專利名稱：綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法
技術(shù)領(lǐng)域：
本發(fā)明涉及ー種褐鐵型紅土鎳礦的冶煉方法，尤其涉及一種綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法。
背景技術(shù)：
目前，金屬礦產(chǎn)業(yè)成為國民經(jīng)濟和國防建設(shè)的基礎(chǔ)產(chǎn)業(yè)，金屬礦產(chǎn)資源中往往同時伴生多種有價金屬，而較低的整體利用水平極大地限制了資源的有效利用，造成了對資源的極大浪費和對環(huán)境相當程度的破壞。紅土鎳礦是含鐵鎂硅酸鹽礦物經(jīng)長期風化變質(zhì)形成的。一般分褐鐵型紅土鎳礦和硅鎂鎳礦型紅土鎳礦兩種類型，前者具有鐵高、鎳低，硅、鎂也較低，但鈷含量較高同時伴生有一定含量鉻等特點，且資源總量約為后者兩倍。如能實現(xiàn)其中有價金屬鎳、鈷、鐵和鉻 的綜合利用將會對緩解我國日益增長的鎳、鈷及高品質(zhì)鐵精礦和鉻鐵礦需求產(chǎn)生極大的影響，可見如何從揭鐵型紅土鎮(zhèn)礦中聞效經(jīng)濟地提取鎮(zhèn)、鉆，并獲得聞品質(zhì)鐵精礦和絡(luò)礦具有重要意義。目前，應(yīng)用于エ業(yè)生產(chǎn)的紅土鎳礦處理工藝分為火法和濕法兩種?；鸱ēㄋ囍饕且约t土鎳礦為原料通過電爐、鼓風爐或者高爐熔煉鎳鉄。這種エ藝對有價金屬鈷利用率很低，并未考慮鉻的利用，且能耗較高，對エ廠所在地電量供應(yīng)要求較高，不能實現(xiàn)紅土鎳礦高效、低能耗綜合利用有價組元的目的。濕法エ藝主要有還原焙燒-氨浸エ藝和高壓硫酸浸出エ藝。前者雖能回收鎳、鈷和鐵，但存在鈷回收率低，鐵精粉回收困難且并未考慮鉻回收等不足；后者雖然能夠或者較高的鎳、鈷浸出率，但存在エ藝技術(shù)復(fù)雜，設(shè)備要求高、投資大，操作成本高，加壓釜結(jié)疤嚴重，浸出渣因鐵低硫高而無法實現(xiàn)綜合利用等弊端。鑒于上述褐鐵型紅土鎳礦的提煉エ藝存在不足，近年來人們一直在研究適用于褐鐵型紅土鎳礦綜合利用的新技木。專利US2010064854公開了ー種紅土鎳礦的處理方法，該技術(shù)針對褐鐵礦型和蛇紋石型鎳礦以硝酸為浸出劑進行選擇性浸出，可以綜合利用礦中的鎳、鈷、鎂和鐵等金屬，但此法并未提及鉻的回收，而鐵的回收是通過浸出液固分離后對濾液進行加壓實現(xiàn)，并將增加工藝生產(chǎn)成本和操作成本，且鐵的利用率并不高，尤其對于處理低鎂含量的褐鐵型紅土鎳礦來說，金屬綜合利用有待改進。專利CN1858274公開了ー種氧化鎳礦的處理新方法，該法雖采用了常壓浸出，降低了エ藝技術(shù)難度和操作成本，但沒能將氧化鎳礦轉(zhuǎn)化為鎳產(chǎn)品，而是得到了硫化鎳精礦，需進ー步提煉才能得到鎳產(chǎn)品，エ藝中磁選和浮選兩步棄渣，導(dǎo)致有價金屬回收率降低。專利CN1995414公開了氧化鎳礦的硫酸強化浸出提取法，該法在200°C以下，壓カ
I.6MPa以下加入還原劑進行加壓浸出，雖比常規(guī)加壓浸出法設(shè)備要求低，技術(shù)容易掌握，但若所用氧化鎳礦中二價鐵含量較高則會導(dǎo)致得到的浸出液中雜質(zhì)含量較高，后續(xù)提純エ序較難，另外此法并未提及鐵和鉻的回收利用，經(jīng)濟性不好。專利CNlO 1942558和專利CNlO 1956081公開了ー種煙煤干燥還原低品位紅土鎳礦及強化氨浸提取鎳鈷法，此法是在傳統(tǒng)還原焙燒-氨浸エ藝基礎(chǔ)上進行改迸，綜合利用鐵質(zhì)礦中的鎳、鈷和鐵，但由于鐵的回收通過磁選實現(xiàn)，對還原段鐵的還原態(tài)嚴格要求控制為Fe304，否則將導(dǎo)致鐵磁選率低，回收困難。