不同红土镍矿的处理工艺简述

不同红土镍矿的处理工艺简述
氧化镍矿是含镍橄榄石经长期风化淋滤变质而形成的矿物，由于矿床风化后铁的氧化，矿石呈红色，因而通称为红土矿（Laterite）。

根据矿石中铁和镁含量的不同，含镍红土矿可以简单地分为褐铁矿类型和残积矿类型。

一般残积矿类型氧化镍矿含镁较高，而褐铁矿类型镍红土矿含铁较高而含镁较低。

一、现有红土镍矿处理技术概况
在红土镍矿的处理方面，比较成熟的冶炼方法包括：①回转窑干燥预还原－电炉熔炼法（RKEF）、②烧结－鼓风炉硫化熔炼法、③烧结－高炉还原熔炼法、④回转窑（或隧道窑、或转底炉）半熔融还原焙烧－磁选法、⑤还原焙烧（回转窑或沸腾炉）－氨浸法、⑥高压酸浸法、⑦常压酸浸法以及⑧硫酸堆浸法等。

上述处理方法均有各自的适应性，需要根据矿石镍、钴、铁含量和矿石类型的差异，以及当地燃料、水、电和化学试剂的供应状况等的不同，选用适宜的冶炼工艺。

从总体上说，红土镍矿的处理主要分为火法冶金和湿法冶金二大类。

1.1 火法冶金
火法冶金主要处理含镍 1.5～3%、Fe10～40%、MgO5～35%、Cr2O31～2%的含镍品位较高的变质橄榄岩。

冶炼工艺主要包括回转窑干燥预还原－电炉熔炼法（RKEF）和鼓风炉硫化熔炼及烧结－高
炉还原熔炼法，产品主要为镍铁合金和镍锍产品，镍铁合金主要供生产不锈钢，镍锍则须经转炉进一步吹炼生产高冰镍产品。

日本大江山冶炼厂则采用回转窑高温半熔融还原焙烧（～1350℃）产出粒铁，经破碎、跳汰富集产出含镍大于20%的镍铁合金供生产不锈钢，并被公认为是目前最为经济的处理镍红土矿的方法。

回转窑干燥预还原－还原熔炼工艺生产镍铁，镍的回收率可以达到90%以上，但生产镍铁时由于进入镍铁中的钴不计价，因此对钴含量较高的氧化镍矿并不适用。

由于红土镍矿含水高，加之投资大，从经济角度考虑，电炉还原熔炼工艺适宜于处理镍含量大于 1.8%、钴含量小于0.05%的矿石，且要求当地要有充沛的电力供应。

鼓风炉硫化熔炼也是经典工艺，红土镍矿在配入适量的CaO和SiO2后，在约1100℃下烧结成块，再配入20%左右的黄铁矿和约15～25%的焦炭，在鼓风炉内约1350℃的温度下熔炼，产出含镍8～15%的低冰镍产品。

根据矿石中镍含量的高低，镍回收率通常可以达到90%以上，并可以回收80%以上的钴。

因此，对于含钴较高（如>0.2%）的镁质红土镍矿，选用鼓风炉硫化熔炼是较为适宜的方法。

由于鼓风炉必须使用昂贵的冶金焦，在目前冶金焦价格较高的状况下，鼓风炉硫化熔炼的经济效果较差。

近年来，随着国家产业政策的调整，大量500m3以下的炼铁高炉被淘汰。

但由于国内不锈钢用镍紧张，镍价高涨，许多小高炉被用来处理含铁40%左右、含镍大于1%的红土镍矿，生产含镍大于2%的含镍生铁或不锈钢基料。

但由于红土镍矿铁品位低、氧化铝含量较高，
高炉体积利用率低、焦炭消耗量大、烧结污染严重、镍生铁所含铁不计价等，和鼓风炉硫化熔炼类似，烧结－高炉还原熔炼法的的经济效果也比较差。

1.2 湿法冶金
世界范围内大规模工业应用的氧化镍矿湿法冶金生产工艺主要有三种：还原焙烧－氨浸法、加压酸浸法、常压酸浸法和堆浸法。

1.2.1 还原焙烧－氨浸法
对于含镍1%左右且镍赋存状态不太复杂的红土镍矿，通常采用还原焙烧－氨浸工艺处理，其主要优点是试剂可循环使用，消耗量小，能综合回收镍和钴，缺点是浸出率偏低，镍、钴金属回收率分别为75%～85%和40%～60%。

