CN115386736B - 一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法，属于冶炼技术领域。该方法包括以下步骤：将红土镍矿球、硫化剂1、还原剂1和熔剂1组成的炉料，在富氧侧吹炉中还原硫化，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；所述贫钴低镍锍1经水淬后，加入熔剂2进入吹炼工序，得到富钴高镍锍、吹炼渣和烟气；所得熔炼渣和吹炼渣采用沉降电炉进行进一步的贫化分离，所得电炉渣经过破碎研磨、浮选、磁选得到的镍钴合金、富钴低镍硫/贫钴低镍锍镍钴精矿再进入吹炼工序，可以有效的富集镍、钴等有价金属，充分利用熔炼渣和吹炼渣的潜热，提高红土镍矿的利用率。
Description
技术领域
本发明属于冶金工程技术领域，具体涉及一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法。
背景技术
镍金属的用途非常广泛，可以制作各类耐热合金钢、镍合金、不锈钢等金属材料，在石油化工的化学反应中作加氢催化剂，根据镍的防锈性和良好的金属光泽可用于电镀，镍钴铝酸盐固熔体、磷酸镍及钛酸镍等可用来制作染料和颜料，镍的氧化物可作陶瓷工业上的着色剂，镍可制作镍铁素体和镍锌铁素体等多种铁素体，镍可制作Fe-Ni、Cd-Ni电池、H2-Ni密封电池，以及制备硫酸镍电池级材料和三元前驱体材料。
随着新能源动力电车产业的蓬勃发展，新能源汽车产量逐年快速增长，未来新能源汽车的发展前景和市场增长空间十分巨大，而新能源市场对镍、钴等的需求逐年递增，镍锰钴和镍钴铝等镍基正极在电动车电池市场占据主要份额。目前，印尼正利用其巨大资源红土镍矿的镍储量，刺激对电池级金属的投资生产，或者至少是一种镍，然后可以加工成硫酸盐，进入电池阴极。硫酸镍主要通过对高冰镍锍湿法处理得到，而高冰镍锍主要火法生产工艺有：红土镍矿→预还原焙烧→还原熔炼→镍铁→硫化→镍锍；该工艺通过生产镍铁，然后再硫化得到镍锍的生产案例有：20世纪70年代淡水河谷印尼公司开发成功的“回转窑硫化-矿热电炉”法，缺点是操作环境恶劣、硫利用率较低，需要增加回转窑烟气脱硫***；以及新碦里多尼亚Eramet SLN镍冶炼厂开发的“RKEF镍铁硫化法”，缺点：仍需电炉熔炼，导致能耗高、成本高，过程复杂。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法，该方法去除了传统红土镍矿冶炼方法中的回转窑预还原焙烧环节，将红土镍矿破碎、干燥、制球后直接加入侧吹炉还原硫化熔炼生产贫钴低冰镍，既节省了回转窑***的制造成本和能耗成本，又缩短了红土镍矿冶炼工艺流程，可使生产快速化、连续化、大规模化。
为实现上述目的，本发明采取的技术方案为：一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法，包括以下步骤：
S1：将红土镍矿进行干燥处理，使红土镍矿含水量为12％～23％；
S2：将干燥后的红土镍矿、硫化剂1、熔剂1和还原剂1进行配料并压球成型，得到红土镍矿球；
S3：将红土镍矿球、硫化剂1、还原剂1和熔剂1组成的炉料进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中所述贫钴低镍锍1经水淬后，加入熔剂2进入吹炼工序，得到富钴高镍锍、吹炼渣和烟气；
S4：向所述熔炼渣中加入熔剂3，再进行贫化分离，得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所述电炉渣2经破碎研磨后进行浮选，得到镍钴精矿1和尾渣1；所述尾渣1进行磁选，得到镍钴合金1和尾渣2；所述贫钴低镍锍2、镍钴精矿1和镍钴合金1进入吹炼工序；
S5：向所述吹炼渣中硫化剂2、还原剂2和熔剂4后，再进行贫化分离，得到富钴低镍硫、电炉渣2和烟气；所述电炉渣2经破碎研磨后进行浮选，得到镍钴精矿2和尾渣3；所述尾渣3进行磁选，得到镍钴合金2和尾渣4；所述富钴低镍硫、镍钴精矿2和镍钴合金2进入吹炼工序。
进一步地，如下(a)～(e)中的至少一项：
(a)所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 0.6％～3％、Co 0.01％～1.1％、Fe20％～41％、MgO 1.3％～15％、SiO210％～45％；
(b)所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni 11％～30％、Co 0.1％～1.3％、Fe35％～63％、S 6％～28％；
(c)所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni 0.15％～0.6％、Co 0.006％～0.01％、Fe30％～45％；
(d)所述富钴高镍锍的主要化学成分为：Ni 58％～81％、Co 1.1％～4.3％、S 8％～15％；
(e)所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni 1.3％～2.4％、Co 0.06％～0.27％、Fe20％～65％。
进一步地，所述硫化剂1为石膏、黄铁矿、硫磺和含硫矿物中的至少一种；所述熔剂1为石灰石、石英石中的至少一种；所述还原剂1为无烟煤、焦炭、兰炭、石墨粉中的至少一种。
进一步地，步骤S2中，所述硫化剂1的质量为红土镍矿质量的8％～25％，所述熔剂1的质量为红土镍矿质量3％～15％，所述还原剂1的质量为红土镍矿质量3％～18％。
进一步地，步骤S3中，所述硫化剂1的质量为红土镍矿球质量的3％～12％，所述熔剂1的质量为红土镍矿球质量1％～10％，所述还原剂1的质量为红土镍矿球质量1％～9％。
进一步地，步骤S3中，所述熔炼时，通入燃料、氧气和压缩空气，氧气的纯度为90％～98％，富氧空气中氧气的体积浓度为60％～80％，燃料的过剩系数为75％～90％，总熔炼系数为76％～100％，熔炼温度为1230℃～1600℃，所述燃料为天然气、粉煤、重油中的至少一种。
进一步地，步骤S3中，所述吹炼工序中，鼓风量为12000Nm3/h～30000Nm3/h，吹炼温度为1220℃～1330℃，吹炼时间为1～2h，所述熔剂2为石英石，所述熔剂2的用量为水淬后所得贫钴低镍锍粒质量的2％～11％。
进一步地，步骤S4中，所述贫化分离的温度为1250℃～1450℃，所述熔剂3为石灰石、石英石中的至少一种，所述熔剂3的质量为熔炼渣质量的2％～6％。
进一步地，步骤S5中，所述贫化分离的温度为1250℃～1450℃，所述熔剂4为石灰石，所述熔剂3的质量为熔炼渣质量的2％～6％；所述硫化剂2为石膏、黄铁矿、硫磺和含硫矿物中的至少一种，所述硫化剂2的质量为吹炼渣质量的6％～13％；所述还原剂2为无烟煤、焦炭、兰炭、石墨粉中的至少一种，所述还原剂2的质量为吹炼渣质量的2％～8％。
进一步地，所述步骤S4和步骤S5中的浮选需要加入捕收剂、起泡剂和活化剂；所述捕收剂为黄药、黑药中的至少一种；所述起泡剂为2#油、醇、甲基异丁基甲醇和松醇油类中的至少一种；所述活化剂为Na2S。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
(1)本发明的方法去除了传统红土镍矿冶炼方法中的回转窑预还原焙烧环节，将红土镍矿破碎、干燥、制球后直接加入侧吹炉还原硫化熔炼生产贫钴低冰镍，既节省了回转窑***的制造成本和能耗成本，又缩短了红土镍矿冶炼工艺流程，可使生产快速化、连续化、大规模化。
(2)本发明的方法能有效富集提取镍、钴等有价金属，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴氧化物在硫化剂作用下反应生成Ni3S2和CoS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去；具有对物料适应性强，适用于各种冶炼渣型，对燃料、还原剂、硫化剂的种类性质要求不高，安全性、环保性好，投资省、工艺流程短、劳动强度低，热效率高，综合能耗低等特点。
