[0001] 本发明涉及选矿技术领域， 具体来说是一种将含钴、 镍矿料中的钴、 镍富集到 较高品位的方法。

背景技术

[0002] 现有含钴矿的富集方法， 即第一个现有技术， 如"一种含钴矿的选矿方法" （专 利申请号为： 201510672435.5， 申请公布日 2015年 12月 30日） ， 该方法是将含钴 矿料先行破碎， ， 然后直接进行多次磁、 浮选后获得富集的钴矿。 这种技术存 在如下问题：

[0003] 1 . 能耗高。 由于需要对原矿进行破碎， 一方面， 由于原矿硬度高， 破碎困难 ， 能耗高； 另一方面， 破碎后直接进行磁选和浮选， 对矿料破碎粒径要求高， 达 -0.074mm占 50-90%， 更大大地增加了破碎能耗。

[0004] 2. 富集选出率低： 尚存较大量的钴矿其比磁化系数与脉石等杂质 相近， 不容 易通过磁选分离富集， 因此该法富集的结果会造成存在较大量的钴矿 无法从低 品位的矿中分离出来。

[0005] 3 . 需要多次磁、 浮选， 不仅产率低， 而且需要较大量的浮选剂， 因此会带来 废水、 废澄处理的问题。

[0006] 现有的另一种对钴、 镍矿进行富集回收的方法， 即第二个现有技术， 是"一种 富集镍和 /或钴的红土镍矿工艺" （专利申请号为： 200810246586.4， 申请公幵日 2009年 5月 27日） ， 该技术是将褐铁矿和蛇纹石矿分选， 然后分别洗矿、 筛分， 最后还是将 -0.076mm矿料进行磁选。 该技术方案与上述第一个现有技术方案相 比， 其主要分别在于缺少浮选。 仍然存在第一个现有技术方案中的第 1、 2项不 足。

技术问题

[0007] 本发明所要解决的技术问题是提供一种含钴、 镍矿的富集方法。 采用这种方法 可以解决现有的钴、 镍矿富集方法存在能耗高、 钴、 镍选出率低的问题。 问题的解决方案

技术解决方案

[0008] 为了解决本发明的问题， 本发明的含钴矿的富集方法包括下列步骤： 先将含钴 矿进行还原处理， 然后通过磁选获得富集的钴矿。

[0009] 上述含钴矿的富集方法， 所述还原处理可以采用的较好方案是在一个上 设矿料 进口、 下设矿料出口的还原炉中进行； 在所述还原炉内的所述矿料进口和所述 矿料出口之间设有还原气出气口， 在所述矿料进口和所述还原气出气口之间设 有助燃气出气口； 还原气体通过所述还原气出气口输入到堆积在 所述还原炉内 的含钴矿料中与含钴矿料发生反应； 助燃气通过助燃气出气口输入所述还原炉 内助燃， 使堆积在所述助燃气出气口以上的含钴矿料获 得预热。

[0010] 上述含钴矿的富集方法中， 更好的方案是： 所述含钴矿料的粒径在 30毫米以下 ； 所述还原气出气口至所述助燃气出气口之间的 还原区的还原温度小于 500°C； 经过所述还原处理的含钴矿料经粉碎至粒度小 于 80目后再进行磁选。

[0011] 为了解决本发明的问题， 本发明的含镍矿的富集方法包括下列步骤： 先将含镍 矿进行还原处理， 然后通过磁选获得富集的镍矿。

[0012] 上述含镍矿的富集方法中， 所述还原处理可以采用的较好方案是在一个上 设矿 料进口、 下设矿料出口的还原炉中进行； 在所述还原炉内的所述矿料进口和所 述矿料出口之间设有还原气出气口， 在所述矿料进口和所述还原气出气口之间 设有助燃气出气口； 还原气体通过所述还原气出气口输入到堆积在 所述还原炉 内的含镍矿料中与含镍矿料发生反应； 助燃气通过助燃气出气口输入所述还原 炉内助燃， 使堆积在所述助燃气出气口以上的含镍矿料获 得预热。

[0013] 上述含镍矿的富集方法， 更好的方案是： 所述含镍矿料的粒径在 30毫米以下； 所述还原气出气口至所述助燃气出气口之间的 还原区的还原温度小于 500°C； 经 过所述还原处理的含镍矿料经粉碎至粒度小于 80目后再进行磁选。