采用氨浸法的生产厂有古巴的尼卡罗冶炼厂、印度苏金达厂、阿尔巴尼亚的爱尔巴桑钢铁联合企业、斯洛伐克的谢列德冶炼厂、澳大利亚雅布鲁精炼厂及加拿大INCO的铜崖铁矿回收厂等。

国内，由北京矿冶研究总院设计的青海元石山镍铁矿也采用了还原焙烧－氨浸工艺，建成了年处理30万吨镍铁矿的冶炼厂，并于2009年建成投产，处理平均含镍0.7%、铁28%的铁质/硅质/镁质复杂混合矿，取得了渣含镍<0.25%（国外同类冶炼厂的渣含镍~0.35%），镍、铁回收率大于70%和60%，铁精矿含铁大于58%，氨耗15kg/t-矿、煤耗130kg/t-矿的生产指标。

由于矿石费用只有50元/t，因此每生产1吨精制硫酸镍的税后成本接近2.3万元，使呆滞了40多年的元石山镍矿得以经济开发。

2011年10月，元石山项目通过了青海省科技厅的专家鉴定，鉴定意见为：首次以煤替代天然气/煤
气/重油作为热源和还原剂，实现了镍铁矿的选择性还原焙烧；首次从低浓度镍的氨浸液采用选择性萃取/反萃技术直接生产精制硫酸镍产品，氨介质循环利用、蒸汽消耗量少；该工艺流程短、能耗和生产成本低、资源综合利用率高，在处理低品位红土镍矿的工艺方面达到了国际领先水平。

“低品位镍铁矿高效绿色提取关键技术研究及示范”获得了国家“十一五”科技支撑计划（2007BAB19B00）支持，已通过科技部验收。

成果获得2012年中国资源综合利用协会科学技术奖一等奖和青海省科技进步二等奖。

图1 青海元石山工程全景
原则工艺流程见图2。

吨硫酸镍生产成本见表1。

图2 还原焙烧－氨浸－磁选原则工艺流程图
具体于菲律宾或印尼的褐铁型红土镍矿，由于其本身的粒度就较细（-200目>60%），采用回转窑还原焙烧，粉尘量会很大，建议采用成熟多膛炉还原焙烧技术，只是需要使用煤气来还原－需要建煤气发生炉。

若处理规模较大，反萃得到的高纯硫酸镍可以进一步生产电解镍。

表1 吨硫酸镍生产成本计算表
1.2.2 加压酸浸法
对于含镁小于10%，特别是小于5%的褐铁型红土镍矿，比较适
合采用硫酸加压酸浸（HPAL）的全湿法流程。

红土镍矿在高温（230～260℃）和高压（4～5MPa）下用硫酸浸出，可以获得95%以上的镍、钴浸出率。

加压酸浸工艺经济指标主要受硫酸消耗量的影响，因而镁、铝含量和硫酸成本的高低直接影响该工艺的应用，另外，废水中镁、锰重金属的污染也是一个一直困扰该工艺应用的问题。

通常加压酸浸工艺可以经济地处理含镍1.3%以上的低品位矿石。

加压酸浸工艺自上世纪50年开始，在古巴毛阿(MOA)开始应用，经过40多年的运营，证明该工艺是经济可行的。

目前该厂年生产镍量约32000t，产品为混合镍钴硫化物精矿，为加拿大一家镍精炼厂提供原料，采用帕丘卡槽作为加压浸出设备，被认为是镍红土矿加压酸浸工艺的鼻祖。

上世纪90年代，随着硫化镍资源和高品位镍红土矿资源的逐渐减少，人们对大量存在的、品位在1%～1.5%之间的镍红土矿冶炼技术进行了更深入的研究开发。

自上世纪90年代以来，新的卧式加压浸出釜在黄金冶炼企业普遍应用，以加压酸浸为主的湿法冶炼镍红土矿技术，也相应地在更多的新建镍红土矿冶炼厂使用。

并于1997到1999年之间，相继在西澳大利亚建设了三家采用该技术的工厂：穆林穆林（Murrin Murrin）厂、布隆（Bu Long）厂和考斯（Cawse）厂。

目前，菲律宾的柯拉尔湾（Coral Bay）厂、新喀里多尼亚的戈罗（Goro）厂、巴布亚新几内亚的拉姆冶炼厂以及澳大利亚的拉温索普（Raven Sthorpe）厂正在采用加压酸浸法建设。

