石油焦作还原剂对低品位红土镍矿与赤泥共还原制备镍铁的影响

石油焦作为工业固体废物,其堆积和储存对生态环境产生巨大的影响。本文对石油焦在低品位红土镍矿与赤泥共还原过程中用作还原剂的可行性及其机理进行了研究。通过研究石油焦用量、焙烧温度和焙烧时间等对红土镍矿与赤泥共还原过程的影响,确定最佳的工艺条件为石油焦用量20wt%、焙烧温度1250°C、焙烧时间60 min。在此条件下,可以获得镍品位1.96wt%、铁品位85.76wt%、镍回收率97.83wt%、铁回收率96.81wt%的镍铁产品。扫描电镜和能谱(SEM–EDS)分析结果表明,红土镍矿与赤泥共还原过程中镍和铁主要以镍铁颗粒的形式存在,镍铁颗粒分布均匀且纯度很高,粒径约30 μm。结果表明,石油焦作为还原剂用于红土镍矿和赤泥共还原是可行的,与无烟煤作还原剂相比,石油焦具有成本低的优点。研究结果不仅为石油焦的利用提供了一个新途径,同时也为缺煤地区红土镍矿与赤泥共还原工艺的利用提供了一种解决方案。     

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.     

红土贫铁矿的金属化

在还原气氛下进行了红土贫铁矿的还原焙烧实验,采用正交实验设计方法,以C/O、焙烧时间和焙烧温度为因素,在还原气氛下得到了最佳工艺条件为:C/O是0.8,还原焙烧温度1350℃,时间为25min.另外发现,在更长的还原焙烧时间或焙烧温度下,产生珠铁分离现象.为接近实际生产条件,进行了敞开氧化气氛实验,由于表面氧化的原因,金属化率仅为50%左右,通过控制球团表面气体搅动,可减轻表面氧化现象,进而提高金属化率,而通过氧化气氛下的实验结果,也证明了实际生产的可行性.     

氯化铵-氯化焙烧红土镍矿工艺及其热力学计算

通过对使用氯化铵焙烧法处理云南元江地区红土镍矿的相关化学反应进行热力学计算,并在此基础上研究氯化铵与红土镍矿质量比、焙烧温度、焙烧时间等工艺条件对红土镍矿氯化焙烧效果的影响.研究结果表明:随着焙烧温度的提高,镍、钴、锰的铁酸盐的氯化程度降低;而镍、钴、锰的硅酸盐和蛇纹石的氯化程度受焙烧温度的影响很小;镍、钴、锰、铁的氧化物除二氧化锰外,氯化程度均随焙烧温度提高而降低;当焙烧温度为673 K、焙烧时间为15 min、氯化铵与矿料质量比为0.8-1.0时,镍、钴、锰、铁、镁在常温下用水浸出5 min的浸出率分别为80%,60%,99%,58%和19%.     

铬铁矿的还原焙烧与磁选分离

以南非铬铁矿为原料,以潞安煤粉为还原剂,进行了铬铁矿粉还原焙烧与磁选分离实验。借助扫描电镜、能谱分析和X射线衍射分析,对碳热还原和磁选分离过程中的物相变化进行了系统研究。实验发现,当温度低于1 200℃时,铬铁矿仅发生少量铁氧化物的还原,当温度高于1 300℃时,铬铁矿中铬氧化物开始被还原成碳化铬。随着还原反应的不断进行,铬铁尖晶石结构逐渐发生转变并被破坏。在本实验条件下,铬铁矿较为适宜的预处理温度为1 200℃,此温度下的还原产物磁选后,磁选产物几乎全部为金属铁,磁选所得尾渣的除铁率为46%,铬的收得率为80%,w(Cr2O3)/w(ΣFe O)值高达3.75。研究工作对于铬铁矿预处理工艺的设计开发及低品位铬铁矿的综合利用具有理论指导意义。     

Production of pig iron from red mud waste fines using thermal plasma technology

Red mud, an insoluble residue produced during alkali leaching of bauxite, is considered as a low-grade iron ore containing 30% to 50% iron. The present paper deals with the use of thermal plasma technology for producing pig iron from red mud waste fines. The smelting reduction of red mud was carried out in a 35 kW DC extended arc thermal plasma reactor. Red mud was properly mixed with fluxes and graphite (fixed carbon, 99%) as a reductant as per stoichiometric requirement. The effect of various process parameters like a reductant, fluxes and smelting time on iron recovery was studied and optimized. An optimum condition for the maximum recovery of iron was obtained. A new thermal plasma process applicable to direct iron making from red mud waste fines that would achieve significant utilization of red mud was proposed.     