(3)本发明在熔炼渣中加入熔剂调节熔炼渣组分，采用沉降电炉进行贫化分离，富集贫钴低镍锍，所得电炉渣1经过冷却、破碎研磨、浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1经过磁选出镍钴合金1和尾渣2；而吹炼渣采用沉降电炉还原硫化熔炼产出富钴低冰镍、电炉渣2，电炉渣2经过冷却、破碎研磨、浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3经过磁选出镍钴合金2和尾渣4；本发明的方法能有效除杂富集镍钴等有价金属，流程工艺简单，可充分利用熔炼渣和吹炼渣潜热，产出的尾渣可再生利用。
(4)通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：整个***镍回收率为91％～99％、钴回收率为90％～98％，经济价值高。
附图说明
图1为本发明富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为更好的说明本发明的目的、技术方案和优点，下面将结合具体实施例和附图对本发明作进一步的说明。
现有红土镍矿制备镍硫的方法中需要增加回转窑烟气脱硫***，能耗高、成本高，过程复杂。
针对此，本发明提出以下技术方案。根据本发明的一种典型的实施方式，提供一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法。参考图1，该方法包括以下步骤：
S1：将红土镍矿进行干燥处理，使红土镍矿含水量为12％～23％；
S2：将干燥后的红土镍矿、硫化剂1、熔剂1和还原剂1进行配料并压球成型，得到红土镍矿球；
S3：将红土镍矿球、硫化剂1、还原剂1和熔剂1组成的炉料进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中所述贫钴低镍锍1经水淬后，加入熔剂2进入吹炼工序，得到富钴高镍锍、吹炼渣和烟气；
S4：向所述熔炼渣中加入熔剂3，再进行贫化分离，得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所述电炉渣2经破碎研磨后进行浮选，得到镍钴精矿1和尾渣1；所述尾渣1进行磁选，得到镍钴合金1和尾渣2；所述贫钴低镍锍2、镍钴精矿1和镍钴合金1进入吹炼工序；
S5：向所述吹炼渣中硫化剂2、还原剂2和熔剂4后，再进行贫化分离，得到富钴低镍硫、电炉渣2和烟气；所述电炉渣2经破碎研磨后进行浮选，得到镍钴精矿2和尾渣3；所述尾渣3进行磁选，得到镍钴合金2和尾渣4；所述富钴低镍硫、镍钴精矿2和镍钴合金2进入吹炼工序。
应用本发明的技术方案，制备镍硫工艺中采用富氧侧吹炉进行熔炼还原，然后进行吹炼得到富钴高镍锍，所得熔炼渣和吹炼渣采用沉降电炉进行进一步的贫化分离，所得电炉渣经过破碎研磨、浮选、磁选得到的镍钴合金、富钴低镍硫/贫钴低镍锍镍钴精矿再进入吹炼工序，可以有效的富集镍、钴等有价金属，充分利用熔炼渣和吹炼渣的潜热，提高红土镍矿的利用率。
本发明通过将红土镍矿、硫化剂1、熔剂1和还原剂1配置成球，可以提高红土镍矿的硫化效果。干燥后的红土镍矿有大量的细矿粉末，直接入炉容易被吸入烟道，形成大量的烟尘，不利于进行硫化；硫化剂本身就容易挥发，需要在碳的作用下进行硫化，若是没有将原料压制成球，硫化剂挥发，需要更多的硫化剂，延长硫化时间且增加成本，同时会降低红土镍矿的硫化效果。
为了进一步提高含镍物料的回收率，在一种优选的实施方式中，将红土镍矿进行干燥处理之前，需要进行破碎筛分处理，所述破碎的仪器可以是本领域的常用仪器，比如颚式破碎机、旋回破碎机等，破碎后红土镍矿的D90＝0.5mm～6mm，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 0.6％～3％、Co 0.01％～1.1％、Fe 20％～41％、MgO 1.3％～15％、SiO210％～45％。干燥后的红土镍矿经皮带传输机送入圆盘制粒机，与硫化剂1、熔剂1和还原剂1混合制粒后，所得红土镍矿球由皮带传输机从富氧侧吹炉顶连续送入富氧侧吹炉内，每吨红土镍矿球团配入风量为100Nm3/t～600Nm3/t。
在本发明一典型的实施方式中，所述硫化剂1为石膏、黄铁矿、硫磺和含硫矿物中的至少一种；所述熔剂1为石灰石、石英石中的至少一种；所述还原剂1为无烟煤、焦炭、兰炭、石墨粉中的至少一种。
在本发明一典型的实施方式中，在制粒过程中，所述硫化剂1的质量为红土镍矿质量的8％～25％，所述熔剂1的质量为红土镍矿质量3％～15％，所述还原剂1的质量为红土镍矿质量3％～18％。
为了进一步提高红土镍矿的还原硫化效果，在富氧侧吹炉内的还原硫化过程中还需要加入硫化剂1、熔剂1、还原剂1、燃料、氧气和空气；所述硫化剂1的质量为红土镍矿球质量的3％～12％，所述熔剂1的质量为红土镍矿球质量1％～10％，所述还原剂1的质量为红土镍矿球质量1％～9％；所述氧气的纯度为90％～98％，所述燃料为天然气、粉煤、重油中的至少一种。硫化剂1、熔剂1和还原剂1由皮带传输机从富氧侧吹炉顶连续送入富氧侧吹炉内；燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中，富氧空气强烈搅拌熔体，风嘴以上部分形成絮流运动；混合物料在强烈搅拌的熔体作用下快速熔化分散，实现了很好的传热和传质过程，红土镍矿与还原剂、硫化剂1及熔剂1充分还原、硫化生成贫钴低镍硫、熔炼渣及烟气。贫钴低镍硫和熔炼渣流入虹吸室进一步分离，熔炼渣从渣口放出经溜槽流入沉降电炉，贫钴低镍硫从虹吸口连续放出送入转炉吹炼。熔炼产生的烟气经过炉顶排烟口进入余热锅炉，余热锅炉产生的饱和蒸汽送发电工序发电，部分余热可送至干燥窑烘烤红土镍矿。预热锅炉出口烟气经过电收尘器、布袋收尘器收集烟尘，脱尘烟气经过脱硫脱硝后达标排放。
优选地，所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni 11％～30％、Co 0.1％～1.3％、Fe 35％～63％、S 6％～28％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni 0.15％～0.6％、Co0.006％～0.01％、Fe 30％～45％。
在本发明一典型的实施方式中，在熔炼过程中，富氧侧吹炉内的熔炼温度为1230℃～1600℃，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为60％～80％，燃料的过剩系数为75％～90％，总熔炼系数为76％～100％。在上述条件下，一方面有利于节约能源，另一方面有利于提高对镍的选择性还原，从而为获得富钴高镍硫做准备。此外，通过调节富氧空气中氧气的体积浓度和燃料的过剩系数，达到热量平衡，并且具有较好的还原氛围，有利于深度还原的进行。
优选地，在吹炼工序中，鼓风量为12000Nm3/h～30000Nm3/h，吹炼温度为1220℃～1330℃，吹炼时间为1～2h，所述熔剂2为石英石，所述熔剂2的用量为水淬后所得贫钴低镍锍粒质量的2％～11％。
在上述条件下，可以获得品位高的镍硫以及吹炼渣，所述富钴高镍锍的主要化学成分为：Ni 58％～81％、Co 1.1％～4.3％、S 8％～15％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni 1.3％～2.4％、Co 0.06％～0.27％、Fe20％～65％。
在本发明一典型的实施方式中，熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，借助***熔体中的电极产生的电阻热、电弧热，对侧吹炉排出的锍渣混合物进行保温、澄清、贫化分离，以达到锍、渣分离的目的；加入熔剂3调节炉渣组分，控制温度至1250℃～1450℃，混合熔体液面随放渣时间推移逐渐上升，熔体中的镍钴等有价金属锍不断从炉渣中分离沉降到炉底富集，并通过金属排放口间断式地将贫钴低镍锍排放至底吹炉或转炉吹炼；