西澳大利亚的三个镍红土矿加压酸浸厂自建成投产以来并未取
得预想的效果，使得镍红土矿加压酸浸的投资热度有所降低。

考斯镍冶炼厂1999年投产，是成功地从含镍红土矿中直接生产出电积镍的冶炼厂，但正是因为处理流程过于繁长，试生产期间就发生了资金链断裂问题而停产，后被OMG公司收购。

和考斯厂同时投产的布隆镍冶炼厂的设计能力为9000t/a阴极镍，加压浸出液经石灰中和除杂后直接采用萃取－电积技术生产阴极镍，由于硫酸钙问题导致萃取设备无法正常运转，萃取三相多、镍阳极板变形、腐蚀，最终因经营不善而破产。

穆林穆林厂设计能力为4.5万吨/a氢还原镍粉（镍块）和3000t/a 电解钴。

投产后的前三年仅达到设计能力的65%，主要是为了节省投资，在施工过程中使用了较多的替代材料。

后经改进，目前已达到设计能力的80%以上。

上述三个镍红土矿加压酸浸厂的主体工艺是成功的，但由于局部问题而影响了整个工艺的贯通。

正是基于这一看法，加之具有金属回收率高的优点，镍红土矿加压酸浸法越来越受到重视和应用。

但需要关注的是，西澳大利亚的三个镍红土矿加压酸浸厂处理的均是较为特殊的硅质型红土镍矿。

其典型成分为：含镍～1.5%、铁～20%、SiO2～40%、MgO<2%。

由于MgO和Al2O3的含量较低，加压酸浸时的耗酸量较低，因此采用加压酸浸法是比较适宜的。

而中冶集团在巴布亚新几内亚投资建设的RAMU红土镍矿项目采用加压酸浸就显得不那么合适了。

RAMU红土镍矿是典型的褐铁型红土镍矿，含铁～45%、含镍～1.2%、含钴0.8%。

按目
前的金属价格，该矿主要有价元素的价值组成如下（1t）：
表2 RAMU红土镍矿的价值组成（1t）
镍仅占原矿价值的46%，铁的价值则超过了镍。

目前采用的硫酸加压浸出工艺仅仅考虑了镍、钴的回收，富含铁的浸出渣则被用于填海，不仅浪费了铁资源，而且带来了环境污染。

1.2.3 常压酸浸法
最近几年，世界镍的价格飙升，国内的硫酸价格则由1600元/t 的高位持续下跌至约100元/t的低位，至目前稳定在650元/t左右。

和镍的价格相比较，硫酸的消耗量和由此带来的生产成本已不再成为红土镍矿处理的制约性因素。

以橄榄岩为主的镁质红土镍矿，由于可以在常压下得到较好的浸出结果（大于85%），因而在国内也得到了较快的发展。

通常常压硫酸浸出工艺可以经济地处理含镍1.5%以上的镁质红土镍矿（MgO含量10～20%）。

1.2.4 堆浸法
氧化铜矿的堆浸－萃取－电积技术是上世纪六十年代开发的一项新技术，主要用以处理常规选冶工艺无法经济回收的、以往被视为难处理矿或呆矿而未被开发利用的低品位铜资源。

由于具有工艺简单、投资低、生产成本低、对环境友好等诸多优点，该项技术在北美、
南美、非洲、澳大利亚等地很快得到推广应用。

目前全世界采用这项技术生产的电解铜每年超过了200万t。

2001年，我国有关单位借鉴低品位铀矿和低品位氧化铜矿堆浸的成功经验，针对云南元江镍矿开展了低品位氧化镍矿的堆浸实践，虽然存在镍、钴浸出率低（Ni～60%、Co～40%，渣含镍～0.4%）、硫酸消耗量大（70t-H2SO4/t-Ni）、硫酸镁溶液直接排放等一系列的问题，但受国内镍资源短缺和世界镍价的影响，加之生产规模较小，对资源破坏和环境影响尚不严重，该工艺目前尚能维持。

但若考虑大规模的工业开发，该工艺对资源的破坏和环境的影响显然非常严重，即便考虑对硫酸镁进行回收，硫酸镁的销售也存在很大的问题，若按年产5000t-Ni、镍回收率50%、镁浸出率60%计算，年产结晶硫酸镁将达到100万t。

近年来，国外也开展了褐铁矿类红土镍矿的堆浸研究和实践，但受矿物特性的影响，褐铁矿类红土镍矿的堆浸浸出效果并不理想，加之红土镍矿的渗水性较差，堆浸时的沟流严重，镍、钴的浸出率通常在50～60%；同时由于浸出渣中残留着大量的硫酸根，也很不利于后续铁的综合利用。

