一种从氯化离析低品位红土矿中富集钴镍的磁选方法.pdf

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摘要
申请专利号:

CN201010262558.9

申请日:

2010.08.25

公开号:

CN101912815A

公开日:

2010.12.15

当前法律状态:

授权

有效性:

有权

法律详情:

授权|||实质审查的生效IPC(主分类):B03C 1/02申请日:20100825|||公开

IPC分类号:

B03C1/02; B03C1/005

主分类号:

B03C1/02

申请人:

中南大学

发明人:

李新海; 张琏鑫; 胡启阳; 王志兴; 郭华军; 刘婉蓉; 李金辉

地址:

410083 湖南省长沙市岳麓区麓山南路932号

优先权:

专利代理机构:

长沙市融智专利事务所 43114

代理人:

颜勇

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内容摘要

本发明公开了一种从氯化离析低品位红土矿中分离富集镍钴的磁选方法。将氯化离析后的红土矿进行湿磨、过筛后,加入水和调整剂进行调浆,然后加入磁种搅拌一段时间;加水进行稀释后在永磁辊强磁磁选机上磁选;所得精矿即为镍钴富集产品。与现有技术相比,本方法提高了镍钴的收率和精矿品位,从而提高了经济效益,解决了氯化离析处理低品位红土矿所得精矿品位较低,镍收率不高的问题;镍的收率在90%以上,钴的收率80%以上。

权利要求书

1: 一种从氯化离析低品位红土矿中富集钴镍的磁选方法, 依次包括以下步骤 : A. 首先对红土矿氯化离析 ; B. 离析后的红土矿经过水淬、 湿磨以后过筛, 加入水进行调浆, 至矿浆质量百分比浓度 为 50 ~ 70%, 调 pH 值为 6 ~ 7.5, 最后加入调整剂 ; 所述调整剂为水玻璃或者六偏磷酸钠 中的一种或两者混合 ; C. 按矿石重量的 0.1 ~ 0.5%加入磁种, 进行搅拌 ; D. 加水对矿浆进行稀释, 稀释的矿浆浓度为 10 ~ 20%, 并控制 pH 值为 6 ~ 7.5 ; E. 采用 0.2 ~ 0.3T 的背景磁场, 对矿浆进行磁选, 所得精矿即为富集的钴镍产品。
2: 如权利要求 1 所述的方法, 其特征在于 : 步骤 B 中调 pH 值加入的是碱性物质, 包括 NaOH、 KOH、 KHCO3、 NaHCO3、 K2CO3 和 Na2CO3 中的一种或几种混合。
3: 如权利要求 1 所述的方法, 其特征在于步骤 C 中所述搅拌的工艺参数为 : 700 ~ 800rpm, 搅拌时间为 5 ~ 10min。
4: 如权利要求 1 或 2 所述方法, 其特征在于步骤 B 所述, 离析后的红土矿经过水淬, 湿 磨过 300 目筛。
5: 如权利要求 1 所述方法, 其特征在于步骤 C 中所述磁种为磁铁矿、 钛磁铁矿、 硅铁或 铁屑, 粒度小于 1 微米。
6: 如权利要求 1 所述方法, 其特征在于, 采用的六偏磷酸钠的用量为不低于矿石质量 的 0.05‰。 7. 如权利要求 6 所述方法, 其特征在于, 六偏磷酸钠的用量为矿石重量的 0.05‰ ~ 0.1‰。 8. 如权利要求 1 所述方法, 其特征在于, 采用水玻璃的用量不低于矿石质量的 1‰。 9. 如权利要求 8 所述方法, 其特征在于, 水玻璃的用量为矿石重量的 1‰~ 5‰。
7: 5, 最后加入调整剂 ; 所述调整剂为水玻璃或者六偏磷酸钠 中的一种或两者混合 ; C. 按矿石重量的 0.1 ~ 0.5%加入磁种, 进行搅拌 ; D. 加水对矿浆进行稀释, 稀释的矿浆浓度为 10 ~ 20%, 并控制 pH 值为 6 ~ 7.5 ; E. 采用 0.2 ~ 0.3T 的背景磁场, 对矿浆进行磁选, 所得精矿即为富集的钴镍产品。 2. 如权利要求 1 所述的方法, 其特征在于 : 步骤 B 中调 pH 值加入的是碱性物质, 包括 NaOH、 KOH、 KHCO3、 NaHCO3、 K2CO3 和 Na2CO3 中的一种或几种混合。 3. 如权利要求 1 所述的方法, 其特征在于步骤 C 中所述搅拌的工艺参数为 : 700 ~ 800rpm, 搅拌时间为 5 ~ 10min。 4. 如权利要求 1 或 2 所述方法, 其特征在于步骤 B 所述, 离析后的红土矿经过水淬, 湿 磨过 300 目筛。 5. 如权利要求 1 所述方法, 其特征在于步骤 C 中所述磁种为磁铁矿、 钛磁铁矿、 硅铁或 铁屑, 粒度小于 1 微米。 6. 如权利要求 1 所述方法, 其特征在于, 采用的六偏磷酸钠的用量为不低于矿石质量 的 0.05‰。 7. 如权利要求 6 所述方法, 其特征在于, 六偏磷酸钠的用量为矿石重量的 0.05‰ ~ 0.1‰。
8: 如权利要求 1 所述方法, 其特征在于, 采用水玻璃的用量不低于矿石质量的 1‰。
9: 如权利要求 8 所述方法, 其特征在于, 水玻璃的用量为矿石重量的 1‰~ 5‰。

