的尾矿采用硫酸铜活化磁黄铁矿，以丁基黄药为捕收剂，获得磁黄铁矿精矿(低镍含量镍精矿)。最终，浮选可获得镍含量为18.01wt.％、镍回收率为69.12％的高镍含量镍精矿，以及镍含量1.15wt.％、镍回收率为8.93％的磁黄铁矿精矿。

低镍含量镍精矿采用氧化焙烧-煤基直接还原-磁选工艺生产镍铁产品。首先进行氧化焙烧，温度为750～800℃、时间为50～60min，氧化焙烧产生的so2可以制酸，焙烧产物在配煤8～12％、焙烧温度1150～1200℃的条件下焙烧40～50min，焙烧产物经过磨矿磁选可获得ni含量为2～3wt.％、fe含量为90wt.％左右的镍铁合金，镍回收率能够达到90％。

实施例2

某硫化镍矿ni含量为0.81wt.％，采用cmc、碳酸钠、deta和焦亚硫酸钠作为组合抑制剂，以丁基黄药为捕收剂，浮选获得高镍含量镍精矿，浮选高镍含量镍精矿后的尾矿采用硫酸铜活化磁黄铁矿，以丁基黄药为捕收剂，获得磁黄铁矿精矿(低镍含量镍精矿)。最终，浮选可获得镍含量为19.21wt.％、镍回收率为68.34％的高镍含量镍精矿，以及镍含量1.23wt.％、镍回收率为9.21％的磁黄铁矿精矿。

低镍含量镍精矿采用氧化焙烧-煤基直接还原-磁选工艺生产镍铁产品。首先进行氧化焙烧，温度为800℃、时间为55min，焙烧产物在配煤10％、焙烧温度1200℃的条件下焙烧50min，焙烧产物经过磨矿磁选可获得ni含量为2.83wt.％、fe含量为91.03wt.％左右的镍铁合金，镍回收率能够达到90.23％。

当然，本发明还可有其它多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，熟悉本领域的技术人员当可根据本发明作出各种相应的改变和变形，但这些相应的改变和变形都应属于本发明所附的权利要求的保护范围。