二、镁质氧化镍矿的处理方案
以缅甸莫苇塘氧化镍矿为例，缅甸莫苇塘氧化镍矿分为三种，一种称之为红土矿：含镍1.96%、铁20.22%、镁7.02%、二氧化硅34.7%；另一种称之为土状矿：含镍1.40%、铁19.99%、镁4.62%、二氧化硅42.47%；第三种称之为岩质矿：含镍1.62%、铁5.72%、镁17.59%、
二氧化硅47.58%，其主要化学元素分析列于表3。

表3 缅甸莫苇塘氧化镍矿主要化学元素分析(%)
化学分析结果表明：缅甸莫苇塘氧化镍矿是典型的残积矿类型氧化镍矿。

从技术上讲，回转窑干燥预还原－电炉还原熔炼法、烧结－鼓风炉硫化熔炼法、常压硫酸浸出法均适应于该矿的处理。

但考虑当地的电力供应条件，电炉还原熔炼方案不可行；鼓风炉硫化熔炼法需要使用大量的冶金焦，并需配入大量的硫酸钙，生产成本会较高。

2.1 常压硫酸直接浸出工艺
根据北京矿冶研究总院试验研究，采用常压硫酸直接浸出工艺处理缅甸莫苇塘氧化镍矿是可行的，在酸耗650kg/t-矿、矿浆浓度36%的自热浸出条件下，镍浸出率可以达到86%以上。

原则流程如下：原矿洗矿－块矿破碎、球磨－泥矿分级、浓密－硫酸直接浸出－矿浆中和及CCD浓密洗涤－溢流液除铁除铝－钠盐沉镍钴－硫酸镁废水中和处理。

采用上述常压硫酸直接浸出工艺对该镁质红土镍矿的处理来说
存在如下不利因素：
①洗矿后的泥矿沉降非常困难，所需的浓密机面积很大，且底流浓度只能达到30%左右。

②浸出液含铁高。

按原矿平均含铁18%、铁浸出率55%、矿浆浓度36%计算，浸出液含铁将超过40g/L，含镍约在6.5g/L，浸出液中的铁镍比约为7（浸出试验得到的典型浸出液成分见表4）；后续中和除铁、除铝过程损失的镍量大，由此导致镍的最终回收率不高。

参考国内类似生产厂的有关生产实践，镍的最终回收率不到80%。

表4 浸出试验得到的典型浸出液成分
③试剂消耗高。

镁质红土镍矿中，矿物中约60%的镍和镁质橄榄岩共生，约20%和褐铁矿共生，约10%以胶体形式和铝等共生。

为保证镍的浸出率，通常需要加入1.2倍的理论酸量，使褐铁矿和铝等矿物分解，导致浸出后液的游离酸仍高达30g/L以上。

按每t矿石浸出酸耗约650kg-H2SO4，原矿含镍1.6%、镍回收率80%计算，折合t 镍的硫酸消耗高达51t。

在后续的溶液中和净化过程，这部分富余的30g/L游离酸又需要用碳酸钙中和，额外需消耗约8t CaCO3/t-Ni。

④浸出液含镁、含铁高（分别为～35g/L和～45g/L），浸出液的密度大（～1.35g/cm3），中和后的矿浆中由于含有大量的低密度晶体状二水硫酸钙，导致矿浆沉降困难，浓密机底流浓度只能达到25～
30%。

为保证CCD的洗涤效果，所需的洗涤比较大。

⑤浸出过程，矿物中所含的铝、镁、锰被浸出进入溶液，中和过程极易形成氢氧化铝胶体导致过滤困难。

同时由于镁、锰的沉淀pH 值很高，沉镍钴后的废水中含有大量的镁、锰重金属元素，需要深度中和。

⑥废渣处理困难。

必须建设庞大的尾矿设施，不仅占地面积大，而且由于废水含锰，对尾矿库的防渗要求高。

基于上述各方面的原因，尤其是废渣堆存和废水处理二个关键的环保问题，不建议采用常压硫酸直接浸出工艺处理莫苇塘氧化镍矿。

2.2 常压选择性直接浸出工艺
镁质红土镍矿酸浸过程中，耗酸矿物主要有MgO、Fe、Al2O3、CaO、Ni、Mn和Co。

具体于莫苇塘氧化镍矿来说，矿物中各元素的耗酸情况如下，见表5。

表5 镁质红土镍矿各元素的酸耗情况（1t）
从上表所列出的酸耗情况可以看出，除CaO、MgO、Al2O3这些必要的耗酸矿物外，39%的酸被回收价值不高的Fe所消耗。

