一种富集铁橄榄石型炉渣中镍钴金属的方法

1.本发明属于矿物工程技术领域，更具体的，涉及一种富集铁橄榄石型炉渣中镍钴金属的方法。


背景技术：

2.铁橄榄石型炉渣（包括铜渣、镍渣等）是有色金属冶炼过程中产生的一种固体废弃物。铁橄榄石型炉渣的主要物相为铁橄榄石（fe2sio4），主要化学组成是fe和sio2，含量分别在35~50%和30~40%。部分炉渣中镍和钴含量也高达0.2~0.5%，已达到镍矿和钴矿开采的边界品位。由于炉渣为高温下的冶炼产物，镍和钴在其中的赋存状态有别于其在天然矿物资源中的富集。因此，采用传统的浮选方法难以实现炉渣中镍和钴的选择性富集。
3.目前从炉渣中回收镍钴的方法大多采用湿法浸出工艺和高温火法还原工艺。湿法浸出工艺在浸出镍钴的同时会造成部分铁等其它金属溶解进入溶液，从而造成溶液净化困难，此外还存在浸出液难循环、设备腐蚀等问题。
4.高温火法还原工艺中，铁橄榄石型炉渣的直接还原分解温度在1200℃以上，此时炉渣中的镍钴会因还原过高而进入金属铁相。公开号为cn110551902b的专利文献中将铁橄榄石直接还原分解，此时镍钴不可避免进入金属铁相，后续虽然通过碱浸实现还原产物中铁硅的有效分离，但是金属铁中的镍钴则难以被进一步分离。公开号为cn107227401a的专利文献公布了铜渣和红土镍矿共还原制备含铜、镍铁粉的方法，采用高温还原工艺，将含铁和含镍矿物还原为金属，并形成镍铁合金。后续经磨矿、磁选而实现镍的回收。但是镍是富集在金属铁中，后续分离困难，只能作为炼钢原料。