说明书


一种从氯化离析低品位红土矿中富集钴镍的磁选方法

    技术领域 本发明涉及有色湿法冶金领域和选矿领域, 特别涉及一种从氯化离析低品位红土 矿中提取镍钴的方法。
     背景技术 世界上可供开采的镍资源有两类 : 一类是硫化镍矿, 占陆地镍资源的 40%, 另一 类为氧化镍矿 ( 俗称红土镍矿 ), 占 60%。 而世界上 55%的镍产品是从硫化镍矿中提取的, 从红土矿中提取的镍不到 45%, 但随着不断的开采, 硫化镍矿越来越少, 品位越来越低, 红 土矿已经被认为是将来开发的主要镍资源。
     红土矿中的镍和钴的品位比较低, 尤其是对于低品位的红土矿, 不宜火法冶炼, 常 采用三种湿法冶金的工艺 : 一种是还原焙烧、 氨浸工艺 (RRAL) ; 第二种是硫酸加压浸出工 艺 (HPAL), 第三种方法是氯化离析 - 磁选工艺。 由于红土矿中镍品位高的有限, 而大量低镍 钴品位红土矿则难以采用上述第一、 二种方法来开发利用, 所以迫切需求开发出能利用低 品位红土矿镍石来适应市场对镍和钴的需求。 这就是第三种方法, 通过优化磁选条件, 来回 收红土矿中的镍。
     由于目前氯化离析 - 磁选工艺的刚刚兴起, 只是对氯化离析后的红土矿进行简单 的磁选处理, 还没有加入磁种磁选的报道。
     发明内容
     本发明的目的在于解决目前低品位红土镍矿, 特别是含镍低于 1.5%红土镍矿, 在 氯化离析后, 精矿品位较低, 镍钴收率不高, 磁选尾矿品位较高的问题, 提出了一种投资少, 工艺简单, 能耗低和钴镍收率高, 尾矿品位低的从氯化离析红土矿中磁选富集钴镍的方法。
     本发明通过下列技术方案实现 :
     A. 首先对红土镍矿进行氯化离析 ( 离析后的红土矿中镍的金属化率可达到 90% 以上 ) ;
     B. 氯化离析后的红土镍矿经过水淬、 湿磨以后过筛, 加入水进行调浆, 调浆质量百 分比浓度为 50 ~ 70%, 调节浆液的 pH 值为 6 ~ 7.5, 加入调整剂 ;
     C. 按矿石重量的 0.1 ~ 0.5%加入磁种, 进行搅拌 ;
     D. 加水对矿浆进行稀释, 稀释的矿浆浓度为 10 ~ 20%, 并控制 pH 值为 6 ~ 7.5 ;
     E. 采用 0.2 ~ 0.3 特的背景磁场, 对矿浆进行磁选, 所得精矿即为富集的钴镍合 金;
     步骤 B 所述调整剂为水玻璃或者六偏磷酸钠中的一种。因为六偏磷酸钠的用量 为矿石质量的 0.05‰时对磁选就有明显的影响而水玻璃为矿石质量的 1‰, 所以六偏磷酸 钠为优选调整剂, 用量为不低于矿石质量的 0.05‰, 优选的加入量为矿石重量的 0.05‰~ 0.1‰。水玻璃不低于矿石质量的 1‰, 优选的加入量为矿石质量的 1‰~ 5‰。
     步骤 B 所述调 pH 值的碱性物质为 NaOH、 KOH、 KHCO3、 NaHCO3、 K2CO3 和 Na2CO3 中的一种或几种组合。
     步骤 C 中所述搅拌转速为 700 ~ 800rpm, 搅拌时间为 5 ~ 10 分钟。促使磁种均 匀、 分散地吸附在被选矿物之上。