而在后续的溶液净化过程，为了除去被浸出的这部分铁，又需要消耗约300kg
的碳酸钙，并产生超过460kg的二水硫酸钙渣，导致浸出渣量大，矿浆沉降和洗涤困难，镍夹带损失高和回收率低。

以控制并抑制镁质红土镍矿中铁的浸出为重点，北京矿冶研究总院进一步开展了常压选择性直接浸出新工艺的研究，并取得了成功。

在在酸耗500kg/t-矿、矿浆浓度36%、浸出时间6h的浸出条件下，可以得到铁镍比小于1、pH＝2～2.5的低铁高镍浸出液，镍浸出率可以达到～92%，铁浸出率可以控制在5%左右。

工艺流程见图3。

镁质红土镍矿常压选择性直接浸出新工艺的优点如下：
①对物料的适应性较强。

对含铁23%、含MgO8%、含镍1.3%的红土矿开展的试验，在酸耗500kg/t-矿的条件下，同样取得了镍浸出率大于90%的结果。

②采用泥矿破碎机直接破碎－球磨，解决了含水、含泥物料的破碎难题，减化了物料的处理流程，不仅设备配臵简单，占地面积小，投资和运营费用也大幅降低。

③采用一段直接浸出，液固比高，处理能力大，设备效率高，工艺简单。

④试剂消耗量小，和传统的直接浸出工艺相比较，在同等的浸出效果下，吨矿可以节省至少150kg硫酸，相应可以节省至少170kg的碳酸钙。

折合吨镍可以节省约11.5t硫酸和约13t碳酸钙。

⑤由于大部分铁被抑制在浸出渣中，浸出渣的密度相对较高，浸出液的密度相应降低，加之用酸量小，浸出液的终点pH可以控制在2～2.5，完全避免了硅的浸出和硅胶的产生。

浸出矿浆的沉降性能明
显提升，底流浓度可以达到45%左右，因而洗涤比小，洗水用量少，且所需的浓密面积小，设备投资低。

氢氧化镍钴
图3 镁质红土镍矿硫酸常压选择性直接浸出原则工艺流程
⑥镍钴的全流程总回收率高。

由于浸出液中铁含量低，后续中和除铁铝的碳酸钙用量少，渣量低，镍钴的夹带损失大幅降低。

⑦效率高。

由于底流浓度高，洗水用量少，浸出水平衡容易解决，因而浸出的液固比可以控制在3：1以内，外排至后续工序的溶液量小，溶液的处理效率可以大幅提高。

⑧可以实现伴生稀有金属钪的有效富集。

红土镍矿中通常伴生有约60g/t以上的稀有金属钪，湿法浸出过程，约有70%的钪被浸出，并在中和除铁铝过程又被富集在铁铝渣中。

由于本工艺的铁铝渣产出量小，钪的富集比大，对后续钪的进一步提取非常有利。

但镁质红土镍矿常压选择性直接浸出新工艺的本质依然是湿法冶金，浸出渣堆存和硫酸镁废水处理同样是其无法回避的二个问题。

2.3 半熔融还原焙烧－磁选法（大江山法）
鉴于红土镍矿湿法冶金存在的浸出渣和废水处理二大问题，国内外均开展了大量的火法冶金处理工艺的试验研究，从项目的经济性考虑，金属化还原焙烧－破碎－球磨－磁选工艺的研究尤为人们所重视。

由日本大江山冶炼厂开发的镁质红土镍矿回转窑高温（～1350℃）半熔融还原焙烧生产粒铁工艺是目前为止最为成功的技术，并被业界公认为是目前最为经济的镍红土矿的处理方法，其原则工艺流程如下：
红土镍矿经预干燥至含水20%以下，破碎后，和粉煤及添加剂混合制粒，再送回转窑把物料加热至半熔融状态下进行金属化还原，被还原的细粒金属镍，在添加剂的作用下和金属铁一起聚合长大，直接
产出含镍的粒铁。

