红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁实验研究

采用深度还原-磁选工艺,以煤粉为还原剂,添加氧化钙作助溶剂,在微熔化,不完全造渣的条件下,将矿石中镍和铁的氧化物还原成金属镍铁,然后经磁选方法使金属镍铁在磁性产品中得到富集.结果表明,深度还原最佳工艺条件为:还原温度1 300℃,还原时间60 min,配煤过剩倍数2.在此工艺条件下得到镍、铁质量分数分别为5.01%,22.46%的镍铁产品,镍、铁回收率分别为96.05%,79.69%.对深度还原过程研究表明,还原物料中镍和铁以金属合金颗粒形式存在,高温有利于镍铁金属相凝聚,适当延长还原反应时间有利于镍铁颗粒的还原和聚集长大,进而有利于磁选富集.     

红土镍矿含碳团块直接还原生产镍铁粒工艺

以红土镍矿和煤粉复合团块为原料,利用高温直接还原制备镍铁粒.讨论了焙烧温度、焙烧时间、C/O摩尔比和熔剂加入量对镍、铁品位和回收率以及对镍铁粒质量的影响.当焙烧温度为1350℃、C/O=1.4、焙烧时间为60 min以及石灰石加入量为20%时,镍、全铁品位分别为9.4%和87.5%,镍、铁回收率分别为96.6%和97.9%.X射线衍射、扫描电镜及能谱分析表明,镍铁粒中镍、铁基本以合金态存在,碳基本固溶在合金中.     

红土镍矿含碳球团深还原-磁选富集镍铁工艺

以红土镍矿为原料,利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁,再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁精矿.对深还原焙烧工艺参数进行了优化,得到最佳的工艺条件如下:内配碳量(C/O原子比)为1.3,还原时间为80 min,CaO质量分数为10%,还原温度为1300℃.在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为5.17%,全铁品位为65.38%,镍和铁的回收率分别为89.29%和91.06%.利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)对深还原矿及磁选后的镍铁精矿进行了分析,发现深还原矿中出现金属粒,为Ni--Fe合金,镍全部溶于镍铁合金中,铁还有少部分以FeO的形式存在;磁选过程除去大量的脉石,精矿中主要物相为Fe、Ni--Fe、FeO及少量的CaO.MgO.2SiO2.     

碳热还原-磁选工艺富集红土镍矿中金属镍

采用碳热还原-磁选富集镍的工艺处理低品位红土镍矿,以活性炭粉为还原剂,在还原球团内加入添加剂A以促进还原球团中金属晶粒的生长及磁性物质与非磁性物质的磁选分离,使红土镍矿在低于传统的熔炼温度下进行还原反应,可大大降低能量消耗.研究结果表明,最佳反应条件:还原温度为1 320℃,还原时间为1 20 min,还原剂与添加剂的质量分数分别为3%及5%;添加剂可促进金属晶粒的聚集,富集的金属晶粒更易于磁选分离;还原产品镍铁合金中镍的质量分数可达8.31%,矿石中镍的回收率可达95.44%,金属镍得到了富集.本工艺具有流程短、操作简单、能耗低及镍铁合金的经济价值高等优点.     

红土镍矿选择性还原-熔分制备镍铁合金

以硅镁型红土镍矿为原料,采用金属化焙烧-熔分工艺,通过正交试验制备金属化球团,将所得金属化球团在1500℃条件下熔融分离30min提取镍铁合金,考察影响因素对实验结果的影响.结果表明:在选择性还原制备金属化球团过程中,对金属化率的影响程度从大到小的因素依次是C/O摩尔比、焙烧温度、焙烧时间和碱度;实验可获得镍品位19%的镍铁合金;在碱度为0.8~1.2范围内,S和P分配比随着碱度的升高而增大.利用X射线衍射和扫描电镜对金属化球团及熔融分离出的渣进行微观分析,发现加入的石灰石与复杂矿相反应可释放出简单镍氧化物和铁氧化物,促进还原反应的进行,当石灰石不足时,少量铁以Fe3+的形式存在于铁金属化率70%的金属化球团中.     

红土镍矿还原熔炼制备镍铁的试验研究

对低铁、高硅、高镁腐殖土型红土镍矿的脱水和碳还原过程进行DTA-TG分析,确定脱水和固体碳还原反应的温度区间。在煅烧-还原熔炼红土镍矿制备镍铁中,针对矿石自然渣型碱度低、黏度及密度大,不利于金属与渣分离及镍回收率提高等问题,采用控制CaO加入量的方法,调节CaO-FeO-MgO-SiO2系炉渣的黏度和密度;探讨还原剂焦粉及CaO用量、温度、时间对熔炼效果的影响。综合考虑镍铁品位和镍的回收率,确定最佳还原熔炼试验条件:焦粉、石灰与矿石质量比分别为9.0%和8.3%,温度为1 550℃,时间为40 min。在最佳试验条件下,产出的镍铁品位为22.0%,镍、钴回收率分别为92.5%和70.0%。     