优选地，所述熔剂3为石灰石、石英石中的至少一种，所述熔剂3的质量为熔炼渣质量的2％～6％。
电炉渣1则通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却42h～50h，再喷水冷却25h～35h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-200目或-300目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2。***生成的镍钴精矿1、镍钴合金1返回底吹炉或转炉进行吹炼作业。
优选地，所述捕收剂为黄药、黑药、脂肪酸、烷基磺酸盐或煤油中的一种或多种，所述捕收剂的用量为每吨渣原矿中添加50g～200g；所述起泡剂为2#油、醇、甲基异丁基甲醇和三乙氧基丁烷中的一种或多种，所述起泡剂的用量为每吨渣原矿中添加20g～50g；所述活化剂为Na2S，所述活化剂的用量为每吨渣原矿中添加50g～300g。
优选地，所述黄药为乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药、己基黄药中的至少一种，不限于上述记载，本领域技术人员可以根据实际需要选择所用的黄药。
优选地，所述黑药为酚黑药、醇黑药、氧烷醇黑药中的至少一种，不限于上述记载，本领域技术人员可以根据实际需要选择所用的黑药。
在本发明一典型的实施方式中，吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，根据实际情况加入硫化剂2、还原剂和熔剂4，控制电炉温度1250℃～1450℃，利用金属镍对硫的亲和力接近于铁，而对氧的亲和力远小于铁的性质，在氧化程度不同的造锍熔炼过程中，使镍、钴氧化物在硫化剂4作用下反应生成Ni3S2和CoS，而分阶段使铁的硫化物不断氧化成氧化物，随后与脉石造渣而除去。
优选地，所述熔剂4为石灰石，所述熔剂3的质量为熔炼渣质量的2％～6％；所述硫化剂2为石膏、黄铁矿、硫磺和含硫矿物中的至少一种，所述硫化剂2的质量为吹炼渣质量的6％～13％；所述还原剂2为无烟煤、焦炭、兰炭、石墨粉中的至少一种，所述还原剂2的质量为吹炼渣质量的2％～8％。
最后通过沉降电炉还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，富钴低镍锍返回底吹炉或转炉吹炼，而电炉渣2则通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却35h～45h，再喷水冷却20h～32h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-200目或-300目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4。***生成的镍钴精矿2、镍钴合金2返回底吹炉或转炉进行吹炼作业。
优选地，所述捕收剂为黄药、黑药中一种或多种，所述捕收剂的用量为每吨渣原矿中添加50g～200g；所述起泡剂为2#油、醇、甲基异丁基甲醇和三乙氧基丁烷中一种或多种，所述起泡剂的用量为每吨渣原矿中添加20g～50g；所述活化剂为Na2S，所述活化剂的用量为每吨渣原矿中添加50g～300g。
富钴高镍锍通过浇铸***浇铸成富钴高镍锍块，富钴高镍锍块可湿法处理得到硫酸镍和硫酸钴电池级材料制造新能源电池；镍钴精矿1和镍钴精矿2返回底吹炉或转炉吹炼回收镍、钴等有价金属；尾矿2和尾矿4直接外售炼钢或做电磁功能材料；侧吹炉、吹炼炉和沉降电炉产生的烟气经过炉顶排烟口进入余热锅炉，余热锅炉产生的饱和蒸汽送发电工序发电，部分余热可送至干燥窑烘烤红土镍矿。预热锅炉出口烟气经过电收尘器、布袋收尘器收集烟尘，脱尘烟气经过脱硫脱硝后达标排放；而收集的烟尘可返回混合制粒工序参与配料制粒，或直接返回侧吹炉配料参与还原硫化熔炼。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1
一种利用富氧侧吹炉直接处理红土镍矿的方法，包括以下具体步骤：
(1)红土镍矿通过颚式破碎机进行破碎筛分处理，破碎后红土镍矿91％以上矿粒度为1mm；然后在干燥窑中深度脱除自由水，干燥脱水后红土镍矿的含水率为15％，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 2.13％、Co 0.12％、Fe 30.57％、MgO 9.87％、SiO224.61％；
(2)将步骤(1)所得干燥后的红土镍矿通过皮带输送机运送至圆盘制粒机，根据配料计算，配入硫化剂1、熔剂1和还原剂，将红土镍矿与硫化剂1、熔剂1、还原剂和烟尘进行混合制粒成红土镍矿球，成球率为98％，红土镍矿球的直径为14mm；其中，硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量为红土镍矿质量的10％；熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量为红土镍矿质量的8％；所述还原剂1为无烟煤，还原剂1的配入量为红土镍矿质量的5％；
(3)将步骤(2)所得红土镍矿球、硫化剂1、还原剂1、熔剂1通过计量皮带称从富氧侧吹炉顶连续加入富氧侧吹炉内，每吨红土镍矿球配入的风量为200Nm3/t，燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中，氧气的纯度为98％，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为80％，燃料的过剩系数为88％，富氧侧吹炉的总熔炼系数为90％，熔炼温度1500℃，还原硫化时间为连续进料；所述燃料为天然气，燃料的配入量为红土镍矿球质量的30％；所述还原剂为无烟煤，还原剂的配入量为红土镍矿球质量的6％；所述硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量是红土镍矿球质量的10％；所述熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量是红土镍矿球质量的4％；所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni18.29％、Co0.27％、；Fe56.84％、S20.68％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni0.25％、Co0.007％、Fe40.83％；
所得贫钴低镍锍1经过水淬***水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉或转炉，鼓入压缩空气，加入熔剂2，在1260℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业1.3h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟气；其中，所述压缩空气的鼓入量为24500Nm3/h；所述熔剂2为石英石，熔剂2用量为低冰镍粒质量的6％，所述高钴高冰镍的主要化学成分为：Ni76.39％、Co2.81％、S8.36％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni1.38％、Co0.13％、Fe65％；
(4)将步骤(3)产出的熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入熔剂3调节温度至1290℃，贫化分离得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所得贫钴低镍锍2通过金属排放口间断式地送入至吹炼工序中；