发明的有益效果

有益效果

[0014] 由于采用了上述技术方案， 本发明与现有技术相比具有如下有益效果：

[0015] 1.由于还原处理可以使钴矿和镍矿的比磁化系� ��提高上千倍， 因此， 还原处理 与之后的磁选相组合可以大大提高钴矿和镍矿 的富集选出率。 如与本发明所述 第一个现有技术实施例 1相比： 现有技术对含钴 11.07%的原矿进行富集， 其钴富 集超过原矿品位的选出率为 76.42%， 富集矿的平均品位为含钴 28.4%; 本技术对 含钴 4.01%的原矿进行富集， 其钴矿富集超过原矿品位的选出率为 94%， 富集矿 的品位为含钴 31.52%; 本技术对含镍 1.20%的原矿进行富集， 其镍矿富集超过原 矿品位的选出率为 90%， 富集矿的品位为含镍 3.50%。

[0016] 2.能耗低。 在还原处理前， 对原矿进行破碎不需要过细， 最好粒径仅 30毫米以 下， 相比现有技术的 -0.074毫米占 50-90%或 -0.074毫米要大许多倍， 而在还原处 理后粉碎矿料粒径也只是小于 80目， 是现有技术要求粒径的几倍， 而且经过还 原处理后的矿料硬度也小很多， 其易磨性是原矿料的 5倍以上 （以研磨吋间相比 计） ， 因此， 在破碎和粉碎这道工序便可大大降低能耗。

[0017] 3. 由于不存在浮选造成的废水、 废澄的处理问题， 其富集处理总能耗以粒径 3 0厘米以下的原矿为例， 每处理一吨原矿， 需耗标准煤 50千克以下， 电小于 25千 瓦吋。

[0018] 4. 由于还原气体是加入矿料进口在上， 矿料出口在下的还原炉中， 在反应区 内， 还原气与矿料的运动方向相反， 因此可以让矿料的还原进程获得理想的效 果。

对附图的简要说明

附图说明

[0019] 图 1是本发明方法实施例所采用还原炉的结构示� �图。

[0020] 图 2是本发明中助燃气布气管和还原气布气管的� �视图。

[0021] 图 3是本发明中助燃气布气管和还原气布气管的� �视图。

[0022] 图 4是图 3中 A处的局部放大视图。

实施该发明的最佳实施例

本发明的最佳实施方式

[0023] 实施例 1—含钴 4.01%的原矿进行富集处理的方法：

[0024] 本方法的步骤是：

[0025] 1 . 先将含钴矿料破碎至小于 30毫米以下； [0026] 2. 然后将破碎后的含钴矿料进行还原处理；

[0027] 3. 将还原处理的含钴矿料经粉碎至粒度小于 80目；

[0028] 4. 采用磁场强度 5000高斯的磁选机磁选后， 获得含钴量为 31.52%的钴精矿粉 ， 钴的回收率为 94%。

[0029] 上述还原处理是在一个上设矿料进口、 下设矿料出口的还原炉中进行， 还原炉 的上端有一个进料斗 1， 在进料斗 1和还原炉的炉壳 2之间为烟气出口， 进料斗 1 的上端进口为还原炉的待还原矿料的矿料进口 ， 还原炉下端通过集料斗部 8连接 有一个螺旋输送机 16， 螺旋输送机 16的矿料出口为还原炉的矿料出口， 经过还 原反应后的矿料从这里输出炉外。

[0030] 还原炉设有助燃气布气管 5和还原气布气管 7， 还原气布气管 7上的还原气出气 口设在还原炉的矿料进口和矿料出口之间； 助燃气布气管 5上的助燃气出气口设 在还原炉的矿料进口和还原气体出口之间。 助燃气布气管 5和还原气布气管 7将 还原炉的内部分成预热区 Tl、 反应区 Τ2和冷却区 Τ3， 预热区 T1是从进料斗 1的出 口至助燃气布气管 5之间的区域， 反应区 Τ2是从助燃气布气管 5至还原气布气管 7 之间的区域， 冷却区 Τ3是从还原气布气管 7至还原炉的集料斗部的下端之间的区 域， 即助燃气布气管 5装在预热区 T1和反应区 Τ2的接合部， 还原气布气管 7装在 反应区 Τ2和冷却区 Τ3的接合部。

[0031] 在炉壳 2内， 预热区 T1的上部装有一个主要由高度位置可以调节的� ��形筒体 3构 成的布料器； 在炉壳 2内， 冷却区 Τ3的上部装有气体冷却器 8， 气体冷却器 8的进 口通过管道 9连接一个在进口设有调节风门的鼓风机 10的出风口， 气体冷却器 8 的出口通过管道 6接助燃气布气管 5的入口， 即助燃气入口； 在炉壳 2内， 冷却区 Τ3的下部装有水冷却器 13， 水冷却器 13的进口连接有带阀门的自来水管 15， 水 冷却器 13的出口通过管道 12连接一个水煤气发生炉 14的蒸汽入口；