红土镍矿选择性还原焙烧过程中的相变转化

针对传统选矿方法难以回收低品位红土镍矿中有价金属镍的问题,采用选择性还原焙烧法研究了不同焙烧温度以及不同焙烧时间条件下红土镍矿(Ni品位为1.49％)中发生的微观结构变化以及相变转化.通过X射线衍射、扫描电镜及X射线能谱分析等测试手段分析表明,在不同焙烧温度及不同时间条件下经选择性还原后的红土镍矿中,镍氧化物逐渐被还原成镍铁合金相,铁氧化物主要转变成浮氏体相,硅酸盐主要以橄榄石形式存在.最后通过还原焙烧磁选试验证实,还原剂为烟煤,添加剂为NCS,两者用量分别为原矿质量的2％和7％,在1200℃条件下焙烧50 min,磁选分离得到镍铁产品中镍品位为9.78％,镍的回收率为92.06％,镍铁回收率差为62.51％,实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原.     

活化焙烧强化盐酸浸出红土矿的镍

通过X线衍射、红外光谱、差热、扫描电镜和液氮吸附等方法考察活化焙烧对红土矿矿相结构变化和有价金属浸出的影响。研究结果表明:该矿在277℃左右发生了针铁矿脱水转变为赤铁矿,在610℃发生蛇纹石去羟基化作用,该结果与通过XRD表征的在不同温度下进行焙烧的矿石中主要矿相的晶型转变结果一致;矿物在300℃焙烧时,比表面积为21.04 m2/g,在610℃焙烧时,比表面积为26.45 m2/g,比原矿的比表面积16.03 m2/g有较大提高,有助于后续的浸出过程;在300℃焙烧后,矿样浸出可以获得最大的镍浸出率,达93%,而铁的浸出减少,进一步升高焙烧温度不利于有价金属镍的浸出。     

红土镍矿镍和铁的综合回收试验

多米尼加某红土镍矿属强烈氧化的含镍酸性铁矿石,矿石中主要含有褐铁矿、石英、氧化铝和氧化镁等矿物.采用硫酸常压浸出-黄钠铁矾沉铁工艺对该红土镍矿进行湿法回收工艺研究.研究结果表明:镍、铁的浸出率分别为91.95％和67.96％;经黄钠铁矾法沉淀分离和焙烧工艺能够获得Fe品位为55.56％的氧化铁产品,且镍和铁的总回收率分别达到89.39％和67.46％.     

云南红土室内滑坡可行性试验研究

以红土作为室内滑坡模型材料制作红土型边坡,考虑边坡尺寸、土体特性、成型方法、降雨等级的影响,开展降雨作用下红土型边坡的室内滑坡模型试验研究。试验结果表明,直接选用红土开展室内滑坡模型试验的成功率较低,但如果控制好试验条件,红土型边坡仍然可能发生滑坡。室内暴雨作用下,红土型边坡的滑动过程可以分为边坡成型、降雨实施、滑动面形成发展、整体滑动等几个阶段;其滑动特征表现为先坡顶开裂下沉、后坡侧开裂延伸;其滑动条件为坡高、坡角较大,坡顶宽适中,塑性指数偏小,干密度偏小,含水率接近塑限,堆积法成型以及暴雨等方面。     

Dolochar as a reductant in the reduction roasting of iron ore slimes

The present investigation examines the viability of dolochar, a sponge iron industry waste material, as a reductant in the reduction roasting of iron ore slimes, which are another waste generated by iron ore beneficiation plants. Under statistically determined optimum conditions, which include a temperature of 900℃, a reductant-to-feed mass ratio of 0.35, and a reduction time of 30-45 min, the roasted mass, after being subjected to low-intensity magnetic separation, yielded an iron ore concentrate of approximately 64wt% Fe at a mass recovery of approximately 71% from the feed iron ore slime assaying 56.2wt% Fe. X-ray diffraction analyses indicated that the magnetic products contain magnetite and hematite as the major phases, whereas the nonmagnetic fractions contain quartz and hematite.     