所得电炉渣1通过渣口排放至渣包内，然后用渣包车转运至渣包场自然冷却42h，再喷水冷却25h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2，所得镍钴精矿1、镍钴合金1送入至吹炼工序；其中，所述熔剂3为石灰石，熔剂3的加入量为熔炼渣质量的3％；所述捕收剂为戊基黄药，捕收剂的用量为60g/t；所述起泡剂为2#油，起泡剂的用量为25g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为70g/t；
(5)将步骤(3)产出的吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入硫化剂2、还原剂和熔剂4，控制电炉温度为1350℃，还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，所得富钴低镍锍送入吹炼工序中；
所得电炉渣2通过渣口排放至渣包内，然后用渣包车转运至渣包场自然冷却38h，再喷水冷却25h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4，所得镍钴精矿2、镍钴合金2送入至吹炼工序；其中，所述硫化剂2为黄铁矿，硫化剂2的加入量为吹炼渣质量的10％；熔剂4为石灰石，熔剂4的加入量为吹炼渣质量3％；所述还原剂2为无烟煤，还原剂2的加入量为吹炼渣质量的4％；所述捕收剂为丁基黑药，捕收剂的用量为70g/t；所述起泡剂为甲基异丁基甲醇，起泡剂的用量为30g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为90g/t。
通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例中，镍的回收率为98.58％、钴的回收率为95.37％。
实施例2
一种利用富氧侧吹炉直接处理红土镍矿的方法，包括以下具体步骤：
(1)红土镍矿通过颚式破碎机进行破碎筛分处理，破碎后红土镍矿93％以上矿粒度为2m；然后在干燥窑中深度脱除自由水，干燥脱水后红土镍矿的含水率为21％，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 2.46％、Co0.09％、Fe38.73％、MgO10.57％、SiO229.43％。
(2)将步骤(1)所得干燥后的红土镍矿通过皮带输送机运送至圆盘制粒机，根据配料计算，配入硫化剂1、熔剂1和还原剂，通过控制圆盘制粒机转动速率，将红土镍矿与硫化剂1、熔剂1和还原剂及烟尘进行混合制粒成红土镍矿球，成球率为98％，红土镍矿球的直径为29mm；其中，硫化剂1为黄铁矿，硫化剂1的配入量为红土镍矿质量的13％；熔剂1为石英石，熔剂1的配入量为红土镍矿质量的9％；所述还原剂1为焦炭，还原剂1的配入量为红土镍矿质量的7％；
(3)将步骤(2)所得红土镍矿球、硫化剂1、还原剂1、熔剂1通过计量皮带称从富氧侧吹炉顶连续加入富氧侧吹炉内，每吨红土镍矿球团配入的风量为300Nm3/t，燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中，进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中，氧气的纯度为94％，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为75％，燃料的过剩系数为83％，富氧侧吹炉的总熔炼系数为88％，熔炼温度1550℃，还原硫化时间为连续进料；所述燃料为粉煤，燃料的配入量是红土镍矿球质量的25％；所述还原剂为焦炭，还原剂的配入量是红土镍矿球质量的6％；所述硫化剂1为黄铁矿，硫化剂1的配入量是红土镍矿球质量的7％；所述熔剂1为石英石，熔剂1的配入量是红土镍矿球质量的4％。所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni17.92％、Co0.89％、Fe42.1％、S19.38％。熔炼炉渣的主要化学成分是：Ni0.18％、Co0.008％、Fe40.24％；
所得贫钴低镍锍1经过水淬***水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉或转炉，鼓入压缩空气，加入熔剂2，在1240℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业1.5h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟气；其中，所述压缩空气的鼓入量为25600Nm3/h；所述熔剂2为石英石，熔剂2用量为低冰镍粒质量的8％，所述高钴高冰镍的主要化学成分为：Ni71.58％、Co2.47％、S13.46％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni1.84％、Co0.14％、Fe20％；
(4)将步骤(3)产出的熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入熔剂3调节温度至1300℃，贫化分离得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所得贫钴低镍锍2通过金属排放口间断式地送入至吹炼工序中；
所得电炉渣1通过渣口排放至渣包内，然后用渣包车转运至渣包场自然冷却46h，再喷水冷却27h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2，所得镍钴精矿1、镍钴合金1送入至吹炼工序；其中，所述熔剂3为石英石，熔剂3的加入量为熔炼渣质量的4％；所述捕收剂为戊基黑药，捕收剂的用量为100g/t；所述起泡剂为乙醇，起泡剂的用量为40g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为120g/t；
(5)将步骤(3)产出的吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入硫化剂2、还原剂2和熔剂4，控制电炉温度为1400℃，还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，所得富钴低镍锍送入吹炼工序中；
所得电炉渣2通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却39h，再喷水冷却25h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4，所得镍钴精矿2、镍钴合金2送入至吹炼工序；其中，所述硫化剂2为黄铁矿，硫化剂2的加入量为吹炼渣质量的13％；熔剂4为石灰石，熔剂4的加入量为吹炼渣质量的5％；所述还原剂2为焦炭，还原剂2的加入量为吹炼渣质量的8％；所述捕收剂为丁基黄药，捕收剂的用量为78g/t；所述起泡剂为三乙氧基丁烷，起泡剂的用量为33g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为128g/t。
通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例中，镍的回收率为95.64％、钴的回收率为94.35％。
实施例3
一种利用富氧侧吹炉直接处理红土镍矿的方法，包括以下具体步骤：
(1)红土镍矿通过颚式破碎机进行破碎筛分处理，破碎后红土镍矿94％以上矿粒度为2.5mm；然后在干燥窑中深度脱除自由水，干燥脱水后红土镍矿的含水率为23％，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 2.57％、Co0.17％、Fe36.94％、MgO12.49％、SiO230.68％；