對鐵還原態(tài)選擇性的苛刻要求必然限制了紅土鎳礦中鐵價值的充分體現(xiàn)。專利CNlO 1691635公開了ー種處理褐鐵型紅土鎳礦的堿-酸雙循環(huán)エ藝，該技術(shù)對礦中有價組元鉻、鋁、鎳、鈷和鐵的綜合回收率均很高，但半エ業(yè)試驗結(jié)果表明，只有當原料的氧化鉻含量大于8%吋，堿法活化回收鉻/鋁才能有較可觀的經(jīng)濟收益，對鉻含量較低的褐鐵型紅土鎳礦，加工成本偏高。綜上，上述エ藝或存在生產(chǎn)成本高和エ藝條件苛刻等弊端，或存在有價金屬綜合回收利用率低等不足，都未能很好的綜合利用褐鐵型紅土鎳礦。因此，在保證鎳、鈷回收率的前提下，如何突破褐鐵型紅土鎳礦中鐵和硅、鉻、鎂的低成本分離，進而實現(xiàn)鐵、鉻的分別富集，是實現(xiàn)褐鐵型紅土鎳礦中有價組元低成本高值綜合利用的關(guān)鍵。

發(fā)明內(nèi)容
本發(fā)明的目的是提供一種綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，該方法能很好的利用礦中的鎳、鈷、鐵和鉻。本發(fā)明的目的是通過以下技術(shù)方案實現(xiàn)的本發(fā)明的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，包括步驟A、原礦篩析分離將褐鐵型紅土鎳礦原礦配成礦漿，并進行攪拌，然后用目數(shù)為30 200目的篩網(wǎng)進行篩析分離，得到3種不同粒度的鎳礦，根據(jù)所得礦粒度從細到粗分別編號為1#礦、2#礦和3#礦，分別進入步驟B、步驟C和步驟D的處理工序；B、l#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的1#礦在還原性氣氛中進行焙燒，所得焙砂進行常壓氨浸，浸出液采用萃取、結(jié)晶和電解的方法制取鎳鈷產(chǎn)品，氨經(jīng)回收返回浸出エ序，浸出渣含鐵60%以上，作為鐵精粉直接出售；C、2#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的2#礦配入硫酸進行酸解，酸解后常壓水浸，浸出液進入步驟D殘酸中和エ序，浸出渣配入炭質(zhì)還原劑進行磁化焙燒，焙燒后進行磁選分離，得含鐵60%以上的鐵精粉和含鉻10%以上的鉻礦，鐵精粉并入步驟B ;D、3#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的3#礦進行破碎細磨，然后加入到殘酸中和エ序用于中和步驟C和步驟D過程中浸出液中殘留的硫酸，浄化后液進入鎳鈷產(chǎn)品制備エ序，通過硫化沉淀、中和沉淀，萃取-電解或萃取-結(jié)晶的方法回收凈化液中的鎳、鈷，渣進行硫酸常壓浸出，浸出液返回殘酸中和エ序，殘渣棄去。由上述本發(fā)明提供的技術(shù)方案可以看出，本發(fā)明實施例提供的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，由于根據(jù)原礦中各礦物顆粒大小不同的物理特性，在經(jīng)過充分時間的攪拌漿化后，采用不同孔徑的篩網(wǎng)對原礦進行分離，分離后3種礦中鐵、硅、鎂、鉻、鈷和鎳得到不同程度的分離和富集。然后針對3種礦不同的特性選擇三種不同卻又耦合的處理工藝對礦中的有價金屬鎳、鈷、鐵和鉻進行綜合回收。為儲量豐富但一直未實現(xiàn)其綜合經(jīng)濟價值的褐鐵型紅土鎳礦提供了ー種新的エ藝思路。


圖I為本發(fā)明實施例提供的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法的流程示意圖。
具體實施例方式
