專利名稱：一種從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析方法
一種從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析方法技術領域
本發(fā)明屬于有色冶金技術領域，為鎳的提取冶金，具體涉及從處理鎳紅土礦富集 提取鎳鈷的方法。
背景技術：
鎳在地球上是儲量豐富的一種金屬，世界陸地鎳儲量約為4. 7億噸，其中約60% 屬于紅土型鎳礦床，約40%屬于巖漿型銅鎳硫化物礦床。目前世界鎳工業(yè)生產的鎳，主要來 自硫化鎳礦資源，約占總產量的60% 65% ；由于硫化鎳礦的日益枯竭，氧化鎳礦在全球鎳 工業(yè)的地位越來越重要；氧化鎳礦據估計，到2010年從氧化鎳礦中生產鎳的產量會超過從 硫化鎳礦生產的鎳。
鎳紅土礦是一種氧化鎳礦，鎳紅土礦可分為褐鐵礦型和硅鎂鎳礦型兩大類。目前 大規(guī)模鎳紅土礦中提取鎳和鈷的方法分為火法冶金方法和濕法冶金方法；根據礦石類別及 含鎳量水平，采用同的冶金方法提取鎳和鈷?；鸱ㄒ苯鸱椒ㄒ还捎糜谔幚砗嚵枯^高(大 于1. 5% )的變質橄欖巖，有鎳鐵法和造锍熔煉法；濕法冶金方法一股用于處理含鎳量較低 的鎳紅土礦，有還原焙燒-氨浸法和加壓酸浸法，分別適應于處理高鎂、低鎂鎳紅土礦?；?法冶金方法相對成熟，濕法冶金方法正在不斷發(fā)展。在現(xiàn)有鎳紅土礦處理的濕法工藝中，還 原-氨浸法因為環(huán)保問題極少使用；加壓硫酸浸出法因投資大、成本高，且鎂不能開路、環(huán) 保壓力大等問題。
為了滿足全球節(jié)約資源、改善環(huán)境的要求，達到降低開采鎳紅土礦的含鎳品位、提 高鎳冶金收率和減少或消除冶金過程對地球環(huán)境的不利影響等目的，冶金科技工作者試圖 采用改良的濕法冶金方法和火法-濕法聯(lián)合冶金工藝處理貧鎳紅土礦提取鎳鈷；目前研究 開發(fā)較多的方法有常壓酸浸工藝、氯化離析-磁(浮)富集-酸溶工藝、還原焙燒-酸浸工 藝和氯化焙燒-浸出工藝。氯化離析-磁(浮)富集方法可以處理鎳紅土礦得到鎳和鈷的 富集物，并聯(lián)合采用酸溶、萃取分離等濕法冶金工藝，或聯(lián)合采用鎳鐵法、鎳锍法等火法冶 金工藝，具有廣泛的適應性和較好應用前景。
氯化離析工藝于上世紀七十年代成功應用于處理低品位氧化銅礦后，冶金科研工 作者一直樂觀地認為該法將是處理鎳紅土礦的最經濟的方法，將具有廣闊前景。試驗室的 研究表明，用氯化離析工藝結合磁選或浮選工藝，能有效地富集和提取鎳紅土礦中的鎳和 鈷；且曾經用小型間接加熱的工業(yè)爐(回轉窯)進行試驗，得到了滿意的結果。但更大規(guī)模 的直接加熱爐試驗卻一直沒能得到預期效果，從而不能實現(xiàn)氯化離析工藝在處理鎳紅土礦 中的大規(guī)模工業(yè)化應用。
全球鎳紅土礦儲量巨大，具有含鎳量波動大、礦物成分復雜等特點，開發(fā)一種普適 性冶金工藝處理各種鎳紅土礦具有特殊意義。因此，迫切需要開發(fā)從鎳紅土礦中提鎳鈷的 生產技術，特別是開發(fā)適用范圍寬、投資省、成本低、資源利用率高、對環(huán)境友好的大型化生 產技術。本發(fā)明為一種處理鎳紅土礦富集鎳和鈷的氯化離析方法，特別適應于處理各種類 型的低品位鎳紅土礦，具有廣闊的工業(yè)應用前景。發(fā)明內容
本發(fā)明的目的在于針對大規(guī)模處理鎳紅土礦，提供一種采用高溫氯化離析的冶 金方法、具有普適性的節(jié)能降耗技術方案，可從鎳紅土礦中經濟、高效地提取鎳和鈷。
本發(fā)明的技術方案包括以下工藝步驟
