本发明专利技术公开了一种综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法,首先将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆,然后用目数为30~200目的筛网进行筛析分离,得到3种不同粒度的镍矿,之后根据根据原矿中各矿物颗粒大小不同的物理特性,将3种矿中铁、硅、镁、铬、钴和镍进行不同程度的分离和富集,之后针对3种矿不同的特性选择三种不同却又耦合的处理工艺对矿中的有价金属镍、钴、铁和铬进行综合回收。为储量丰富但一直未实现其综合经济价值的褐铁型红土镍矿提供了一种新的工艺思路。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及ー种褐铁型红土镍矿的冶炼方法,尤其涉及一种。
技术介绍
目前,金属矿产业成为国民经济和国防建设的基础产业,金属矿产资源中往往同时伴生多种有价金属,而较低的整体利用水平极大地限制了资源的有效利用,造成了对资源的极大浪费和对环境相当程度的破坏。红土镍矿是含铁镁硅酸盐矿物经长期风化变质形成的。一般分褐铁型红土镍矿和硅镁镍矿型红土镍矿两种类型,前者具有铁高、镍低,硅、镁也较低,但钴含量较高同时伴生有一定含量铬等特点,且资源总量约为后者两倍。如能实现其中有价金属镍、钴、铁和铬 的综合利用将会对缓解我国日益增长的镍、钴及高品质铁精矿和铬铁矿需求产生极大的影响,可见如何从揭铁型红土镇矿中闻效经济地提取镇、钻,并获得闻品质铁精矿和络矿具有重要意义。目前,应用于エ业生产的红土镍矿处理工艺分为火法和湿法两种。火法エ艺主要是以红土镍矿为原料通过电炉、鼓风炉或者高炉熔炼镍鉄。这种エ艺对有价金属钴利用率很低,并未考虑铬的利用,且能耗较高,对エ厂所在地电量供应要求较高,不能实现红土镍矿高效、低能耗综合利用有价组元的目的。湿法エ艺主要有还原焙烧-氨浸エ艺和高压硫酸浸出エ艺。前者虽能回收镍、钴和铁,但存在钴回收率低,铁精粉回收困难且并未考虑铬回收等不足;后者虽然能够或者较高的镍、钴浸出率,但存在エ艺技术复杂,设备要求高、投资大,操作成本高,加压釜结疤严重,浸出渣因铁低硫高而无法实现综合利用等弊端。鉴于上述褐铁型红土镍矿的提炼エ艺存在不足,近年来人们一直在研究适用于褐铁型红土镍矿综合利用的新技木。专利US2010064854公开了ー种红土镍矿的处理方法,该技术针对褐铁矿型和蛇纹石型镍矿以硝酸为浸出剂进行选择性浸出,可以综合利用矿中的镍、钴、镁和铁等金属,但此法并未提及铬的回收,而铁的回收是通过浸出液固分离后对滤液进行加压实现,并将增加工艺生产成本和操作成本,且铁的利用率并不高,尤其对于处理低镁含量的褐铁型红土镍矿来说,金属综合利用有待改进。专利CN1858274公开了ー种氧化镍矿的处理新方法,该法虽采用了常压浸出,降低了エ艺技术难度和操作成本,但没能将氧化镍矿转化为镍产品,而是得到了硫化镍精矿,需进ー步提炼才能得到镍产品,エ艺中磁选和浮选两步弃渣,导致有价金属回收率降低。专利CN1995414公开了氧化镍矿的硫酸強化浸出提取法,该法在200°C以下,压カI.6MPa以下加入还原剂进行加压浸出,虽比常规加压浸出法设备要求低,技术容易掌握,但若所用氧化镍矿中二价铁含量较高则会导致得到的浸出液中杂质含量较高,后续提纯エ序较难,另外此法并未提及铁和铬的回收利用,经济性不好。专利CNlO 1942558和专利CNlO 1956081公开了ー种烟煤干燥还原低品位红土镍矿及強化氨浸提取镍钴法,此法是在传统还原焙烧-氨浸エ艺基础上进行改迸,综合利用铁质矿中的镍、钴和铁,但由于铁的回收通过磁选实现,对还原段铁的还原态严格要求控制为Fe304,否则将导致铁磁选率低,回收困难。对铁还原态选择性的苛刻要求必然限制了红土镍矿中铁价值的充分体现。专利CNlO 1691635公开了ー种处理褐铁型红土镍矿的碱-酸双循环エ艺,该技术对矿中有价组元铬、铝、镍、钴和铁的综合回收率均很高,但半エ业试验结果表明,只有当原料的氧化铬含量大于8%吋,碱法活化回收铬/铝才能有较可观的经济收益,对铬含量较低的褐铁型红土镍矿,加工成本偏高。综上,上述エ艺或存在生产成本高和エ艺条件苛刻等弊端,或存在有价金属综合回收利用率低等不足,都未能很好的综合利用褐铁型红土镍矿。因此,在保证镍、钴回收率的前提下,如何突破褐铁型红土镍矿中铁和硅、铬、镁的低成本分离,进而实现铁、铬的分别富集,是实现褐铁型红土镍矿中有价组元低成本高值综合利用的关键。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种,该方法能很好的利用矿中的镍、钴、铁和铬。