一种从红土镍矿中回收镍的方法与流程

1.本发明涉及从红土镍矿或氧化镍中回收镍金属资源，具体涉及一种从红土镍矿中回收镍的方法。


背景技术：

2.镍属于非常重要的银白色金属材料，因为它具有良好的机械强度和延展性，耐熔耐高温特质，具有很高的化学稳定性，在空中不被氧化的特征，常被用来制作不锈钢和合金结构钢，广泛用于飞机、雷达。近年来，彩色电视、新型通讯器材中的用镍量迅速增加，因为镍具有优良的性能，已成为发展现代航空工业、国防工业现代体系中不可缺少的金属。
3.全球镍矿的主要分布在红土镍矿(占55％)，硫化矿(占比28％)，以及海底锰结核中(占比17％)。目前约60％镍产量来自硫化镍矿。随着镍下游不锈钢需求的逐步扩大，现有硫化矿资源不足以满足人类对镍资源需求增长。因此用rkef法利用红土矿冶炼镍铁，利用hpal湿法冶炼红土矿制备氢氧化镍钴以及火法冶炼红土矿制备高冰镍等技术逐步得到开发和投向工业应用。生产镍铁是红土镍矿的重要去向，因不锈钢使用量巨大，对镍和铁都有巨大的需求。红土镍矿可以炼成镍铁直接使用，不再需要进一步将镍和铁分开，也不需要将镍铁硫化造锍。当前新建镍铁产业链的企业几乎都采用rkef法。rkef是利用回转窑还原焙烧工艺对红土矿进行预热和预还原，所获得的高温预还原焙烧砂直接热装入矿热炉熔炼。rkef法生产约12％的镍铁,镍的品位无法继续提高。


技术实现要素：

4.本发明的目的是提供一种从红土镍矿中回收镍的方法，从而实现红土镍矿的综合利用，得到低冰镍和高冰镍以及镍合金和电解镍产品。
5.为达到上述目的，本发明采用的技术方案如下：
6.本发明提供的这种从红土镍矿中回收镍的方法，包括以下步骤：
7.1)先将红土镍矿干燥，然后将干燥后的红土镍矿与还原煤、硫化剂混合均匀，得到配料，接着将配料送至富氧侧吹炉内还原熔炼，熔炼结束后，得到低冰镍、侧吹炉渣、侧吹炉烟尘；
8.2)向步骤1)得到的低冰镍中加入熔剂，吹炼，得到高冰镍和吹炼渣；
9.3)将步骤2)得到的高冰镍经水淬后磨碎，焙烧，得到焙砂，接着将焙砂进行还原熔炼，得到精炼镍合金；
10.4)将步骤3)得到的精炼镍合金浇筑成阳极板，电解精炼，得到电解镍。
11.所述红土镍矿中nio、sio2、mgo、fe2o3、cao、al2o3、mn、s、cr的质量百分比含量分别为1％～9％，9％～42％，0.2％～22％，14％～60％，0.1％～2.75％，1％～25％，0.1％～25％，0.05％～0.2％，0.1％～2％。
12.作进一步改进，所述步骤1)中，富氧侧吹炉内还原熔炼时，富氧浓度为60％～85％，氧料比为200～400nm3/t，氧煤比采用燃烧系数表示，控制在0.5～0.9。
13.需要说明的是，富氧侧吹炉内还原熔炼时，通过控制氧料比、氧煤比来控制炉内的温度和还原性气氛，温度和还原性气氛使得一氧化碳与二氧化碳气体的混合物中一氧化碳的浓度在生成亚铁硅酸盐的温度范围内，co/(co+co2)的体积分数不小于50％。但是要防止进一步的还原，即氧化亚铁还原成金属，产生镍铁合金的现象发生。
14.作进一步改进，所述步骤1)中，控制富氧侧吹炉还原温度1150～1550℃，还原时间1～5h。
15.作进一步改进，所述步骤1)中，硫化剂为硫酸钙、硫化亚铁、硫磺中的至少一种；富氧侧吹炉内的炉渣中，渣含ni0.1％～0.25％，渣含sio235％～45％，渣含sio2和al2o3之和不高于50％,渣含feo14％～18％，渣含cao和mgo之和34％～36％，渣含s0.45％～1％；低冰镍中ni、fe、s之和在90％以上，其中s低于25％。
16.作进一步改进，所述步骤2)中，熔剂为石英石；吹炼的温度为1200℃～1250℃，吹炼时间为1～3h；吹炼时的富氧浓度为21％～24％；吹炼的炉渣中，渣含sio226％～28％，渣含al2o35％～8％，渣含cao5％～8％，渣含ni1％～2％；高冰镍中含ni68％～78％，含s21％～24％，含fe0.25％～0.5％。
17.作进一步改进，所述步骤3)中，将高冰镍磨碎至40～60目。