(1)礦料干燥處理將鎳紅土礦加工處理成含水量少于10%，-60目粉料；
(2)配、混料和造球在經處理的鎳紅土礦料中配入氯化劑和還原劑，混合均勻， 并造球；氯化劑CaCl2的加入量為礦料質量的5 10 %，還原劑煤粉的加入量為礦料質量的 3 6% ；礦料球的大小根據反應器類型和大小而定；
(3)礦料球預加熱升溫在預升溫加熱器內，將經第⑵步混合好的礦料球加熱升 溫，升溫溫度以保障礦料球蓄熱而不發(fā)生化學反應為限；
(4)氯化離析焙燒將經第(3)步得到的灼熱混合礦料球投入氯化離析反應器，進 行鎳和鈷的氯化離析焙燒；焙燒溫度900 1100°C，焙燒時間40 90min.；
(5)磁選富集鎳和鈷將第⑷步焙燒后得到的焙球直接水淬、濕式細磨并過-300 目篩；再采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯， 精選磁場強度為1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中礦返回粗 選；
(6)窯氣處理和回收氯化劑第(4)氯化離析焙燒出來的窯氣經冷卻、收塵，用水 吸收其中HCl得鹽酸；用石灰石與鹽酸反應、濃縮結晶，得氯化鈣，返回作氯化劑配料用。
所述的第( 步中礦料球在反應前進行的加熱升溫的溫度控制在600 800°C。
氯化離析焙燒采用獨立的反應器，礦料球經預加熱升溫后直接進入此獨立的反應 器進行和完成氯化離析過程。
在氯化離析焙燒過程中的加熱升溫和保溫使用富氧空氣或工業(yè)氧氣作為助燃氣 體，以降低進入和排出反應體系的氣體量。
所述的助燃氣體需經預熱升溫；進入氯化離析反應器的助燃氣體溫度為600 850 "C。
控制氯化離析焙燒反應器內氣氛COAD2的體積比為1. 0 3. 0。
所述第(3)步中預加熱升溫礦料球產出的熱窯氣作為熱源直接用于第(1)步中物 料的干燥處理。
以上方案的研究是發(fā)明人經以下研究歷程才及得出的。
在氧化礦中鎳、鈷的氯化離析過程包括鎳和鈷的氯化
Me0+2HC1 (g) = = MeCl2+H20 (g)
和氯化物的揮發(fā)、擴散至固體還原劑表面，并還原及金屬化析出
2MeCl2+2H20+C = = 2Me+C02 (g) +4HC1 (g)
在處理鎳紅土礦的高溫氯化離析工藝中，一股采用固體氯化劑。通過固體氯化 劑在一定條件下產生氣體氯化劑(HCl)而實現(xiàn)鎳鈷的氯化過程。工業(yè)上常用固體氯化劑 CaCl20還原劑則為工業(yè)用煤粉或焦炭粉。
在高溫焙燒過程中，固體氯化劑通過物料中酸性氧化物促進產生氣態(tài)氯化劑
CaCl2+Si02+H20 = = CaSi03+2HCl (g)
水分的存在可大大促進固體氯化劑轉化為HCl ；因此有水分的高溫體系中，鎳和 鈷是通過與HCl反應而被氯化的。
氯化離析處理鎳紅土礦的工藝過程包括原料準備、高溫氯化離析、磁(浮)選富鎳 鈷和氯化劑再生回收等；其中高溫氯化離析、尾氣處理是最重要的環(huán)節(jié)。
原料準備過程為了使被處理物料獲得較大的反應能力，氯化離析法對原料的物 理化學性質具有一定的要求；原料準備的方法及程序，視具體的工藝及設備要求而定。一股 需要將原料干燥、破碎、細磨、與其他反應劑充分混合或將粉狀物料制?；蛟靿K，等。
高溫氯化離析過程通過高溫氯化與金屬化析出過程，使鎳和鈷以金屬單質或合 金(鐵合金)在固體還原劑表面析出，以實現(xiàn)鎳和鈷的選擇性分離。
磁(浮)選分離富集通過磁選或浮選，將鎳和鈷富集于精礦中。
氯化劑的回收再生過程高溫氯化過程采用固體氯化劑(如CaCl2)；固態(tài)氯化劑 是通過轉化為氣態(tài)氯化劑而起氯化作用的。通過吸收HCl制得鹽酸，再與鈣質化合物反應 再生氯化鈣，返回使用。