本专利技术的目的是通过以下技术方案实现的本专利技术的,包括步骤A、原矿筛析分离将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆,并进行搅拌,然后用目数为30 200目的筛网进行筛析分离,得到3种不同粒度的镍矿,根据所得矿粒度从细到粗分别编号为1#矿、2#矿和3#矿,分别进入步骤B、步骤C和步骤D的处理工序;B、l#矿处理工序将步骤A得到的1#矿在还原性气氛中进行焙烧,所得焙砂进行常压氨浸,浸出液采用萃取、结晶和电解的方法制取镍钴产品,氨经回收返回浸出エ序,浸出渣含铁60%以上,作为铁精粉直接出售;C、2#矿处理工序将步骤A得到的2#矿配入硫酸进行酸解,酸解后常压水浸,浸出液进入步骤D残酸中和エ序,浸出渣配入炭质还原剂进行磁化焙烧,焙烧后进行磁选分离,得含铁60%以上的铁精粉和含铬10%以上的铬矿,铁精粉并入步骤B ;D、3#矿处理工序将步骤A得到的3#矿进行破碎细磨,然后加入到残酸中和エ序用于中和步骤C和步骤D过程中浸出液中残留的硫酸,浄化后液进入镍钴产品制备エ序,通过硫化沉淀、中和沉淀,萃取-电解或萃取-结晶的方法回收净化液中的镍、钴,渣进行硫酸常压浸出,浸出液返回残酸中和エ序,残渣弃去。由上述本专利技术提供的技术方案可以看出,本专利技术实施例提供的,由于根据原矿中各矿物颗粒大小不同的物理特性,在经过充分时间的搅拌浆化后,采用不同孔径的筛网对原矿进行分离,分离后3种矿中铁、硅、镁、铬、钴和镍得到不同程度的分离和富集。然后针对3种矿不同的特性选择三种不同却又耦合的处理工艺对矿中的有价金属镍、钴、铁和铬进行综合回收。为储量丰富但一直未实现其综合经济价值的褐铁型红土镍矿提供了ー种新的エ艺思路。附图说明图I为本专利技术实施例提供的的流程示意图。具体实施例方式下面将对本专利技术实施例作进ー步地详细描述。本专利技术的,其较佳的具体实施方式如图I所示,包括步骤A、原矿筛析分离将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆,并进行搅拌,然后用目数为30 200目的筛网进行筛析分离,得到3种不同粒度且成分不同的镍矿,根据所得矿粒度从细到粗分别编号为1#矿、2#矿和3#矿,分别进入步骤B、步骤C和步骤D的处理工序; B、1#矿处理工序将步骤A得到的1#矿在还原性气氛中进行焙烧,所得焙砂进行常压氨浸,浸出液采用萃取、结晶和电解的方法制取镍钴产品,氨经回收返回浸出エ序,浸出渣含铁60%以上,作为铁精粉直接出售;C、2#矿处理工序将步骤A得到的2#矿配入硫酸进行酸解,酸解后常压水浸,浸出液进入步骤D残酸中和エ序,浸出渣配入炭质还原剂进行磁化焙烧,焙烧后进行磁选分离,得含铁60%以上的铁精粉和含铬10%以上的铬矿,铁精粉并入步骤B ;D、3#矿处理工序将步骤A得到的3#矿进行破碎细磨,然后加入到残酸中和エ序用于中和步骤C和步骤D过程中浸出液中残留的硫酸,浄化后液进入镍钴产品制备エ序,通过硫化沉淀、中和沉淀,萃取-电解或萃取-结晶的方法回收净化液中的镍、钴,渣进行硫酸常压浸出,浸出液返回残酸中和エ序,残渣弃去。所述步骤A中矿浆浓度为5 30%、浆化搅拌时间为0. 5 48h。所述步骤A中的筛析分两步,两步所用筛网孔径分别为30 80目和120 200目。所述褐铁型红土镍矿原矿中主元素质量百分含量为Fe 40 50%, Ni 0. 5 2.0%, Co 0. 01 0. 2%, Mg 0. 3 3%,Cr I 3%,Si023 10% ;筛析后本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法,其特征在于,包括步骤:A、原矿筛析分离:将褐铁型红土镍矿原矿配成矿浆,并进行搅拌,然后用目数为30~200目的筛网进行筛析分离,得到3种不同粒度且成分不同的镍矿,根据所得矿粒度从细到粗分别编号为1#矿、2#矿和3#矿,分别进入步骤B、步骤C和步骤D的处理工序;B、1#矿处理工序:将步骤A得到的1#矿在还原性气氛中进行焙烧,所得焙砂进行常压氨浸,浸出液采用萃取、结晶和电解的方法制取镍钴产品,氨经回收返回浸出工序,浸出渣含铁60%以上,作为铁精粉直接出售;C、2#矿处理工序:将步骤A得到的2#矿配入硫酸进行酸解,酸解后常压水浸,浸出液进入步骤D残酸中和工序,浸出渣配入炭质还原剂进行磁化焙烧,焙烧后进行磁选分离,得含铁60%以上的铁精粉和含铬10%以上的铬矿,铁精粉并入步骤B;D、3#矿处理工序:将步骤A得到的3#矿进行破碎细磨,然后加入到残酸中和工序用于中和步骤C和步骤D过程中浸出液中残留的硫酸,净化后液进入镍钴产品制备工序,通过硫化沉淀、中和沉淀,萃取?电解或萃取?结晶的方法回收净化液中的镍、钴,渣进行硫酸常压浸出,浸出液返回残酸中和工序,残渣弃去。...
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员:王成彦,黄良兴,王云,杨琦,尹飞,绳广生,阮书锋,马保中,陈永强,杨永强,揭晓武,杨卜,张永禄,邢鹏,郜伟,李强,杨玮娇,居中军,刘杰,
申请(专利权)人:北京矿冶研究总院,江苏华海材料科技有限公司,
类型:发明
国别省市:
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