18.作进一步改进，所述步骤3)中，焙烧分两个阶段进行，首先温度控制在450℃～500℃，再逐步升温到780℃～800℃，焙烧时长为1～3h，为第一阶段；然后将焙烧炉渣经过圆筒冷却器后，碾碎至200目以下，进行第二阶段焙烧，温度700℃～800℃升高到1200℃～1300℃，焙烧时长为1～3h。焙砂中含ni77％～78％，s0.01％～0.02％，fe0.05％。
19.作进一步改进，所述步骤3)中，焙砂进行还原熔炼分为以下过程：炉料还原与软化、炉料熔化及镍金属出现、金属镍精炼；焙砂进行还原熔炼的温度为900～1000℃，时间为6～8h；所述精炼镍合金中，含镍95.6％，含铁4％，废渣含ni0.2～0.4％。
20.作进一步改进，所述步骤4)中，将精炼镍合金浇筑成阳极板，在氯化镍溶液中，电解精炼，由阴极室出来的溶液经受净化除铁后返回阴极室使镍沉积，得到电解镍；所述电解镍中含镍99.92～99.97％。
21.本发明的原理：
22.富氧侧吹炉还原熔炼，主要反应为(1)～(6)：
23.2c+o2＝2co(1)
24.fe3o4+co＝3feo+co2(2)
25.caso4+4co＝cas+4co2(3)
26.2cas+3nio+c＝ni3s2+2cao+co(4)
27.7cas+9nio＝3ni3s2+7cao+so2(5)
28.cao+sio2＝cao
·
sio2(6)
29.顶吹炉或转炉的吹炼，主要反应为(7)～(8)：
30.2fe+o2+sio2＝2feo
·
sio2(7)
31.2fes+3o2+sio2＝2feo
·
sio2+2so2(8)
32.高冰镍焙烧炉内，主要反应为(9)～(11)：
33.ni+0.5o2＝nio(9)
34.ni3s2+3.5o2＝3nio+2so2(10)
35.nio+so2+0.5o2＝niso4(11)
36.焙砂电炉内还原，主要反应为(12)～(13)：
37.nio+co＝ni+co2(12)
38.为了进一步的提纯，在电炉炉料中加入少量石灰石，反应为：
39.ni3s2+2cao+2c＝3ni+2cas+2co(13)
40.本发明的优点是采用富氧侧吹炉硫化还原回收镍，流程中通过加入硫酸钙或硫化亚铁、硫磺等硫化剂，实现镍的硫化还原，烟气中的so2通过脱硫后，继续生成硫酸钙，用于硫化，实现硫的高效循环利用。
附图说明
41.图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
42.下面结合实施例对本发明做进一步的详细说明。
43.在本发明的一个实施例中，一种从红土镍矿中回收镍的方法，包括以下步骤：
44.1)先将红土镍矿干燥，然后将干燥后的红土镍矿与还原煤、硫化剂混合均匀，得到配料，接着将配料送至富氧侧吹炉内还原熔炼，熔炼结束后，得到低冰镍、侧吹炉渣、侧吹炉烟尘；
45.2)向步骤1)得到的低冰镍中加入熔剂，吹炼，得到高冰镍和吹炼渣；
46.3)将步骤2)得到的高冰镍经水淬后磨碎，焙烧，得到焙砂，接着将焙砂进行还原熔炼，得到精炼镍合金；
47.4)将步骤3)得到的精炼镍合金浇筑成阳极板，电解精炼，得到电解镍。
48.在本发明的一个实施例中，所述红土镍矿中nio、sio2、mgo、fe2o3、cao、al2o3、mn、s、cr的质量百分比含量分别为1％～9％，9％～42％，0.2％～22％，14％～60％，0.1％～2.75％，1％～25％，0.1％～25％，0.05％～0.2％，0.1％～2％。
49.在本发明的一个实施例中，所述红土镍矿干燥的热源是燃烧煤炭或其他燃料产生的热风，通过控制热风量控制干燥强度，红土镍矿干燥后的含水量为18％～25％。
50.在本发明的一个实施例中，所述步骤1)中，富氧侧吹炉内还原熔炼时，富氧浓度为60％～85％，氧料比为200～400nm3/t，氧煤比采用燃烧系数表示，控制在0.5～0.9。