(2)将步骤(1)所得干燥后的红土镍矿通过皮带输送机运送至圆盘制粒机，根据配料计算，配入硫化剂1、熔剂1和还原剂，将红土镍矿与硫化剂1、熔剂1、还原剂和烟尘进行混合制粒成红土镍矿球，成球率为98％，红土镍矿球的直径为30mm；其中，硫化剂1为石膏和硫磺，硫化剂1的配入量为红土镍矿质量的14％；熔剂1为石灰石和石英石，熔剂1的配入量为红土镍矿质量的9.5％；所述还原剂1为无烟煤和兰炭，还原剂1的配入量为红土镍矿质量的11％；
(3)将步骤(2)所得红土镍矿球、硫化剂1、还原剂、熔剂1通过计量皮带称从侧吹炉顶连续加入富氧侧吹熔炼炉内，每吨红土镍矿球配入的风量为400Nm3/t，燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中，氧气的纯度为95.5％，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为68.5％，燃料的过剩系数为87％，富氧侧吹炉的总熔炼系数为89.5％，熔炼温度1490℃，还原硫化时间为连续进料；所述燃料为天然气和重油，燃料的配入量是红土镍矿球质量的32％；所述还原剂为无烟煤和石墨粉，还原剂的配入量是红土镍矿球质量的6.5％；所述硫化剂1为石膏和黄铁矿，硫化剂1的配入量是红土镍矿球质量的7.6％；所述熔剂1为石灰石和石英石，熔剂1的配入量是红土镍矿球质量的8.6％；所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni17.66％、Co0.15％、Fe56.22％、S21.34％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni0.36％、Co0.009％、Fe41.37％；
所得贫钴低镍锍1经过水淬***水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉或转炉，鼓入压缩空气，加入熔剂2，在1320℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业2h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟气；其中，所述压缩空气的鼓入量为28000Nm3/h；所述熔剂2为石英石，熔剂2用量为低冰镍粒质量的9.5％，所述高钴高冰镍的主要化学成分为：Ni70.29％、Co2.13％、S14.28％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni2.4％、Co0.26％、Fe40％；
(4)将步骤(3)产出的熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入熔剂3调节温度至1330℃，贫化分离得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所得贫钴低镍锍2通过金属排放口间断式地送入至吹炼工序中；
所得电炉渣1通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却44h，再喷水冷却31h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-200目或-300目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2；所得镍钴精矿1、镍钴合金1送入至吹炼工序；其中，所述熔剂3为石灰石，熔剂3的加入量为熔炼渣质量的3.7％；所述捕收剂为己基黄药，捕收剂的用量为150g/t；所述起泡剂为2#油，起泡剂的用量为50g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为200g/t；
(5)将步骤(3)产出的吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入硫化剂2、还原剂和熔剂4，控制电炉温度1450℃，还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，所得富钴低镍锍送入吹炼工序中；
所得电炉渣2则通过渣口排放至渣包内，然后用渣包车转运至渣包场自然冷却41h，再喷水冷却32h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4；所得镍钴精矿2、镍钴合金2送入至吹炼工序；其中，所述硫化剂2为黄铁矿，硫化剂2的加入量为吹炼渣质量的8.5％；熔剂4为石灰石，熔剂4的加入量为吹炼渣质量的5.6％；所述还原剂2为无烟煤和兰炭，还原剂2的加入量为吹炼渣质量的7.5％；所述捕收剂为煤油，捕收剂的用量为135g/t；所述起泡剂为三乙氧基丁烷，起泡剂的用量为42g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为185g/t。
通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例中，镍的回收率为94.33％、钴的回收率为93.75％。
实施例4
(1)红土镍矿通过颚式破碎机进行破碎筛分处理，破碎后红土镍矿90％以上矿粒度为0.5mm；然后在干燥窑中深度脱除自由水，干燥脱水后红土镍矿的含水率为12％，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 0.6％、Co0.01、Fe41％、MgO1.3％、SiO210％。
(2)将步骤(1)所得干燥后的红土镍矿通过皮带输送机运送至圆盘制粒机，根据配料计算，配入硫化剂1、熔剂1和还原剂，将红土镍矿与硫化剂1、熔剂1、还原剂和烟尘进行混合制粒成红土镍矿球，成球率为98％，红土镍矿球的直径为12mm；其中，硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量为红土镍矿质量的8％；熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量为红土镍矿质量的3％；所述还原剂1为无烟煤，还原剂1的配入量为红土镍矿质量的3％；
(3)将步骤(2)所得红土镍矿球、硫化剂1、还原剂、熔剂1通过计量皮带称从侧吹炉顶连续加入富氧侧吹熔炼炉内，每吨红土镍矿球配入的风量为100Nm3/t，燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中，氧气的纯度为90％，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为60％，燃料的过剩系数为75％，富氧侧吹炉的总熔炼系数为76％，熔炼温度1230℃，还原硫化时间为连续进料；所述燃料为天然气，燃料的配入量是红土镍矿球质量的25％；所述还原剂1为石墨粉，还原剂1的配入量是红土镍矿球质量的1％；所述硫化剂1为石膏，硫化剂1配入量是红土镍矿球质量的3％；所述熔剂为石灰石，熔剂2配入量是红土镍矿球质量的1％；所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni11％、Co0.1％、Fe63％、S28％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni0.15％、Co0.006％、Fe30％；
所得贫钴低镍锍1经过水淬***水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉或转炉，鼓入压缩空气，加入熔剂2，在1220℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业1h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟气；其中，所述压缩空气的鼓入量为12000Nm3/h；所述熔剂2为石英石，熔剂2用量为低冰镍粒质量的2％，所述高钴高冰镍的主要化学成分为：Ni58％、Co1.1％、S15％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni1.3％、Co0.06％，Fe58.94％；