技术实现要素：

5.针对现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种富集铁橄榄石型炉渣中镍钴金属的方法，该方法在保障铁橄榄石型炉渣完全分解的同时，可有效降低其还原分解温度，避免还原过程中镍钴在金属铁相中的富集。
6.为实现本发明目的，具体技术方案如下：一种富集铁橄榄石型炉渣中镍钴金属的方法，包括如下步骤：（1）将研磨后的铁橄榄石型炉渣在800~1000℃下于氧化性气氛中进行氧化焙烧，得到氧化焙烧物料；（2）将步骤（1）的氧化焙烧物料在1000~1100℃下于还原性气氛中进行还原焙烧，得到还原焙烧熟料；（3）将步骤（2）的还原焙烧熟料加入氢氧化钠溶液或硅酸钠溶液中进行碱浸脱硅反应，反应完成后固液分离得硅酸钠溶液和脱硅渣；（4）将步骤（3）的脱硅渣进行磁选分离，得到铁精矿和富镍钴尾矿。
7.本发明首先在氧化气氛焙烧过程中，将铁橄榄石型炉渣中的主要含铁物相铁橄榄石分解为赤铁矿和二氧化硅。氧化焙烧熟料经进一步还原焙烧，赤铁矿会被直接还原为金
属铁，而二氧化硅则转变为石英固溶体和方石英固溶体。可有效避免还原过程中镍钴被深度还原而富集在金属铁中。随后采用低温碱浸工艺可实现还原焙烧产物中二氧化硅的选择性溶解，镍钴铁等金属因不与碱反应而富集在浸出渣中，同时，碱浸溶硅过程可实现金属铁颗粒的单体解离。最后，浸出渣中的铁经弱磁选被有效分离，此时镍钴因不在铁颗粒中而被有效富集在尾矿中。
8.优选地，步骤（1）中，研磨后的铁橄榄石型炉渣的粒度控制在200目以下。
9.优选地，步骤（1）中，氧化焙烧时间为20~120min。
10.优选地，步骤（1）中，通入氧气或空气形成氧化性气氛。
11.优选地，步骤（2）中，还原焙烧时间为20~120min。
12.优选地，步骤（2）中，通入一氧化碳或氢气形成还原性气氛。
13.优选地，步骤（3）中，还原焙烧熟料进行碱浸脱硅反应之前需进行研磨，至粒度控制在325目以下。
14.优选地，步骤（3）中，氢氧化钠溶液的浓度范围80~160g/l，反应液固比2:1~10:1。
15.优选地，步骤（3）中，浸出温度为90~120℃，浸出时间为20~180min。
16.优选地，步骤（4）中，所述磁选强度控制在500~2000gs。
17.相对现有技术，本发明的有益效果在于：（1）本发明方法在保障铁橄榄石型炉渣完全分解的同时，有效降低其还原分解温度，避免还原过程中镍钴在金属铁相中的富集。
18.（2）本发明在综合回收铁橄榄石型炉渣中主要化学组成铁和硅外，实现了有价金属镍和钴的定向富集。提高铁橄榄石型炉渣的附加值，减少废物排放，经济效益显著。
附图说明
19.附图用来提供对本发明的进一步理解，并且构成说明书的一部分，与本发明的实施例一起用于解释本发明，并不构成对本发明的限制。在附图中：图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
20.为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
21.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的含义相同。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，并不旨在限制本发明的保护范围。
22.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。
23.本发明实施例所用铁橄榄石型炉渣为铜渣，其化学组成如下表1所示。
24.表1实施例1
将铜渣在800℃的氧化性气氛（空气）中焙烧60min后，转入1000℃还原性气氛（一氧化碳）中焙烧120min；将所得还原焙烧熟料细磨至小于74μm，采用氢氧化钠溶液对焙烧熟料进行碱浸脱硅反应，浸出温度为110℃，液固比为10:1，氢氧化钠溶液浓度为130g/l，浸出时间100min，在此条件下，氧化硅的溶出率为88.95%，反应完成后固液分离得硅酸钠溶液和脱硅渣；将脱硅渣在磁场强度500gs条件下磁选，得到铁精矿和富镍钴尾矿。
25.经检测，所得铁精矿中铁回收率为89.25%，铁品位为83.36%，富镍钴尾矿中镍和钴含量分别为0.46%和1.86%。
26.实施例2将铜渣在1000℃的氧化性气氛（空气）中焙烧60min后，转入1100℃还原气氛（一氧化碳）中焙烧120min；将所得焙烧熟料细磨至小于74μm，采用氢氧化钠溶液对焙烧熟料进行碱浸脱硅反应，浸出温度为110℃，液固比为10:1，氢氧化钠溶液浓度为160g/l，浸出时间120min，在此条件下，氧化硅的溶出率为92.45%，反应完成后固液分离得硅酸钠溶液和脱硅渣；将脱硅渣在磁场强度500gs条件下磁选，得到铁精矿和富镍钴尾矿。
27.经检测，所得铁精矿中铁回收率为92.56%，铁品位为88.56%，富镍钴尾矿中镍和钴含量分别为0.67%和2.12%。
28.实施例3将铜渣在1000℃的氧化性气氛（氧气）中焙烧60min后，转入1100℃还原气氛（一氧化碳）中焙烧120min；将所得焙烧熟料细磨至小于74μm，采用氢氧化钠溶液对焙烧熟料进行碱浸脱硅反应，浸出温度为120℃，液固比为10:1，氢氧化钠溶液浓度为160g/l，浸出时间120min，在此条件下，氧化硅的溶出率为92.63%，反应完成后固液分离得硅酸钠溶液和脱硅渣；将脱硅渣在磁场强度1000gs条件下磁选，得到铁精矿和富镍钴尾矿。
29.经检测，所得铁精矿中铁回收率为93.68%，铁品位为91.05%，富镍钴尾矿中镍和钴含量分别为0.77%和2.69%。
30.实施例4将铜渣在900℃的氧化性气氛（氧气）中焙烧60min后，转入1000℃还原气氛（氢气）中焙烧120min；将所得焙烧熟料细磨至小于74μm，采用氢氧化钠溶液对焙烧熟料进行碱浸脱硅反应，浸出温度为110℃，液固比为10:1，氢氧化钠溶液浓度为160g/l，浸出时间120min，在此条件下，氧化硅的溶出率为91.61%，反应完成后固液分离得硅酸钠溶液和脱硅渣；将脱硅渣在磁场强度500gs条件下磁选，得到铁精矿和富镍钴尾矿。
31.经检测，所得铁精矿中铁回收率为90.11%，铁品位为86.59%，富镍钴尾矿中镍和钴含量分别为0.41%和1.91%。
32.实施例5将铜渣在1000℃的氧化性气氛（氧气）中焙烧60min后，转入1200℃还原气氛（氢气）中焙烧120min；将所得焙烧熟料细磨至小于74μm，采用氢氧化钠溶液对焙烧熟料进行碱浸脱硅反应，浸出温度为120℃，液固比为10:1，氢氧化钠溶液浓度为160g/l，浸出时间120min，在此条件下，氧化硅的溶出率为92.43%，反应完成后固液分离得硅酸钠溶液和脱硅渣；将脱硅渣在磁场强度1000gs条件下磁选，得到铁精矿和富镍钴尾矿。
33.经检测，所得铁精矿中铁回收率为93.12%，铁品位为90.86%，富镍钴尾矿中镍和钴含量分别为0.76%和2.89%。
34.以上仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的包含范围之内。