發(fā)明人從用氯化離析方法處理鎳紅土礦的研究中發(fā)現(xiàn)，在試驗室封閉爐或小型間 接加熱爐處理的封閉反應體系中，鎳鈷的富集均能得到滿意的結果；但更大規(guī)模的直接加 熱爐試驗(開放反應體系)卻一直沒能得到預期效果，從而不能實現(xiàn)氯化離析工藝在處理 鎳紅土礦中的大規(guī)模工業(yè)化應用。
高溫氯化離析過程為氣態(tài)氯化劑與固態(tài)物料、氣態(tài)鎳鈷氯化物與固體還原劑之間 發(fā)生的氣/固多相反應過程，主要過程包括氣體擴散與氣/固界面反應。過程主要受溫度、 體系氣氛、物料配比、反應時間等因素的影響；氣相組成對過程的影響至關重要，且難于控 制。采用固體氯化劑時，配入物料中的氯化劑一定時，氣體流量(主要由助燃氣體供給和燃 料燃燒過程產生)將對反應體系氣相中氯化劑的含量、反應體系氯化劑的保有量等產生重 要影響。氣體流量大時，反應體系氣相中氯化劑含量低，隨氣體載帶出體系的氯化劑量大， 即反應體系的氯化劑保有量低，弓I起氯化劑消耗量大且過程反應不完全。
為了增加反應體系氣相中氯化劑的含量、降低氯化劑隨氣體的散失和最大限度地 選擇性還原鎳和鈷，對于直接加熱的開放反應體系，因而，本發(fā)明采取如下措施
1)反應物料預熱。采用物料的預熱與反應分開，用于物料預熱而引入或產生的大 量氣體不進入反應體系，阻斷了由于物料預熱的大量氣體對反應體系的影響。物料預熱的 程度以物料之間不發(fā)生反應為度
2)富氧或工業(yè)氧氣助燃。采用燃料的富氧燃燒，可避免使用空氣時大量引入N2, 可大幅度地降低反應體系的氣體量，同時大幅度減少由于大量N2升溫的能量空耗、及大量 高溫氣體排出的能量耗失。如焦粉燃燒
C+02 = = CO2
采用氧氣燃燒與采用空氣燃燒相比，可降低燃燒體系氣體量 80%。方便反應體 系氣氛的控制。
3)控制反應體系的氧位，即控制反應體系氣氛COAD2 (體積比)值。
通過以上措施，(1)可提高反應體系的氣體氯化劑量，強化氯化過程；(2)減少由 于使用空氣時大量隊的升溫和高溫排出的能源消耗；C3)最大限度地使鎳鈷以單質或鐵合 金存在、而鐵主要以氧化亞鐵存在，提高鎳鈷的磁選選擇性；(4)減少窯氣處理設施容量、降低設備處理負荷。
本發(fā)明的詳細實施步驟如下
(1)礦料處理將礦料烘干、破碎、磨細，過-60目篩，含水總量少于10%;烘干可使 用加熱器內出來的預熱窯氣為熱源。
(2)配料、混球和造球按工藝配比將礦料、還原劑、氯化劑混合均勻，并制成礦料 球；配料為氯化劑加入量為礦料質量5 10%，還原劑加入量為礦料質量3 6% ；氯化 劑為CaCl2 ；還原劑為工業(yè)用煤粉，包括焦炭、無煙煤、褐煤或煤等工業(yè)煤粉。
(3)礦料球預加熱升溫在加熱器內，將礦料球預加熱升溫至600 800°C。
(4)富氧空氣或工業(yè)氧氣助燃的高溫氯化氯化過程采用直接加熱，且燃料用富 氧空氣或工業(yè)氧氣助燃。將灼熱礦料球直接入窯進行氯化離析焙燒；氯化離析焙燒條件為 焙燒溫度900 1100°C，焙燒時間40 90min.。
(5)磁選富集鎳和鈷高溫焙球直接水淬、濕式細磨并過-300目篩；再采用粗 選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯，精選磁場強度為 1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中礦返回粗選。