下面將對本發(fā)明實施例作進ー步地詳細描述。本發(fā)明的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其較佳的具體實施方式
如圖I所示，包括步驟A、原礦篩析分離將褐鐵型紅土鎳礦原礦配成礦漿，并進行攪拌，然后用目數(shù)為30 200目的篩網(wǎng)進行篩析分離，得到3種不同粒度且成分不同的鎳礦，根據(jù)所得礦粒度從細到粗分別編號為1#礦、2#礦和3#礦，分別進入步驟B、步驟C和步驟D的處理工序；
B、1#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的1#礦在還原性氣氛中進行焙燒，所得焙砂進行常壓氨浸，浸出液采用萃取、結(jié)晶和電解的方法制取鎳鈷產(chǎn)品，氨經(jīng)回收返回浸出エ序，浸出渣含鐵60%以上，作為鐵精粉直接出售；C、2#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的2#礦配入硫酸進行酸解，酸解后常壓水浸，浸出液進入步驟D殘酸中和エ序，浸出渣配入炭質(zhì)還原劑進行磁化焙燒，焙燒后進行磁選分離，得含鐵60%以上的鐵精粉和含鉻10%以上的鉻礦，鐵精粉并入步驟B ;D、3#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的3#礦進行破碎細磨，然后加入到殘酸中和エ序用于中和步驟C和步驟D過程中浸出液中殘留的硫酸，浄化后液進入鎳鈷產(chǎn)品制備エ序，通過硫化沉淀、中和沉淀，萃取-電解或萃取-結(jié)晶的方法回收凈化液中的鎳、鈷，渣進行硫酸常壓浸出，浸出液返回殘酸中和エ序，殘渣棄去。所述步驟A中礦漿濃度為5 30%、漿化攪拌時間為0. 5 48h。所述步驟A中的篩析分兩步,兩步所用篩網(wǎng)孔徑分別為30 80目和120 200目。所述褐鐵型紅土鎳礦原礦中主元素質(zhì)量百分含量為Fe 40 50%, Ni 0. 5
2.0%, Co 0. 01 0. 2%, Mg 0. 3 3%，Cr I 3%，Si023 10% ；篩析后3種礦中重要元素質(zhì)量百分含量分別為1#礦中Fe>50 Ni>l. 0 %,Si02<2. 0 % ;2# 礦中 Fe 35 50 %，Mg〈l. 0 %，Cr>6. 0 % ;3# 礦中 Fe〈35 %，Co>0. 2 %，Mg>6. 5%, Si02>10. 0%o所述步驟B中的還原焙燒所用還原劑為CO或者煤，還原溫度為750 850°C，還原時間為0. 5 2h。所述步驟B中采用萃取/反萃-電解或萃取/反萃-結(jié)晶的方法制取鎳鈷產(chǎn)品。所述步驟C中的酸解所用硫酸為質(zhì)量百分含量98%的濃硫酸，酸解用酸量為180 250kg/t干基礦。所述步驟C的磁化焙燒用煤為褐煤，配煤量相對于浸出渣的干基質(zhì)量為6 10%，磁化溫度為700 780°C，磁化時間為0. 5 I. 5h，磁選分離時磁場強度為100 200MT。所述步驟D的細磨粒度為70%以上小于150目，所述步驟D的常壓酸浸硫酸用量為200 300kg/t干基礦，浸出溫度為80 95°C。所述步驟D的浄化后液通過硫化沉淀、中和沉淀，萃取-電解或萃取-結(jié)晶的方法回收其中的鎳、鈷。