51.需要说明的是，富氧侧吹炉内还原熔炼时，通过控制氧料比、氧煤比来控制炉内的温度和还原性气氛，温度和还原性气氛使得一氧化碳与二氧化碳气体的混合物中一氧化碳的浓度在生成亚铁硅酸盐的温度范围内，co/(co+co2)的体积分数不小于50％。但是要防止进一步的还原，即氧化亚铁还原成金属，产生镍铁合金的现象发生。
52.在本发明的一个实施例中，所述步骤1)中，控制富氧侧吹炉还原温度1150～1550℃，还原时间1～5h。
53.在本发明的一个实施例中，所述步骤1)中，硫化剂为硫酸钙、硫化亚铁、硫磺中的至少一种；富氧侧吹炉内的炉渣中，渣含ni0.1％～0.25％，渣含sio235％～45％，渣含sio2和al2o3之和不高于50％,渣含feo14％～18％，渣含cao和mgo之和34％～36％，渣含s0.45％～1％；低冰镍中ni、fe、s之和在90％以上，其中s低于25％。
54.在本发明的一个实施例中，所述步骤1)中得到的侧吹炉渣经水淬后可直接外售；侧吹炉烟尘经余热锅炉回收后，进收尘系统除尘，得到熔炼烟尘和除尘后的烟气，熔炼烟尘可返富氧侧吹炉，除尘后的烟气送脱硫脱硝系统。
55.在本发明的一个实施例中，所述步骤2)中，低冰镍通过溜槽或镍包送入顶吹炉或转炉吹炼，通过配入石英石，吹炼得到高冰镍和吹炼渣。
56.在本发明的一个实施例中，所述步骤2)中，吹炼得到的吹炼渣可返富氧侧吹炉熔炼。
57.在本发明的一个实施例中，所述步骤2)中，吹炼时还会产生烟气，吹炼烟气经余热锅炉回收后，进收尘系统除尘，除尘后的烟气送制酸系统。
58.在本发明的一个实施例中，所述步骤2)中，熔剂为石英石；吹炼的温度为1200℃～1250℃，吹炼时间为1～3h；吹炼时的富氧浓度为21％～24％；吹炼的炉渣中，渣含sio
2 26％～28％，渣含al2o
3 5％～8％，渣含cao 5％～8％，渣含ni 1％～2％；高冰镍中含ni 68％～78％，含s 21％～24％，含fe 0.25％～0.5％。
59.在本发明的一个实施例中，所述步骤3)中，高冰镍经过水淬后在球磨机碾碎至40～60目后焙烧，使含硫量为0.01％～0.02％。
60.在本发明的一个实施例中，所述步骤3)中，焙烧分两个阶段进行，首先温度控制在450℃～500℃，再逐步升温到780℃～800℃，焙烧时长为1～3h，为第一阶段；然后将焙烧炉渣经过圆筒冷却器后，碾碎至200目以下，进行第二阶段焙烧，温度700℃～800℃升高到1200℃～1300℃，焙烧时长为1～3h。焙砂中含ni 77％～78％，s 0.01％～0.02％，fe 0.05％。
61.在本发明的一个实施例中，所述步骤3)中，焙砂进行还原熔炼分为以下过程：炉料还原与软化、炉料熔化及镍金属出现、金属镍精炼；焙砂进行还原熔炼的温度为950～1500℃，时间为6～8h；所述精炼镍合金中，含镍95.6％，含铁4％，废渣含ni 0.2～0.4％。
62.在本发明的一个实施例中，所述步骤3)中，焙砂进行还原熔炼时，为了进一步的提纯，可加入少量石灰石。
63.在本发明的一个实施例中，所述步骤4)中，将精炼镍合金浇筑成阳极板，在氯化镍溶液中，电解精炼，由阴极室出来的溶液经受净化除铁后返回阴极室使镍沉积，得到电解镍；所述电解镍中含镍99.92～99.97％。
64.以下结合具体实施例对本发明做进一步说明。
65.以下实施例所用红土镍矿的成分如下：
[0066][0067]
实施例1
[0068]
按照图1所示工艺流程从红土镍矿中回收镍，具体步骤如下：
[0069]
将红土镍矿100kg(含水量为20％)，煤25kg、石膏5kg均匀混合配料后加入到富氧侧吹炉内还原熔炼，鼓入含氧浓度为65％的富氧，氧料比控制在200nm3/t、氧煤燃烧系数控
制在0.75，控制还原熔炼温度1450℃，熔炼2h，产出低冰镍9kg，其中含ni 15％。
[0070]
将9kg低冰镍热态进入吹炼炉中，加入熔剂石英石2.5kg，鼓入含氧浓度为22％的富氧，吹炼温度为1250℃，吹炼2h，产出高冰镍2.5kg，高冰镍含ni 69％。
[0071]
将高冰镍在球磨机中磨至40～60目后在焙烧炉内焙烧。焙烧过程首先在450℃开始，然后逐步升温至800℃，焙烧2h后，进一步逐渐升温到1250℃，再焙烧2h，得到焙砂。焙砂中含ni 78％，s 0.015％。