水淬冷却后的物料首先进行跳汰重选，选出大部分粗颗粒的粒铁，炉渣再经球磨－磁选，来保证镍的高效回收。

最终经精炼处理，产出含镍大于20%的镍铁合金供生产不锈钢。

但该项工艺的关键技术－半熔融物料在回转窑内的结圈控制技术，掌控难度很大，加之日方的技术封锁，多年来一直没有推广应用。

国内虽然对该工艺进行了大量的研究，但却一直没能攻克半熔融物料在回转窑的结圈问题。

日本大江山也经历了十多年的探索和实践，并最终通过一整套非常严格的焙烧温度控制措施，解决了回转窑的结圈问题，实现了正常生产。

从技术层面讲，由于高铁红土镍矿本身的熔点较低，半熔融还原焙烧－磁选法仅适用于高镁、低铁（含铁小于20%）物料的处理。

2.4 隧道窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺
有鉴于回转窑结圈问题的难以突破，国内有关企业开展了隧道窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺的研究，并实现了产业化应用。

镁质红土镍矿首先自然干燥至含水20%左右，再经破碎－风扫磨热风干燥和细磨至1mm以下，加入8～10%的催化剂及兰碳混合配料，再压制成砖，送入隧道窑，物料在隧道窑内用煤气加热至约1180℃并在高温区停留18～24h，使物料中的大部分镍和铁被还原，还原后的物料在空气中缓冷至100℃以下，用抓头吊运至破碎站破碎－球磨和磁选，最终产出含镍大于10%、含铁大于60%的镍铁精矿产品出售，磁选尾矿含镍小于0.2%，镍回收率大于90%。

和电炉还原熔炼镍铁工艺相比较，隧道窑金属化还原焙烧－球磨
－磁选工艺的投资低，温控准确，能耗小，生产成本低（吨干矿加工成本小于650元），但工人劳动强度大（人工装窑、卸窑），操作环境较为恶劣。

同时由于物料在高温区停留时间长（18～24h），设备处理能力偏低。

2.5 回转窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺
同样基于回转窑的结圈问题及隧道窑处理能力偏低、工人劳动强度大等不足，北京矿冶研究总院开展了回转窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺的研究，并已经取得了突破。

针对不同地区、不同类型的镁质红土镍矿进行的实验室验证性试验结果如下：
①对含镍1.54%、含铁13%、含MgO18%的红土矿开展的研究表明，原矿破碎至-10mm、添加8～10%的催化剂和10%的兰碳，在1100～1150℃的还原温度下保温2～3h，产出的焙砂经水淬－球磨－磁选，可以得到含镍～10%、含铁大于60%的镍铁精矿，磁选尾矿含镍0.1～0.15%，镍回收率大于90%、铁回收率～70%；
②对含镍0.71%、含铁20%、含MgO22%的红土矿开展的研究表明，原矿破碎至-10mm、添加3～5%的催化剂和15%的煤，在～1100℃的还原温度下保温2～3h，产出的焙砂经水淬－球磨－磁选，可以得到含镍～2.5%、含铁～70%的镍铁精矿，磁选尾矿含镍小于0.1%、含铁小于10%，镍回收率大于93%、铁回收率～85%；
③对含镍1.92%、含铁19%、含MgO16%的红土矿开展的研究表明，原矿破碎至-10mm、添加8～10%的催化剂和15%的煤，在～1150℃的还原温度下保温2～3h，产出的焙砂经水淬－球磨－磁选，
可以得到含镍～12%、含铁～65%的镍铁精矿，磁选尾矿含镍0.1～0.15%，镍回收率大于92%、铁回收率～70%；
回转窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺所采用的焙烧温度较低，在1100～1150℃的还原温度下，所得到的焙砂不存在熔结或粘结团聚等现象，因而在回转窑内也不会出现结窑的问题。

和隧道窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺相比较，由于物料停留时间短，设备能力高，并且回转窑还原焙烧也不存在人工装卸料等问题，自动化程度高，用工数量小，工人劳动强度低，操作环境也大大改善。

和日本大江山流程相比较，回转窑金属化还原焙烧－球磨－磁选工艺的焙烧温度低，回转窑的耐火材料损耗少，设备寿命长，维护费用和运行费用低。

对缅甸莫苇塘氧化镍矿已完成了半工业试验，使用的回转窑规格：Φ400×7500mm，制粒时内配4%的催化剂和8%的粉煤，外加12%的粒煤，在～1180℃下还原，磁选产出的镍铁精矿含镍6～10%、含铁～60%，磁选尾矿含镍<0.2%，镍回收率～90%。

近1个月的试验共处理了20t物料，回转窑没有结圈。