(6)窯氣處理和回收氯化劑高溫窯氣經冷卻、收塵，用水吸收其中HCl得鹽酸；用 石灰石與鹽酸反應、濃縮結晶，得氯化鈣，返回作氯化劑配料用。
本發(fā)明具有以下的優(yōu)點與積極效果
(1)通過本發(fā)明的采用反應物料預熱升溫、高溫氯化離析組合，物料升溫階段與氯 化反應階段分開，避免物料升溫階段由燃料燃燒供熱產生的大量氣體對在物料反應階段氣 氛的影響；大幅度提高了反應體系的氣體氯化劑濃度和有價金屬的氯化效率，降低氯化劑使用量。
(2)采用富氧或工業(yè)氧氯助燃，減少了大量非反應氣體隊升溫所需的能源以及氣 體排出載帶的能源。同時，由于尾氣量大幅度降低，減少了尾氣處理負荷，降低了尾氣處理 成本。
(3)控制反應體系處理合理氧位(COAX)2比)，使在反應溫度下鎳、鈷生成單質金 屬或鐵合金(強磁性物質)，而鐵主要生成氧化亞鐵(非磁性物質)，達到鎳、鈷與鐵的有效 磁選分離。
(4)由于尾氣量大幅度降低，大幅度增加了揮發(fā)焙燒尾氣中金屬氯化物的含量，提 高了有價金屬氯化物的回收率，降低了金屬氣化物的回收成本。
(5)合理組織工序，充分利用熱能；工藝方案熱能利用率高。
綜上所述，本發(fā)明采用高溫氯化離析法處理鎳紅土礦，富集和提取鎳和鈷。物料經 礦物處理、配料混料、制球、預熱、高溫氯化離析焙燒、磁選富集鎳和鈷、尾氣處理回收氯化 劑等工藝步驟，實現(xiàn)鎳和鈷的經濟、高效富集和提取。


圖1從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析工藝流程示意圖。
具體實施例方式
以下實施例旨在說明本發(fā)明而不是對本發(fā)明的進一步限定。
實施例1
鎳紅土礦為典型高鎂低鐵型，其成分(％ )為Ni 1. 32 ；Co 0. 08 ；Fe 11. 20 ；MgO 11. 55 ；CaO 15. 05 ；SiO2 32. 80。
鎳紅土礦經處理，過60目篩；配入礦量5 6% CaCl2、3 4%焦粉，造球；在預熱 爐內加熱預升溫到750 800°C。灼熱物料入反應窯，進行氯化離析焙燒；以粉煤為燃料、富 氧(預熱至800 850°C )助燃；氯化焙燒溫度1050 1100°C，時間40 50min ；控制爐 氣中C0/C02為2. 8 3. 0 ；煙氣經冷卻、沉降和吸收，回收氯化劑。高溫焙球直接水淬、濕式 細磨并過300目篩；采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯，精選磁場強度為1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中 礦返回粗選。
精礦產品中主要為鐵鎳(鈷)合金、鐵和硅鎂氧化物，鎳、鈷含量分別為17. 14、0.86 ；鎳、鈷收率分別為88. 6%,73. 3%0
實施例2
鎳紅土礦為典型高鐵低鎂型，其成分(％ )為Ni 1. 21 ；Co 0. 10 ；Fe 31. 29 ；MgO1.80 ；CaO 5. 77 ；SiO2 25. 40。
鎳紅土礦經處理，過60目篩；配入礦量7 8% CaCl2、5 6%焦粉，造球；在預熱 爐內加熱預升溫到700 750°C。灼熱物料入反應窯，進行氯化離析焙燒；以粉煤為燃料、 富氧(預熱至600 650°C )助燃；氯化焙燒溫度900 950°C，時間50 60min ；控制爐 氣中COAD2為1. 0 1. 2 ；煙氣經冷卻、沉降和吸收，回收氯化劑。高溫焙球直接水淬、濕式 細磨并過300目篩；采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯，精選磁場強度為1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中 礦返回粗選。