(4)将步骤(3)产出的熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入熔剂3调节炉渣组分，控制温度至1250℃，贫化分离得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所得贫钴低镍锍2通过金属排放口间断式地送入至吹炼工序中；
所得电炉渣1通过渣口排放至渣包内，然后用渣包车转运至渣包场自然冷却42h，再喷水冷却25h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-300目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2；所得镍钴精矿1、镍钴合金1送入至吹炼工序；其中，所述熔剂3为石灰石，熔剂3的加入量为熔炼渣质量的2％；所述捕收剂为戊基黑药，捕收剂的用量为50g/t；所述起泡剂为2#油，起泡剂的用量为20g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为50g/t；
(5)将步骤(3)产出的吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入硫化剂2、还原剂和熔剂4，控制电炉温度1250℃，还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，所得富钴低镍锍送入吹炼工序中；所得电炉渣2通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却35h，再喷水冷却20h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-300目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4，所得镍钴精矿2、镍钴合金2送入至吹炼工序；其中，所述硫化剂2为石膏，硫化剂2的加入量为吹炼渣质量的6％；熔剂4为石灰石，熔剂4的加入量为吹炼渣质量的1％；所述还原剂2为无烟煤，还原剂2的加入量为吹炼渣质量的2％；所述捕收剂为异丁基黄药，捕收剂的用量为50g/t；所述起泡剂为甲基异丁基甲醇，起泡剂的用量为20g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为50g/t。
通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例中，镍的回收率为91.00％、钴的回收率为90.00％。
实施例5
(1)红土镍矿通过颚式破碎机进行破碎筛分处理，破碎后红土镍矿90％以上矿粒度为6mm；然后在干燥窑中深度脱除自由水，干燥脱水后红土镍矿的含水率为23％，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 3％、Co1.1％、Fe20％、MgO15％、SiO245％；
(2)将步骤(1)所得干燥后的红土镍矿通过皮带输送机运送至圆盘制粒机，根据配料计算，配入硫化剂1、熔剂1和还原剂，将红土镍矿与硫化剂1、熔剂1、还原剂和烟尘进行混合制粒成红土镍矿球，成球率为98％，红土镍矿球的直径为33mm；其中，硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量为红土镍矿质量的25％；熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量为红土镍矿质量的15％；所述还原剂1为无烟煤，还原剂1的配入量为红土镍矿质量的18％；
(3)将步骤(2)所得红土镍矿球、硫化剂1、还原剂、熔剂1通过计量皮带称从侧吹炉顶连续加入富氧侧吹熔炼炉内，每吨红土镍矿球配入的风量为600Nm3/t，燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中，氧气的纯度为98％，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为80％，燃料的过剩系数为90％，氧侧吹炉的总熔炼系数为100％，熔炼温度1600℃，还原硫化时间为连续进料；所述燃料为天然气，燃料的配入量为是红土镍矿球质量的50％；所述还原剂为无烟煤，还原剂的配入量为红土镍矿球质量的9％；所述硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量是红土镍矿球质量的12％；所述熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量是红土镍矿球质量的10％；所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni30％、Co1.3％、Fe35％、S6％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni0.6％、Co0.01％、Fe45％；
所得贫钴低镍锍1经过水淬***水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉或转炉，鼓入压缩空气，加入熔剂2，在1330℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业2h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟气；其中，所述压缩空气的鼓入量为30000Nm3/h；所述熔剂2为石英石，熔剂2用量为低冰镍粒质量的11％，所述高钴高冰镍的主要化学成分为：Ni81％、Co4.3％、S8％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni2.4％、Co0.27％、Fe60％；
(4)将步骤(3)产出的高温熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入熔剂3调节炉渣组分，控制温度至1450℃，贫化分离得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所得贫钴低镍锍2通过金属排放口间断式地送入至吹炼工序中；
所得电炉渣1通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却50h，再喷水冷却35h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-300目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2；所得镍钴精矿1、镍钴合金1送入至吹炼工序；其中，所述熔剂3为石灰石，熔剂3的加入量为熔炼渣质量的6％；所述捕收剂为煤油，捕收剂的用量为200g/t；所述起泡剂为乙醇，起泡剂的用量为50g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为300g/t；