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%。     

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。     

镍红土矿加压浸出渣磁化焙烧-弱磁选铁精矿的研究

以镍红土矿加压酸浸渣为原料(其主要成分是以赤铁矿为主的铁矿物),对其进行磁化焙烧-弱磁选铁精矿的实验研究,确定还原焙烧-弱磁选工艺的优化条件。研究结果表明该工艺的优化条件是:无烟煤质量分数为20%,焙烧温度为750℃,焙烧时间为60 min,冷却方式为水冷,弱磁选磁场强度为195 kA/m,在此最优条件下,铁品位和回收率分别为64%和94%,精矿中S质量分数为0.16%,达到了钢铁对铁精矿成分的要求。     

腐植酸钾—低莹光防塌降失水低固相泥浆在文沧铜矿的运用

文章针对文沧铜矿地层严重缩径、坍塌、涌水和开放性漏失等问题,提出腐植酸钾一低萤光防塌降失水低固相泥浆,进行室内配制试验后,投入生产运用,取得较好效果。     

红土镍矿原矿性质及其对直接还原焙烧的影响机理

以两种红土镍矿为研究对象,通过光学显微镜、电子显微镜、X射线衍射等手段对试样进行了分析,对比其异同点,并进行选择性还原焙烧实验,研究红土矿原矿性质对其还原焙烧的影响.结果发现,两种试样所含主要矿物相同,载镍矿相同,镍在原矿中分布规律也相似,但由于Fe、Si和Mg含量的差异造成其选择性还原焙烧-磁选结果有很大差异.其原因可能是焙烧过程中铁、镁、钙等阳离子和硅氧离子形成不同硅酸盐,影响了焙烧矿的熔融性和镍的反应活性.     

Effects of Na_2SO_4 on iron and nickel reduction in a high-iron and low-nickel laterite ore

This study investigates the reactions of Na_2SO_4 and its effects on iron and nickel reduction in the roasting of a high-iron and low-nickel laterite ore through gas composition, X-ray diffraction, and scanning electron microscope analyses. Results showed that a reduction reaction of Na_2SO_4 to SO_2 was performed with roasting up to 600℃. However, no clear influence on iron and nickel reductions appeared, because only a small amount of Na_2SO_4 reacted to produce SO_2. Na_2SO_4 reacted completely at 1000℃, mainly producing troilite and nepheline, which remarkably improves selective reduction of nickel. Furthermore, the production of low-melting-point minerals, including troilite and nepheline, accelerated nickel reduction and delayed iron reduction, which is attributed to the concurrent production of magnesium magnetite, whose structure is more stable than the structure of magnetite. Reduction reactions of Na_2SO_4 resulted in weakening of the reduction atmosphere, and the main product of Na_2SO_4 changed and delayed the reduction of iron. Eventually, iron metallization was effectively controlled during laterite ore reduction roasting, leading to iron mainly being found in wustite and high iron-containing olivine.     

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.     

云南惠民铁矿微波磁化焙烧工艺

基于云南惠民铁矿主要为细粒浸染结构、氧化矿的主要铁矿物为褐铁矿,以氧化矿为研究对象,采用微波磁化焙烧-弱磁选工艺分选铁矿石,考查微波焙烧温度、还原剂用量、磁选磁场强度对分选指标的影响。研究结果表明:在焙烧温度为800℃,还原剂用量为12%,还原时间为12 min,磁选磁场强度为119.37 kA/cm的条件下,获得铁精矿品位为59.31%,回收率为81.92%,证实微波磁化焙烧铁矿石的方法可行,为难选铁矿石的分选提供了一种新的思路。     

煤种对红土镍矿中镍选择性还原的影响机理

以某含镍1.86%(质量分数)、铁13.24%(质量分数)的红土镍矿为对象,分别采用石煤和无烟煤作为还原剂,考察了煤种对红土镍矿中镍的选择性还原的影响.结果表明,用石煤作为还原剂能够达到镍选择性还原的目的.X射线衍射及扫描电镜分析研究表明,还原过程中镍、铁先以镍纹石形式存在,随着煤用量增加,逐渐变为以铁纹石形式存在.同时随着煤用量的增加,焙烧后生成的含镍铁矿物中镍的比例逐渐递减,而铁的比例逐渐递增.石煤为还原剂时焙烧产物中主要以镍纹石的形式存在,同时金属铁的生成量比无烟煤作还原剂时低,因此采用石煤作还原剂比无烟煤作还原剂对镍还原具有更强的选择性,可以得到更高镍品位的镍铁精矿.