红土镍矿转底炉预还原-电炉熔分制取镍铁合金

对某红土镍矿采用转底炉预还原-电炉熔分工艺制取镍铁合金进行研究。实验结果表明:根据矿石性质,选择合适的渣型为SiO2-MgO-CaO-FeO四元渣系,在熔剂石灰配比为25%,还原剂配比为3.5%,预还原温度为1 150℃,预还原时间为30 min,电炉熔分温度为1 450℃,熔分时间为15 min的条件下,经转底炉预还原-电炉熔分后,获得镍质量分数为8.68%、镍回收率97.62%、铁质量分数为86.23%的镍铁合金,该合金可用作不锈钢生产原料。     

从低品位红土镍矿中高效回收镍铁

以低品位红土镍矿(w(Ni)=1.52%,w(Fe)=14.08%)为原料,采用一步还原焙烧-磁选工艺制取镍铁合金。考察反应温度、反应时间、还原煤量和复合添加剂对红土镍矿焙烧效果的影响。研究结果表明:在还原煤为20%、复合添加剂为12%、焙烧温度为1 200℃、通N2保护条件下焙烧180 min,原矿中的大部分氧化镍和少量氧化铁得到选择性还原;焙砂水淬急冷后常规磁选,得到Ni质量分数为10.74%,Fe与Ni的质量分数之比为4.5,Ni回收率为86.23%的镍铁精矿,达到从红土镍矿中高效回收镍铁的目的。     

红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍

采用添加助熔剂直接还原焙烧-磁选方法,对镍主要以硅酸镍形式存在的低品位红土镍矿中镍和铁的富集进行了研究. 结果表明,同时添加助熔剂,可获得较好的技术指标. 最佳工艺条件为:煤作还原剂,质量分数为15%;KD-2为助熔剂,质量分数为20%;焙烧温度为1200℃;焙烧时间为40min. 在此条件下可以得到镍品位10.83%、铁品位52.87%、镍回收率82.15%和铁回收率54.59%的镍铁精矿. 用X射线衍射(XRD)和透射电镜(TEM)对还原过程中助熔剂和煤的作用机理进行了研究. 发现KD-2可以与原矿中含镍的石英和硅酸盐矿物反应,释放出其中的镍;煤用量太多时可生成部分不含镍的金属铁,会造成镍的回收率降低.     

红土镍矿半熔融还原生产含镍珠铁

针对转底炉处理红土镍矿生产镍珠铁的可行性进行研究。通过控制温度和炉渣高温特性,使炉渣形成半熔融状态,还原后的金属产生聚集和长大,形成含镍铁珠。讨论还原温度、炉渣成分、耐火材料、还原剂配比、球团直径及还原剂种类对生产镍珠铁的影响。研究结果表明:当还原温度为1 400℃,还原时间为30 min,SiO2-MgO-CaO三元渣系中CaO的质量分数为15%,球团直径为30 mm时,采用石墨坩埚,可以得到Ni质量分数为11.53%,Fe质量分数为84.16%的镍珠铁,此时,Ni的回收率可以达到98.59%,Fe的回收率为73.27%。     

红土矿半熔融态还原渣金界面分离的影响因素

红土矿半熔融态还原工艺中金属与渣相的界面分离及液渣从耐火材料表面的脱除是该工艺能否工程化的核心问题.针对该问题,考察了CaO和体系温度对渣铁分离行为的影响规律,同时实验研究了炉渣在不同耐火材料上的界面铺展行为.实验结果表明:不添加CaO时,1440℃金属聚集效果较好,磁选后“精矿”金属质量分数为61%;随着CaO质量分数的增加,液态金属易于团聚与长大,精矿金属的质量分数增加显著,在1400℃,15%CaO时可达937%;熔渣与Al2O3质耐火材料较易润湿,与碳质耐材较难润湿,在实验范围内随着炉渣碱度的增加其与耐材的润湿性变差.     

高浓度NaOH浸出红土镍矿中SiO_2的研究

研究了红土镍矿高浓度NaOH浸出的条件.探讨了搅拌强度、温度、NaOH初始质量分数、浸出时间和碱矿质量比对SiO2浸出率的影响.结果表明:搅拌强度600 r/min、浸出温度225℃、初始NaOH质量分数85%、浸出时间90 min、碱矿比5∶1时,SiO2的浸出率可达82.77%.碱浸渣中的铁、镁、镍被富集,其中氧化镍的质量分数由1.29%提高到2.15%.     