(5)将步骤(3)产出的吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入硫化剂2、还原剂和熔剂4，控制电炉温度1450℃，还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，所得富钴低镍锍送入吹炼工序中；所得电炉渣2通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却45h，再喷水冷却32h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4，所得镍钴精矿2、镍钴合金2送入至吹炼工序；其中，所述硫化剂2为石膏，硫化剂2的加入量为吹炼渣质量的13％；熔剂4为石灰石，熔剂4的加入量为吹炼渣质量的6％；所述还原剂2为无烟煤，还原剂2的加入量为吹炼渣质量的8％；所述捕收剂为烷基苯烷基磺酸钠，捕收剂的用量为200g/t；所述起泡剂为2#油，起泡剂的用量为50g/t；所述活化剂为Na2S，起泡剂的用量为300g/t。
通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例中，镍的回收率为99.00％、钴的回收率为98.00％。
对比例1
一种利用富氧侧吹炉直接处理红土镍矿的方法，包括以下具体步骤：
(1)红土镍矿通过颚式破碎机进行破碎筛分处理，破碎后红土镍矿70％以上矿粒度为8mm；然后在干燥窑中深度脱除自由水，干燥脱水后红土镍矿的含水率为25％，所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 2.38％、Co0.09％、Fe39.94％、MgO13.5％、SiO240.36％；
(2)将步骤(1)所得干燥后的红土镍矿通过皮带输送机运送至圆盘制粒机，根据配料计算，配入硫化剂1、熔剂1和还原剂，将红土镍矿与硫化剂1、熔剂1、还原剂和烟尘进行混合制粒成红土镍矿球，成球率为98％，红土镍矿球的直径为36mm；其中，硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量为红土镍矿质量的4％；熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量为红土镍矿质量的18％；所述还原剂1为无烟煤，还原剂1的配入量为红土镍矿质量的20％；
(3)将步骤(2)所得红土镍矿球、硫化剂1、还原剂、熔剂1通过计量皮带称从侧吹炉顶连续加入富氧侧吹熔炼炉内，每吨红土镍矿球配入的风量为50Nm3/t，燃料、氧气、压缩空气从炉体侧身的喷枪口喷吹到富氧侧吹炉的熔池中进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中，氧气的纯度为80％，富氧侧吹炉内富氧空气中氧气的体积浓度为50％，燃料的过剩系数为70％，富氧侧吹炉的总熔炼系数为72％，熔炼温度1200℃，还原硫化时间为连续进料；所述燃料为天然气，燃料的配入量为红土镍矿球质量的45％；所述还原剂为无烟煤，还原剂的配入量为红土镍矿球质量的12％；所述硫化剂1为石膏，硫化剂1的配入量是红土镍矿球质量的13％；所述熔剂1为石灰石，熔剂1的配入量是红土镍矿球质量的14％；所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni9.54％、Co0.10％、Fe62％、S28％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni0.58％、Co0.16％、Fe51.23％；
所得贫钴低镍锍1经过水淬***水淬后，以低冰镍粒形态储存于冰镍仓，并通过皮带运输机加入底吹炉或转炉，鼓入压缩空气，加入熔剂2，在1360℃温度条件下进行脱铁脱硫造渣吹炼作业3h，产出高钴高冰镍、吹炼渣和烟气；其中，所述压缩空气的鼓入量为31000Nm3/h；所述熔剂2为石英石，熔剂2用量为低冰镍粒质量的16％，所述高钴高冰镍的主要化学成分为：Ni52.46％、Co1.18％、S16.8％；所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni3.6％、Co0.34％、Fe15％；
(4)将步骤(3)产出的熔炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入熔剂3调节温度至1220℃，贫化分离得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所得贫钴低镍锍2通过金属排放口间断式地送入至吹炼工序中；所得电炉渣1通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却35h，再喷水冷却15h，直到电炉渣1完全冷却；完全冷却后的电炉渣1破碎、研磨至-200制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿1和尾渣1，尾渣1磁选分离出镍钴合金1和尾渣2，所得镍钴精矿1、镍钴合金1送入至吹炼工序；其中，所述熔剂3为石灰石，熔剂3的加入量为熔炼渣质量的8％；所述捕收剂为戊基白药，捕收剂的用量为250g/t；所述起泡剂为戊醇，起泡剂的用量为60g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为31g/t；
(5)将步骤(3)产出的吹炼渣连续通过溜槽流入沉降电炉，加入硫化剂2、还原剂和熔剂4，控制电炉温度为1200℃，还原硫化生成富钴低镍锍、电炉渣2和烟气，所得富钴低镍锍送入吹炼工序中；
所得电炉渣2则通过渣口排放至渣包内，并使用渣包车转运至渣包场自然冷却48h，再喷水冷却13h，直到电炉渣2完全冷却；完全冷却后的电炉渣2破碎、研磨至-200目制成渣原矿，渣原矿中加入捕收剂、起泡剂、活化剂浮选出镍钴精矿2和尾渣3，尾渣3磁选分离出镍钴合金2和尾渣4，所得镍钴精矿2、镍钴合金2送入至吹炼工序；其中，所述硫化剂2为黄铁矿，硫化剂2的加入量为吹炼渣质量的5％；熔剂4为石灰石，熔剂4的加入量为吹炼渣质量的8％；所述还原剂2为无烟煤，还原剂2的加入量为吹炼渣质量的9％；所述捕收剂为柴油，捕收剂的用量为300g/t；所述起泡剂为丁醇，起泡剂的用量为80g/t；所述活化剂为Na2S，活化剂的用量为40g/t。
通过配料计算、物料平衡计算和热平衡计算得出：本实施例中，镍的回收率为79.76％、钴的回收率为68.28％。
从以上数据可知，本发明所得的高钴高镍锍产品品质高，对比例1所得高钴高镍锍的产品质量差；且本发明方法中的镍回收率和钴回收率高，均≥90％。
最后所应当说明的是，以上实施例用以说明本发明的技术方案而非对本发明保护范围的限制，尽管参照较佳实施例对本发明作了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者同等替换，而不脱离本发明技术方案的实质和范围。
Claims (8)
1.一种富氧侧吹炉处理红土镍矿的方法，其特征在于，由以下步骤组成：
S1：将红土镍矿进行干燥处理，使红土镍矿含水量为12％～23％；
S2：将干燥后的红土镍矿、硫化剂1、熔剂1和还原剂1进行配料并压球成型，得到红土镍矿球；
S3：将红土镍矿球、硫化剂1、还原剂1和熔剂1组成的炉料进行熔炼，得到贫钴低镍锍1、熔炼渣及烟气；其中所述贫钴低镍锍1经水淬后，加入熔剂2进入吹炼工序，得到富钴高镍锍、吹炼渣和烟气；
S4：向所述熔炼渣中加入熔剂3，再进行贫化分离，得到贫钴低镍锍2、电炉渣1和烟气；所述电炉渣1经破碎研磨后进行浮选，得到镍钴精矿1和尾渣1；所述尾渣1进行磁选，得到镍钴合金1和尾渣2；所述贫钴低镍锍2、镍钴精矿1和镍钴合金1进入吹炼工序；
S5：向所述吹炼渣中加入硫化剂2、还原剂2和熔剂4后，再进行贫化分离，得到富钴低镍硫、电炉渣2和烟气；所述电炉渣2经破碎研磨后进行浮选，得到镍钴精矿2和尾渣3；所述尾渣3进行磁选，得到镍钴合金2和尾渣4；所述富钴低镍硫、镍钴精矿2和镍钴合金2进入吹炼工序；
步骤S3中，所述熔炼时，通入燃料、氧气和压缩空气，氧气的纯度为90％～98％，富氧空气中氧气的体积浓度为60％～80％，燃料的过剩系数为75％～90％，总熔炼系数为76％～100％，熔炼温度为1230℃～1600℃，所述燃料为天然气、粉煤、重油中的至少一种；