精礦產品中主要為鐵鎳(鈷)合金、鐵和硅鎂氧化物，鎳、鈷含量分別為9. 30、 0. 63 ；鎳、鈷收率分別為92. 4%,75. 7%。
實施例3
鎳紅土礦為典型鐵鎂適中型，其成分(％ )為Ni 1. 07 ；Co 0. 06 ；Fe 19. 86 ；MgO 5. 80 ；CaO 3. 37 ；SiO2 35. 02。
鎳紅土礦經處理，過60目篩；配入礦量9 10% CaCl2,4 5%焦粉，造球；在預 熱爐內加熱預升溫到750 800°C。灼熱物料入反應窯，進行氯化離析焙燒；以粉煤為燃料、 富氧(預熱至700 750°C )助燃；氯化焙燒溫度950 1000°C，時間80 90min ；控制爐 氣中COAD2為1. 8 2. 2 ；煙氣經冷卻、沉降和吸收，回收氯化劑。高溫焙球直接水淬、濕式 細磨并過300目篩；采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯，精選磁場強度為1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中 礦返回粗選。
精礦產品中主要為鐵鎳(鈷)合金、鐵和硅鎂氧化物，鎳、鈷含量分別為12.61、 0. 52 ；鎳、鈷收率分別為90. 7%,66. %。
權利要求
1.一種從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析方法，其特征在于包括以下工藝步驟(1)礦料干燥處理將鎳紅土礦加工處理成含水量少于10%、-60目粉料；(2)配、混料和造球在經處理的鎳紅土礦料中配入氯化劑和還原劑，混合均勻，并造 球；氯化劑CaCl2的加入量為礦料質量的5 10%，還原劑煤粉的加入量為礦料質量的3 6% ；礦料球的大小根據反應器類型和大小而定；(3)礦料球預加熱升溫在預升溫加熱器內，將經第( 步混合好的礦料球加熱升溫， 升溫溫度以保障礦料球蓄熱而不發(fā)生化學反應為限；(4)氯化離析焙燒將經第( 步得到的灼熱混合礦料球投入氯化離析反應器，進行鎳 和鈷的氯化離析焙燒；焙燒溫度900 1100°C，焙燒時間40 90min.；(5)磁選富集鎳和鈷將第(4)步焙燒后得到的焙球直接水淬、濕式細磨并過-300目 篩；再采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯，精 選磁場強度為1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中礦返回粗選；(6)窯氣處理和回收氯化劑第(4)氯化離析焙燒出來的窯氣經冷卻、收塵，用水吸收 其中HCl得鹽酸；用石灰石與鹽酸反應、濃縮結晶，得氯化鈣，返回作氯化劑配料用。
2.根據權利要求1所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于所述的 第( 步中礦料球在反應前進行的加熱升溫的溫度控制在600 800°C。
3.根據權利要求1所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于氯化離 析焙燒采用獨立的反應器，礦料球經預加熱升溫后直接進入此獨立的反應器進行和完成氯 化離析過程。
4.根據權利要求1所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于在氯化 離析焙燒過程中的加熱升溫和保溫使用富氧空氣或工業(yè)氧氣作為助燃氣體，以降低進入和 排出反應體系的氣體量。