本發(fā)明以褐鐵型紅土鎳礦為原料，根據(jù)原礦中各礦物顆粒大小不同的物理特性，在經(jīng)過充分時間的攪拌漿化后，采用不同孔徑的篩網(wǎng)對原礦進行分離，分離后3種礦中鉄、硅、鎂、鉻、鈷和鎳得到不同程度的分離和富集。然后針對3種礦不同的特性選擇三種不同卻又耦合的處理工藝對礦中的有價金屬鎳、鈷、鐵和鉻進行綜合回收。為儲量豐富但一直未實現(xiàn)其綜合經(jīng)濟價值的褐鐵型紅土鎳礦提供了ー種新的エ藝思路。將本發(fā)明與現(xiàn)有褐鐵型紅土鎳礦エ藝對比，可發(fā)現(xiàn)有如下優(yōu)勢(I)篩析分離技術(shù)的引入，使主元素實現(xiàn)了源頭分離，為綜合回收利用其中的有價金屬元素奠定了基礎(chǔ)； (2)對篩析后礦采取不同的處理工藝，有利于提高有價金屬的綜合回收率，便于實現(xiàn)有價金屬綜合回收，且エ藝可操作性強，容易實現(xiàn)エ業(yè)化。(3)所得鎳鈷產(chǎn)品含鎳量高，鐵精粉含鐵大于60%，可直接出售，鉻渣含鉻大于10%，作為副產(chǎn)品出售，可降低エ藝的生產(chǎn)成本。實施例I :參見附圖I。原礦經(jīng)攪拌漿化48h，礦漿濃度為35%，然后分別采用30目和150目篩網(wǎng)進行篩析，所得1#礦在750°C的CO氣氛中還原焙燒0. 5h，焙砂在碳銨溶液中常壓浸出，得浸出渣含鐵62%，浸出液經(jīng)鎳鈷產(chǎn)品制備エ序后回收其中的氨并返回常壓氨浸エ序；所得2#礦配入濃度為98%的濃硫酸200kg/t-礦酸解，酸解后進行水浸,浸出洛配入8%的褐煤在700°C下磁化焙燒lh，焙砂在150MT的磁場下磁選得含鐵60%的鐵精粉和含鉻10%的鉻渣，浸出液并入3#礦處理工序；所得3#礦經(jīng)破碎、細磨后對反液殘酸進行中和后加入硫酸常壓浸出，浸出溫度為80°C，酸用量為250kg/t-礦，浸出液返回殘酸中和エ序，浄化后液通過中和沉淀法制備鎳鈷產(chǎn)品，浸出渣棄棹。整個エ藝鎳、鈷、鐵和鉻的綜合回收率可分別達 85%、82%、92%和 27%0實施例2 原礦經(jīng)攪拌漿化20h，礦漿濃度為25%，然后分別采用50目和120目篩網(wǎng)進行篩析，所得1#礦在700°C下加入煤還原焙燒lh，焙砂在碳銨溶液中常壓浸出，得浸出渣含鐵61%，浸出液經(jīng)鎳鈷產(chǎn)品制備エ序后回收其中的氨并返回常壓氨浸エ序；所得2#礦配入濃度為98%的濃硫酸220kg/t-礦酸解，酸解后進行水浸，浸出渣配入10%的褐煤在750°C下磁化焙燒0. 5h，焙砂在120MT的磁場下磁選得含鐵61%的鐵精粉和含鉻10. 2%的鉻渣，浸出液并入3#礦處理工序；所得3#礦經(jīng)破碎、細磨后對反液殘酸進行中和后加入硫酸常壓浸出，浸出溫度為85°C，酸用量為280kg/t-礦，浸出液返回殘酸中和エ序，凈化后液通過中和沉淀法制備鎳鈷產(chǎn)品，浸出渣棄棹。整個エ藝鎳、鈷、鐵和鉻的綜合回收率可分別達84%、82%、90%和 28%。實施例3 原礦經(jīng)攪拌漿化8h，礦漿濃度為15%，然后分別采用60目和120目篩網(wǎng)進行篩析，所得1#礦在850°C下加入煤還原焙燒I. 5h，焙砂在碳銨溶液中常壓浸出，得浸出渣含鐵60%，浸出液經(jīng)鎳鈷產(chǎn)品制備エ序后回收其中的氨并返回常壓氨浸エ序；所得2#礦配入濃度為98%的濃硫酸250kg/t-礦酸解，酸解后進行水浸，浸出渣配入9%的褐煤在730°C下磁化焙燒0. 5h，焙砂在160MT的磁場下磁選得含鐵61 %的鐵精粉和含鉻10. 0%的鉻渣，浸出液并入3#礦處理工序；所得3#礦經(jīng)破碎、細磨后對反液殘酸進行中和后加入硫酸常壓浸出，浸出溫度為95°C，酸用量為220kg/t-礦，浸出液返回殘酸中和エ序，浄化后液通過萃取-電解法制備鎳鈷產(chǎn)品，浸出渣棄棹。整個エ藝鎳、鈷、鐵和鉻的綜合回收率可分別達85%、81%、92%和 27%。實施例4 原礦經(jīng)攪拌漿化2h，礦漿濃度為10%，然后分別采用50目和180目篩網(wǎng)進行篩析，所得1#礦在820°C下加入煤還原焙燒2h，焙砂在碳銨溶液中常壓浸出，得浸出渣含鐵63%，浸出液經(jīng)鎳鈷產(chǎn)品制備エ序后回收其中的氨并返回常壓氨浸エ序；所得2#礦配入濃度為98%的濃硫酸180kg/t-礦酸解，酸解后進行水浸，浸出渣配入7%的褐煤在780°C下磁化焙燒lh，焙砂在180MT的磁場下磁選得含鐵60%的鐵精粉和含鉻10. 