[0032] 水煤气发生炉 14的水煤气出口通过管道 11接还原炉的还原气入口， 即还原气布 气管 7的入口。

[0033] 为本实施例中助燃气布气管 5和还原气布气管 7的结构相同， 它们的结构如图 2 至图 4所示， 有一根主管 21， 在主管 21两个相对侧面分别横向设置有十四根支管 22， 每根支管 22的一侧， 即在图 1中朝向下方的一侧， 分别设有多个出气管 23。 主管 21的一端敞幵作为助燃气入口， 另一端封闭； 每一根支管 22的一端与主管 连通， 另一端封闭； 每根出气管 23的一端与其相连接的支管连通， 另一端敞幵 作为助燃气出气口。

[0034] 本实施例的含钴矿的还原处理的方法是这样的 ：

[0035] 含钴矿在进入还原炉的料斗 1前， 先将块状的含钴矿过筛， 得到粒径小于 30毫 米的待还原处理的矿料 4， 然后再将待还原处理的矿料 4通过提升机输送到图 1中 的料斗 1中。

[0036] 鼓风机 10鼓出的空气作为本含钴矿料的还原处理中采� ��的助燃气， 该助燃气通 过管道 9进入并通过还原炉以螺旋管为主构成的气体� �却器 8， 使通过气体冷却 器 8内的助燃气获得加热， 同吋使气体冷却器 8外部的矿料 4获得冷却。 经过加热 后的助燃气再通过管道 6和助燃气布气管 5， 从助燃气布气管 5的助燃气出气口排 出， 排出的助燃气与来自反应区 T2上端后未完成反应的还原气体混合进行燃烧 ， 所产生的热量用于对预热区 T1内的含钴矿料 4预热。 调节预热区 T1内的锥形筒 体 3的高度， 可以调节预热区 T1内矿料 4的堆积高度， 从而使含钴矿料 4获得理想 的预热效果而且可以防止热能的浪费。

[0037] 水煤气发生炉 14通过从控制输入煤的数量和通过控制输入蒸� ��的数量来调节其 获得水煤气中一氧化碳和氢的浓度和输出数量 的大小。 水煤气发生炉 14产生的 水煤气作为本含钴矿料的还原处理中采用的还 原气， 该还原气通过管道 11和还 原气布气管 7输入还原炉， 并与还原炉反应区 T2中的矿料 4发生氧化-还原反应， 使含钴矿料 4获得还原。 本实施例和包括下面介绍的本发明实施例在内 ， 本发明 人所进行过的许多、 各次实践结果表明： 还原气中的一氧化碳和氢气的浓度越 高， 含钴矿料 4获得的还原效果越好。

[0038] 自来水通过带阀门的自来水管 15输入还原炉以螺旋管为主构成的水冷却器 13内 ， 流经水冷却器 13的水受热转变成为蒸汽， 并通过管道 12输入水煤气发生炉 14 内用于生产水煤气， 流经水冷却器 13的水同吋使水冷却器 13外部的含钴矿料 4获 得进一步冷却， 调节自来水阀门的大小， 可以控制蒸汽的产量和矿料 4的冷却程 度。 这些经过再次冷却的矿料 4冷却到不至于与空气发生再氧化的程度后， 便可 以通过螺旋输送机 16排出还原炉外。 通过控制螺旋输送机 16排出含钴矿料 4的速 度可以调节反应区 Tl中的反应温度在 500°C以下， 实践证明， 过高的反应温度会 造成含钴矿料的烧结， 并且会造成能耗过高， 并且会造成杂质渗入钴当中， 增 加后期分离富集难度。 水煤气发生炉 14通过从控制输入煤的数量和通过控制输 入蒸汽的数量来调节其获得水煤气中一氧化碳 和氢气的浓度和输出数量的大小 。 水煤气发生炉 14产生的水煤气作为本还原处理中采用的还原� ��， 该还原气通 过管道 11和还原气布气管 7输入还原炉， 并与还原炉反应区 T2中的含钴矿料 4发 生氧化 -还原反应， 使含钴矿料 4获得还原， 增大其比磁化系数。

本发明的实施方式

[0039] 实施例 2—含镍 1.2%的原矿进行富集处理的方法：

[0040] 本方法的步骤是：

[0041] 1 . 先将含镍矿料破碎至小于 30毫米以下；

[0042] 2. 然后将破碎后的含钴矿料进行还原处理；

[0043] 3. 将还原处理的含镍矿料经粉碎至粒度小于 80目；

[0044] 4. 采用磁场强度 5000高斯的磁选机磁选后， 获得的含镍量为 3.5%的镍精矿粉 ， 镍的回收率为 90%。

[0045] 本实施例对含镍矿的还原处理中， 除矿料为含镍 1.2%的原矿外， 还原处理的其 它部分与实施例 1完全相同。