[0072]
烟气经过余热回收后，进入电收尘，含尘浓度4～5g/nm3，除尘后的烟气进入烟气处理系统。
[0073]
焙砂在电炉中进行还原，还原温度为1500℃，还原6h，得到精炼镍合金，其中含镍95.6％、含铁4％。精炼镍合金浇筑成阳极板，并在氯化镍浓溶液中电解。阴极用镍丝，从阴极室出来的溶液经受净化除铁后返回阴极室使镍沉积。电解镍呈柱状，含99.95％的ni。
[0074]
实施例2
[0075]
按照图1所示工艺流程从红土镍矿中回收镍，具体步骤如下：
[0076]
将红土镍矿100kg(含水量为20％)，煤25kg、石膏5kg均匀混合配料后加入到富氧侧吹炉内还原熔炼，鼓入含氧浓度为85％的富氧，氧料比控制在400nm3/t、氧煤燃烧系数控制在0.9，控制还原熔炼温度1550℃，熔炼2h，产出低冰镍9.5kg，其中含ni 18％。
[0077]
将9.5kg低冰镍热态进入吹炼炉中，加入熔剂石英石2.5kg，鼓入含氧浓度为24％的富氧，吹炼温度为1200℃，吹炼3h，产出高冰镍2.6kg，高冰镍含ni 70％。
[0078]
将高冰镍在球磨机中磨至40～60目后在焙烧炉内焙烧。焙烧过程首先在500℃开始，然后逐步升温至780℃，焙烧3h后，进一步逐渐升温到1300℃，再焙烧1.5h，得到焙砂。焙砂中含ni 78％，s 0.01％。
[0079]
烟气经过余热回收后，进入电收尘，含尘浓度4～5g/nm3，除尘后的烟气进入烟气处理系统。
[0080]
焙砂在电炉中进行还原，还原温度为1300℃，还原7h，得到精炼镍合金，其中含镍96.2％、含铁3.5％。精炼镍合金浇筑成阳极板，并在氯化镍浓溶液中电解。阴极用镍丝，从阴极室出来的溶液经受净化除铁后返回阴极室使镍沉积。电解镍呈柱状，含99.96％的ni。
[0081]
实施例3
[0082]
按照图1所示工艺流程从红土镍矿中回收镍，具体步骤如下：
[0083]
将红土镍矿100kg(含水量为20％)，煤25kg、石膏5kg均匀混合配料后加入到富氧侧吹炉内还原熔炼，鼓入含氧浓度为60％的富氧，氧料比控制在300nm3/t、氧煤燃烧系数控制在0.5，控制还原熔炼温度1150℃，熔炼5h，产出低冰镍8.9kg，其中含ni 12％。
[0084]
将8.9kg低冰镍热态进入吹炼炉中，加入熔剂石英石2.5kg，鼓入含氧浓度为21％的富氧，吹炼温度为1200℃，吹炼3h，产出高冰镍2.42kg，高冰镍含ni 68％。
[0085]
将高冰镍在球磨机中磨至40～60目后在焙烧炉内焙烧。焙烧过程首先在480℃开始，然后逐步升温至780℃，焙烧3h后，进一步逐渐升温到1200℃，再焙烧3h，得到焙砂。焙砂中含ni 77％，s 0.01％。
[0086]
烟气经过余热回收后，进入电收尘，含尘浓度4～5g/nm3，除尘后的烟气进入烟气处理系统。
[0087]
焙砂在电炉中进行还原，还原温度为1000℃，还原8h，得到精炼镍合金，其中含镍
95.4％、含铁4％。精炼镍合金浇筑成阳极板，并在氯化镍浓溶液中电解。阴极用镍丝，从阴极室出来的溶液经受净化除铁后返回阴极室使镍沉积。电解镍呈柱状，含99.92％的ni。

技术特征：
1.一种从红土镍矿中回收镍的方法，包括以下步骤：1)先将红土镍矿干燥，然后将干燥后的红土镍矿与还原煤、硫化剂混合均匀，得到配料，接着将配料送至富氧侧吹炉内还原熔炼，熔炼结束后，得到低冰镍、侧吹炉渣、侧吹炉烟尘；2)向步骤1)得到的低冰镍中加入熔剂，吹炼，得到高冰镍和吹炼渣；3)将步骤2)得到的高冰镍经水淬后磨碎，焙烧，得到焙砂，接着将焙砂进行还原熔炼，得到精炼镍合金；4)将步骤3)得到的精炼镍合金浇筑成阳极板，电解精炼，得到电解镍。2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述红土镍矿中，nio、sio2、mgo、fe2o3、cao、al2o3、mn、s、cr的质量百分比含量分别为1％～9％，9％～42％，0.2％～22％，14％～60％，0.1％～2.75％，1％～25％，0.1％～25％，0.05％～0.2％，0.1％～2％。