5%的鉻渣，浸出液并入3#礦處理工序；所得3#礦經(jīng)破碎、細磨后對反液殘酸進行中和后加入硫酸常壓浸出，浸出溫度為90°C，酸用量為230kg/t-礦，浸出液返回殘酸中和エ序，凈化后液通過中和沉淀法制備鎳鈷產(chǎn)品，浸出渣棄棹。整個エ藝鎳、鈷、鐵和鉻的綜合回收率可分別達84%、 81%、91%和 26%。實施例5 原礦經(jīng)攪拌漿化0. 5h，礦漿濃度為5%，然后分別采用80目和200目篩網(wǎng)進行篩析，所得1#礦在780°C下的CO氣氛中還原焙燒lh，焙砂在碳銨溶液中常壓浸出，得浸出渣含鐵62%，浸出液經(jīng)鎳鈷產(chǎn)品制備エ序后回收其中的氨并返回常壓氨浸エ序；所得2#礦配入濃度為98%的濃硫酸180kg/t-礦酸解，酸解后進行水浸，浸出渣配入6%的褐煤在760V下磁化焙燒lh，焙砂在200MT的磁場下磁選得含鐵62%的鐵精粉和含鉻10. 0%的鉻渣，浸出液并入3#礦處理工序；所得3#礦經(jīng)破碎、細磨后對反液殘酸進行中和后加入硫酸常壓浸出，浸出溫度為85°C，酸用量為250kg/t-礦，浸出液返回殘酸中和エ序，凈化后液通過硫化沉淀法制備鎳鈷產(chǎn)品，浸出渣棄棹。整個エ藝鎳、鈷、鐵和鉻的綜合回收率可分別達85%、82%、90%和 28%。以上所述，僅為本發(fā)明較佳的具體實施方式
，但本發(fā)明的保護范圍并不局限于此，任何熟悉本技術(shù)領(lǐng)域的技術(shù)人員在本發(fā)明披露的技術(shù)范圍內(nèi)，可輕易想到的變化或替換，都應(yīng)涵蓋在本發(fā)明的保護范圍之內(nèi)。因此，本發(fā)明的保護范圍應(yīng)該以權(quán)利要求書的保護范圍為準。
權(quán)利要求
1.一種綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，包括步驟 A、原礦篩析分離將褐鐵型紅土鎳礦原礦配成礦漿，并進行攪拌，然后用目數(shù)為30 200目的篩網(wǎng)進行篩析分離，得到3種不同粒度且成分不同的鎳礦，根據(jù)所得礦粒度從細到粗分別編號為1#礦、2#礦和3#礦，分別進入步驟B、步驟C和步驟D的處理工序； B、1#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的1#礦在還原性氣氛中進行焙燒，所得焙砂進行常壓氨浸，浸出液采用萃取、結(jié)晶和電解的方法制取鎳鈷產(chǎn)品，氨經(jīng)回收返回浸出工序，浸出渣含鐵60%以上，作為鐵精粉直接出售； C、2#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的2#礦配入硫酸進行酸解，酸解后常壓水浸，浸出液進入步驟D殘酸中和工序，浸出渣配入炭質(zhì)還原劑進行磁化焙燒，焙燒后進行磁選分離，得含鐵60%以上的鐵精粉和含鉻10%以上的鉻礦，鐵精粉并入步驟B ； D、3#礦處理工序?qū)⒉襟EA得到的3#礦進行破碎細磨，然后加入到殘酸中和工序用于中和步驟C和步驟D過程中浸出液中殘留的硫酸，凈化后液進入鎳鈷產(chǎn)品制備工序，通過硫化沉淀、中和沉淀，萃取-電解或萃取-結(jié)晶的方法回收凈化液中的鎳、鈷，渣進行硫酸常壓浸出，浸出液返回殘酸中和工序，殘渣棄去。
2.根據(jù)權(quán)利要求I所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟A中礦漿濃度為5 30%、漿化攪拌時間為O. 5 48h。
3.根據(jù)權(quán)利要求2所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟A中的篩析分兩步，兩步所用篩網(wǎng)孔徑分別為30 80目和120 200目。