     步骤 C 中所述磁种为磁铁矿、 钛磁铁矿、 硅铁或铁屑, 粒度小于 1 微米, 以利于在较 大粒度被选矿物之上分散吸附。
     本发明采用磁种分选技术处理低品位红土矿经氯化离析水淬, 湿磨后的矿浆, 采 用调整剂促进矿浆中的富含镍钴的矿物与磁种的凝聚, 并抑制无价矿物与磁种的凝聚, 从 而达到分选的目的。经过分选的精矿中镍的品位达 10 ~ 20%, 镍的收率可达 90%以上 ; 精 矿中钴的品位可达 0.5 ~ 1%左右, 钴收率可达 80%以上。
     本发明所要解决的问题是贫镍铁矿生产品位较高的镍铁合金精矿, 特别是解决了 现在含镍较低 ( 如 1%左右 ) 而含铁也较低的 ( 如 10 ~ 20% ) 的红土矿资源利用问题, 扩 大了红土矿的资源。 与现有技术相比, 磁种分选处理离析后红土矿, 提高了镍钴的收率和精 矿品位, 从而提高了经济效益, 解决了氯化离析处理低品位红土矿所得精矿品位较低, 镍收 率不高的问题。该方法磁种来源广泛, 易于产业化。本发明为低品位红土镍矿的开发和利 用提供了极为经济且有效的途径。 附图说明
     图1: 本发明的工艺流程图。具体实施方式
     以下为本发明的具体实施例, 这些实施例的给出是对本发明进一步详细说明, 而 不意味着对本发明的限制。
     实施例 1
     A. 离析后的红土矿 500kg 进行湿磨, 其品位 : Ni 1.45%, Co 0.05, Fe 11%, Ca 12.3%, Mg 13.2%。然后过 300 目筛, 过筛后投入到搅拌桶中, 按需达到的浆液质量百分比 浓度为 50%的量, 加入水。
     B. 调好浆的溶液加入氢氧化钠溶液调节溶液的 pH 值为 6, 并加入六偏磷酸钠 20g。
     C. 将 1kg 磁铁矿 ( 粒度< 1 微米 ) 投入的搅拌桶中, 不断搅拌 5min, 搅拌桶的转 速为 800rpm.
     D. 将搅拌后的浆液用砂浆泵打到磁选机中, 磁选机为表面磁场强度为 0.23T 的永 磁辊强磁磁选机。控制进料管和进水管的流速, 使进入磁选机的浆液被稀释到 10%。
     通过上面条件的控制, 低品位红土镍矿经过磁选后, 镍的收率为 96%, 精矿中镍的 品位达 20.52% ; 钴的收率为 84%, 精矿中钴的品位达到 0.63%。精矿经过离心脱水后可 以直接作为产品销售, 而尾矿可以用来制作水泥。
     实施例 2
     A. 离析后的红土矿 500kg 进行湿磨, 其品位 : Ni 1.30%, Co 0.08, Fe 20.11%, Ca 14.50%, Mg 10.2%。然后过 300 目筛, 过筛后投入到搅拌桶中, 按需达到的浆液质量百分 比浓度为 50%的量加入水。
     B. 调好浆的溶液加入氢氧化钠溶液调节溶液的 pH 值为 7, 并加入六偏磷酸钠 25g。C. 将 1kg 磁铁矿 ( 粒度< 1 微米 ) 投入的搅拌桶中, 不断搅拌 5min, 搅拌桶的转 速为 700rpm.
     D. 将搅拌后的浆液用砂浆泵打到磁选机上面, 磁选机为表面磁场强度为 0.24T 的 永磁辊强磁磁选机。控制进料管和进水管的流速, 使进入磁选机的浆液被稀释到 15%。