3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤1)中，富氧侧吹炉内还原熔炼时，富氧浓度为60％～85％，氧料比为200～400nm3/t，氧煤比采用燃烧系数表示，控制在0.5～0.9。4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述步骤1)中，控制富氧侧吹炉还原温度1150～1550℃，还原时间1～5h。5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤1)中，硫化剂为硫酸钙、硫化亚铁、硫磺中的至少一种；富氧侧吹炉内的炉渣中，渣含ni0.1％～0.25％，渣含sio
2 35％～45％，渣含sio2和al2o3之和不高于50％,渣含feo14％～18％，渣含cao和mgo之和34％～36％，渣含s 0.45％～1％；低冰镍中ni、fe、s之和在90％以上，其中s低于25％。6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤2)中，熔剂为石英石；吹炼的温度为1200℃～1250℃，吹炼时间为1～3h；吹炼时的富氧浓度为21％～24％。7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤2)中，吹炼的炉渣中，渣含sio
2 26％～28％，渣含al2o
3 5％～8％，渣含cao 5％～8％，渣含ni1％～2％；高冰镍中含ni 68％～78％，含s 21％～24％，含fe 0.25％～0.5％。8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤3)中，焙烧分两个阶段进行，首先温度控制在450℃～500℃，再逐步升温到780℃～800℃，焙烧时长为1～3h，为第一阶段；然后将焙烧炉渣经过圆筒冷却器后，碾碎至200目以下，进行第二阶段焙烧，温度700℃～800℃升高到1200℃～1300℃，焙烧时长为1～3h；焙砂中含ni 77％～78％，s 0.01％～0.02％，fe 0.05％。9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤3)中，焙砂进行还原熔炼分为以下过程：炉料还原与软化、炉料熔化及镍金属出现、金属镍精炼；焙砂进行还原熔炼的温度为950℃～1500℃，时间为6～8h；所述精炼镍合金中，含镍95.6％，含铁4％，废渣含ni 0.2～0.4％。10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤4)中，将精炼镍合金浇筑成阳极板，在氯化镍溶液中，电解精炼，由阴极室出来的溶液经受净化除铁后返回阴极室使镍沉积，得到电解镍；所述电解镍中含镍99.92～99.97％。

技术总结
本发明公开了一种从红土镍矿中回收镍的方法，包括如下步骤：1)将干燥后的红土镍矿与还原煤、硫化剂进行配料，将配料送至富氧侧吹炉内还原熔炼，通过控制氧料比、氧煤比来控制炉内的温度和还原性气氛，产出低冰镍、炉渣、烟尘；2)将低冰镍进行吹炼，通过控制燃料率、造渣率得到高冰镍和吹炼渣；3)将高冰镍经水淬后磨碎，焙烧，得到焙砂，接着将焙砂进行还原熔炼，得到精炼镍合金；4)将精炼镍合金浇筑成阳极板，电解精炼，得到电解镍。电解镍含镍99.92～99.97％。本发明实现了红土镍矿的综合利用，得到了低冰镍和高冰镍以及镍合金和电解镍产品。到了低冰镍和高冰镍以及镍合金和电解镍产品。到了低冰镍和高冰镍以及镍合金和电解镍产品。


技术研发人员：张岭 刘生长 吴晓松 谭荣和 胡东华 杨强 魏烈旭 张乐如
受保护的技术使用者：长沙有色冶金设计研究院有限公司
技术研发日：2023.03.31
技术公布日：2023/7/25