所述熔剂2的用量为水淬后所得冰镍粒质量的2％～11％；所述熔炼渣的主要化学成分为：Ni 0.15％～0.6％、Co 0.006％～0.01％、Fe 30％～45％；
步骤S5中，所述贫化分离的温度为1250℃～1450℃，所述熔剂4为石灰石，所述熔剂4的质量为熔炼渣质量的2％～6％；所述硫化剂2为石膏、黄铁矿、硫磺和含硫矿物中的至少一种，所述硫化剂2的质量为吹炼渣质量的6％～13％；所述还原剂2为无烟煤、焦炭、兰炭、石墨粉中的至少一种，所述还原剂2的质量为吹炼渣质量的2％～8％。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，如下(a)～(d)中的至少一项：
(a)所述红土镍矿的主要化学成分为：Ni 0.6％～3％、Co 0.01％～1.1％、Fe 20％～41％、MgO 1.3％～15％、SiO210％～45％；
(b)所述贫钴低镍锍1的主要化学成分为：Ni 11％～30％、Co 0.1％～1.3％、Fe 35％～63％、S 6％～28％；
(c)所述富钴高镍锍的主要化学成分为：Ni 58％～81％、Co 1.1％～4.3％、S 8％～15％；
(d)所述吹炼渣的主要化学成分为：Ni 1.3％～2.4％、Co 0.06％～0.27％、Fe20％～65％。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述硫化剂1为石膏、黄铁矿、硫磺和含硫矿物中的至少一种；所述熔剂1为石灰石、石英石中的至少一种；所述还原剂1为无烟煤、焦炭、兰炭、石墨粉中的至少一种。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，所述硫化剂1的质量为红土镍矿质量的8％～25％，所述熔剂1的质量为红土镍矿质量3％～15％，所述还原剂1的质量为红土镍矿质量3％～18％。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，所述硫化剂1的质量为红土镍矿球质量的3％～12％，所述熔剂1的质量为红土镍矿球质量1％～10％，所述还原剂1的质量为红土镍矿球质量1％～9％。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，所述吹炼工序中，鼓风量为12000Nm3/h～30000Nm3/h，吹炼温度为1220℃～1330℃，吹炼时间为1～2h，所述熔剂2为石英石。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，所述贫化分离的温度为1250℃～1450℃，所述熔剂3为石灰石、石英石中的至少一种，所述熔剂3的质量为熔炼渣质量的2％～6％。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S4和步骤S5中的浮选需要加入捕收剂、起泡剂和活化剂；所述捕收剂为黄药、黑药中的至少一种；所述起泡剂为2#油、醇、甲基异丁基甲醇和松醇油类中的至少一种；所述活化剂为Na2S。
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Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101148701A (zh) * | 2007-09-06 | 2008-03-26 | 昆明理工大学 | 利用可燃物对有色金属铜渣/镍渣进行改性和制备优质燃料的方法 |
| CN101545052A (zh) * | 2009-02-09 | 2009-09-30 | 牛庆君 | 从镍冶炼弃渣中回收镍、钴的方法 |
| CN102735047A (zh) * | 2012-07-19 | 2012-10-17 | 昆明理工大学 | 一种侧吹熔池熔炼电炉贫化炉渣的方法和设备 |
| CN106048254A (zh) * | 2016-07-21 | 2016-10-26 | 黄艳玲 | 一种含镍物料连续冶炼的装置及方法 |
| WO2017207684A1 (en) * | 2016-06-02 | 2017-12-07 | Knut Henriksen | A method for converting waste material from sulphide ore based nickel refining into nickel pig iron |
| CN107699703A (zh) * | 2017-10-10 | 2018-02-16 | 东北大学 | 一种由镍冶炼熔渣生产的方法 |
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Family Cites Families (8)
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|---|---|---|---|---|
| WO2009129653A1 (zh) * | 2008-04-23 | 2009-10-29 | Dong Shutong | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 |
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| CN113502402A (zh) * | 2021-06-08 | 2021-10-15 | 金川集团股份有限公司 | 一种顶-侧复合熔炼直接炼镍方法 |
| CN113528858A (zh) * | 2021-06-30 | 2021-10-22 | 广东邦普循环科技有限公司 | 通过镍铁转产制备高镍型三元前驱体的方法及其应用 |
| CN113265549B (zh) * | 2021-07-21 | 2021-10-22 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 用富氧侧吹熔炼炉处理红土镍矿和不锈钢冶金废料的方法 |
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Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101148701A (zh) * | 2007-09-06 | 2008-03-26 | 昆明理工大学 | 利用可燃物对有色金属铜渣/镍渣进行改性和制备优质燃料的方法 |
| CN101545052A (zh) * | 2009-02-09 | 2009-09-30 | 牛庆君 | 从镍冶炼弃渣中回收镍、钴的方法 |
| CN102735047A (zh) * | 2012-07-19 | 2012-10-17 | 昆明理工大学 | 一种侧吹熔池熔炼电炉贫化炉渣的方法和设备 |
| WO2017207684A1 (en) * | 2016-06-02 | 2017-12-07 | Knut Henriksen | A method for converting waste material from sulphide ore based nickel refining into nickel pig iron |
| CN106048254A (zh) * | 2016-07-21 | 2016-10-26 | 黄艳玲 | 一种含镍物料连续冶炼的装置及方法 |
| CN107699703A (zh) * | 2017-10-10 | 2018-02-16 | 东北大学 | 一种由镍冶炼熔渣生产的方法 |
| CN114350977A (zh) * | 2021-12-13 | 2022-04-15 | 中南大学 | 一种红土镍矿循环硫化提取镍钴的方法 |
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