Two-stage reduction for the preparation of ferronickel alloy from nickel laterite ore with low Co and high MgO contents

The preparation of ferronickel alloy from the nickel laterite ore with low Co and high MgO contents was studied by using a pre-reduction-smelting method. The effects of reduction time, calcination temperature, quantity of reductant and calcium oxide (CaO), and pellet diameter on the reduction ratio of Fe and on the pellet strength were investigated. The results show that, for a roasting temperature >800℃, a roasting time >30 min, 1.5wt% added anthracite coal, 5wt% added CaO, and a pellet size of~10 mm, the reduction ratio of Fe exceeds 70% and the compressive strength of the pellets exceeds 10 kg per pellet. Reduction smelting experiments were performed by varying the smelting time, temperature, quantity of reductant and CaO, and reduction ratio of Fe in the pellets. Optimal conditions for the reduction smelting process are as follows:smelting time, 30-45 min; smelting temperature, 1550℃; quantity of reductant, 4wt%-5wt%; and quantity of CaO, 5wt%; leading to an Fe reduction ratio of 75% in the pellets. In addition, the mineral composition of the raw ore and that during the reduction process were investigated by process mineralogy.     

红土镍矿焙烧过程中的矿相转变及其对气体还原的影响

研究了印度尼西亚红土镍矿焙烧过程中的矿相转变过程以及焙烧温度对混合气体 (V (CO) : V (O₂)=50 : 50)还原的影响. 采用差热/热重分析(differential scanning calorimeter/thermal gravimetric, DSC/TG)、比表面积分析法(Brunauer Emmett Teller, BET)、X射线衍射(X-ray diffraction, XRD)、扫描电镜(scanning electron microscope, SEM)等方法综合考察了各因素对红土镍矿焙烧过程及其对后续还原的影响. 结果表明: 在焙烧阶段, 红土镍矿中的针铁矿在 300°C 左右脱除结晶水形成赤铁矿, 600~700 °C时蛇纹石分解形成无定形态硅镁酸盐, 且当温度继续升高时无定形态硅镁酸盐会结晶形成橄榄石; 利用混合气体 (V (CO) : V (O2)=50 : 50)还原红土镍矿时, 随着焙烧温度的升高, 镍和铁的金属化率也逐渐升高, 经700°C焙烧后, 还原产物镍的金属化率最高可达86.81%, 但是当焙烧温度超过橄榄石结晶温度时则不利于红土镍矿的还原, 镍的金属化率降至66.73%.     

瑞木红土矿摇床铬铁矿粗精的磁选富集

瑞木红土矿中存在含铬尖晶石矿物,在进行矿浆管道输送和高压浸出之前需要先经过铬矿选矿处理,以减轻对管道和高压釜的磨损.目前瑞木红土矿项目选矿得到的铬铁矿精矿其铬铁质量分数比(w(Cr2O3)/w(Fe O))仅为2.3,不能满足冶金级铬铁矿的要求.针对瑞木红土矿项目摇床分选所得的铬铁矿粗精矿开展了工艺矿物学和磁选提高铬铁质量分数比的研究.筛分实验和矿物提纯实验结果表明,去除细颗粒矿物以及分离脉石矿物是提高铬铁矿铬铁质量分数比的有效途径.对筛分后的+0.074 mm的粗精矿进行磁选分离,所得到的铬铁矿精矿铬铁质量分数比为2.59,铬回收率为63.89%.     

Ferronickel enrichment by fine particle reduction and magnetic separation from nickel laterite ore

Ferronickel enrichment and extraction from nickel laterite ore were studied through reduction and magnetic separation. Reduction experiments were performed using hydrogen and carbon monoxide as reductants at different temperatures (700–1000°C). Magnetic separation of the reduced products was conducted using a SLon-100 cycle pulsating magnetic separator (1.2 T). Composition analysis indicates that the nickel laterite ore contains a total iron content of 22.50wt% and a total nickel content of 1.91wt%. Its mineral composition mainly consists of serpentine, hortonolite, and goethite. During the reduction process, the grade of nickel and iron in the products increases with increasing reduction temperature. Although a higher temperature is more favorable for reduction, the temperature exceeding 1000°C results in sintering of the products, preventing magnetic separation. After magnetic separation, the maximum total nickel and iron concentrations are 5.43wt% and 56.86wt%, and the corresponding recovery rates are 84.38% and 53.76%, respectively.     

加压酸浸法回收红土矿中的镍、钴

研究了某褐铁矿层红土矿加压酸浸处理工艺,通过小试确定了各工艺过程的最佳条件.加压酸浸：温度为255 ℃,加酸量为250 kg/t,时间为60 min,矿浆体积分数为30%,镍、钴浸出率分别为98.23%和98.77%;矿浆中和：终点pH为1.5～2.0,时间为60 min,温度为90 ℃;溶液处理采用两段除杂法：用氢氧化钠进行镍、钴沉淀,终点pH为7.6,得到了氢氧化镍钴中间产品;用氧化钙沉淀废水中的金属离子,使废水达到排放要求.