5.根據權利要求4所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于所述的 助燃氣體需經預熱升溫；進入氯化離析反應器的助燃氣體溫度為600 850°C。
6.根據權利要求1-5任一項所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在 于控制氯化離析焙燒反應器內氣氛COAD2的體積比為1. 0 3. 0。
7.根據權利要求1所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于所述第 (3)步中預加熱升溫礦料球產出的熱窯氣作為熱源直接用于第(1)步中物料的干燥處理。
8.根據權利要求1所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于包括以 下步驟(1)礦料處理將礦料烘干、破碎、磨細，過-60目篩，含水總量少于10%；(2)配料、混球和造球按工藝配比將礦料、還原劑、氯化劑混合均勻，并制成礦料球； 配料為氯化劑加入量為礦料質量5 10%，還原劑加入量為礦料質量3 6% ；氯化劑為 CaCl2 ；還原劑為工業(yè)用煤粉；(3)礦料球預加熱升溫在加熱器內，將礦料球預加熱升溫至600 800°C；(4)富氧空氣或工業(yè)氧氣助燃的高溫氯化氯化過程采用直接加熱，且燃料用富氧空 氣或工業(yè)氧氣助燃。將灼熱礦料球直接入窯進行氯化離析焙燒；氯化離析焙燒條件為焙 燒溫度900 1100°C，焙燒時間40 90min.；(5)磁選富集鎳和鈷高溫焙球直接水淬、濕式細磨并過-300目篩；再采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選磁場強度為2100 2500高斯，精選磁場強度為1000 1500高斯，掃選磁場強度為3100 3500高斯；掃選中礦返回粗選；(6)窯氣處理和回收氯化劑高溫窯氣經冷卻、收塵，用水吸收其中HCl得鹽酸；用石灰 石與鹽酸反應、濃縮結晶，得氯化鈣，返回作氯化劑配料用。
9.根據權利要求8所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于所述的 工業(yè)用煤粉包括焦炭、無煙煤、褐煤或煤。
10.根據權利要求8所述從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析的方法，其特征在于所述 (1)步中的干燥使用的是加熱器內出來的預熱窯氣為熱源。
全文摘要
一種從鎳紅土礦富集鎳鈷的氯化離析方法，包括礦料干燥處理；配、混料和造球在經處理的鎳紅土礦料中配入氯化劑和還原劑，混合造球；氯化劑加入量為礦料質量的5～10％，還原劑加入量為礦料質量的3～6％；礦料球預加熱升溫，升溫溫度以保障礦料球蓄熱而不發(fā)生化學反應為限；將經得到的灼熱混合礦料球投入氯化離析反應器，進行鎳和鈷的氯化離析焙燒；焙燒溫度900～1100℃；磁選富集鎳和鈷將焙燒后得到的焙球直接水淬、濕式細磨；再采用粗選-精選-掃選聯(lián)合磁選富集鎳和鈷，粗選、精選、掃選的磁場強度分別為2100～2500高斯、1000～1500高斯、3100～3500高斯；掃選中礦返回粗選；窯氣處理和回收氯化劑。
文檔編號C22B1/14GK102041378SQ201010540470
公開日2011年5月4日 申請日期2010年11月11日 優(yōu)先權日2010年11月11日
發(fā)明者劉久清, 張云河, 彭文杰, 李新海, 王志興, 胡啟陽, 郭華軍 申請人:中南大學