     通过上面条件的控制, 低品位红土镍矿经过磁选后, 镍的收率为 94%, 精矿中镍的 品位达 10.35% ; 钴的收率为 83%, 精矿中钴的品位达到 0.50%。精矿经过离心脱水后可 以直接作为产品销售, 而尾矿可以用来制作水泥。
     实施例 3
     A. 离析后的红土矿 500kg 进行湿磨, 其品位 : Ni 1.35%, Co 0.14, Fe 11.20%, Ca 10.50%, Mg 6.32%。然后过 300 目筛, 过筛后投入到搅拌桶中, 按需达到的浆液质量百分 比浓度为 50%的量加入水。
     B. 调好浆的溶液加入氢氧化钠溶液调节溶液的 pH 值为 7.5, 并加入六偏磷酸钠 30g。
     C. 将 1kg 磁铁矿 ( 粒度< 1 微米 ) 投入的搅拌桶中, 不断搅拌 3min, 搅拌桶的转 速为 800rpm.
     D. 将搅拌后的浆液用砂浆泵打到磁选机上面, 磁选机为表面磁场强度为 0.23T 的 永磁辊强磁磁选机。控制进料管和进水管的流速, 使进入磁选机的浆液被稀释到 10%。
     通过上面条件的控制, 低品位红土镍矿经过磁选后, 镍的收率为 93%, 精矿中镍的 品位达 15.90% ; 精矿中钴的收率为 85%, 钴的品位达到 1.50%。精矿经过离心脱水后可 以直接作为产品销售, 而尾矿可以用来制作水泥。
     实施例 4
     A. 离析后的红土矿 500kg 进行湿磨, 其品位 : Ni 1.25%, Co 0.08, Fe 13.31%, Ca 9.50%, Mg 15.2%。然后过 300 目筛, 过筛后投入到搅拌桶中, 按需达到的浆液质量百分比 浓度为 50%的量加入水。
     B. 调好浆的溶液加入氢氧化钠溶液调节溶液的 pH 值为 7, 并加入水玻璃 500g。
     C. 将 1kg 磁铁矿 ( 粒度< 1 微米 ) 投入的搅拌桶中, 不断搅拌 5min, 搅拌桶的转 速为 700rpm.
     D. 将搅拌后的浆液用砂浆泵打到磁选机上面, 磁选机为表面磁场强度为 0.24T 的 永磁辊强磁磁选机。控制进料管和进水管的流速, 使进入磁选机的浆液被稀释到 10%。
     通过上面条件的控制, 低品位红土镍矿经过磁选后, 镍的收率为 93%, 精矿中镍的 品位达 9.38% ; 钴的收率为 84%, 精矿中钴的品位达到 0.48%。精矿经过离心脱水后可以 直接作为产品销售, 而尾矿可以用来制作水泥。

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本发明公开了一种从氯化离析低品位红土矿中分离富集镍钴的磁选方法。将氯化离析后的红土矿进行湿磨、过筛后,加入水和调整剂进行调浆,然后加入磁种搅拌一段时间;加水进行稀释后在永磁辊强磁磁选机上磁选;所得精矿即为镍钴富集产品。与现有技术相比,本方法提高了镍钴的收率和精矿品位,从而提高了经济效益,解决了氯化离析处理低品位红土矿所得精矿品位较低,镍收率不高的问题;镍的收率在90以上,钴的收率80以上。。

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