4.根據(jù)權(quán)利要求3所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述褐鐵型紅土鎳礦原礦中主元素質(zhì)量百分含量為=Fe 40 50%，Ni O. 5 2. 0%, CoO.01 O. 2%, Mg O. 3 3%，Cr I 3%，Si023 10% ； 篩析后3種礦中重要元素質(zhì)量百分含量分別為1#礦中Fe>50 %, Ni>l. O %,Si02<2. O % ;2# 礦中 Fe 35 50 %，Mg〈l. 0 %，Cr>6. 0 % ;3# 礦中 Fe〈35 %，Co>0. 2 %，Mg>6. 5%, Si02>10. 0%o
5.根據(jù)權(quán)利要求I所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟B中的還原焙燒所用還原劑為CO或者煤，還原溫度為750 850°C，還原時間為O.5 2h0
6.根據(jù)權(quán)利要求5所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟B中采用萃取/反萃-電解或萃取/反萃-結(jié)晶的方法制取鎳鈷產(chǎn)品。
7.根據(jù)權(quán)利要求I所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟C中的酸解所用硫酸為質(zhì)量百分含量98%的濃硫酸，酸解用酸量為180 250kg/t干基礦。
8.根據(jù)權(quán)利要求7所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟C的磁化焙燒用煤為褐煤，配煤量相對于浸出渣的干基質(zhì)量為6 10%，磁化溫度為700 780°C，磁化時間為O. 5 I. 5h，磁選分離時磁場強度為100 200MT。
9.根據(jù)權(quán)利要求I所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟D的細磨粒度為70%以上小于150目，所述步驟D的常壓酸浸硫酸用量為200 300kg/t干基礦，浸出溫度為80 95°C。
10.根據(jù)權(quán)利要求I所述的綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，其特征在于，所述步驟D的凈化后液通過硫化沉淀、中和沉淀，萃取-電解或萃取- 結(jié)晶的方法回收其中的鎳、鈷。
全文摘要
本發(fā)明公開了一種綜合回收褐鐵型紅土鎳礦中有價金屬的方法，首先將褐鐵型紅土鎳礦原礦配成礦漿，然后用目數(shù)為30～200目的篩網(wǎng)進行篩析分離，得到3種不同粒度的鎳礦，之后根據(jù)根據(jù)原礦中各礦物顆粒大小不同的物理特性，將3種礦中鐵、硅、鎂、鉻、鈷和鎳進行不同程度的分離和富集，之后針對3種礦不同的特性選擇三種不同卻又耦合的處理工藝對礦中的有價金屬鎳、鈷、鐵和鉻進行綜合回收。為儲量豐富但一直未實現(xiàn)其綜合經(jīng)濟價值的褐鐵型紅土鎳礦提供了一種新的工藝思路。
文檔編號B07B1/00GK102851489SQ20121031679
公開日2013年1月2日 申請日期2012年8月30日 優(yōu)先權(quán)日2012年8月30日
發(fā)明者王成彥, 黃良興, 王云, 楊琦, 尹飛, 繩廣生, 阮書鋒, 馬保中, 陳永強, 楊永強, 揭曉武, 楊卜, 張永祿, 邢鵬, 郜偉, 李強, 楊瑋嬌, 居中軍, 劉杰 申請人:北京礦冶研究總院, 江蘇華海材料科技有限公司