红土镍矿含碳球团还原富集镍铁

采用碳还原-磁选分离-熔炼工艺制备了镍铁合金.考察了在碳还原过程中添加剂的用量、还原温度、还原时间对镍铁的富集的影响.在添加剂和配碳量(质量分数)分别为5%和3%,还原温度1 320℃和还原时间为120min的条件下,磁性产物中镍、铁质量分数分别达到8.31%和71.5%,回收率达到95.44%和99.84%.熔炼后得到镍、铁质量分数分别为10.11%和83.75%的镍铁合金.对有、无添加剂所得还原产物的形态分析表明,自制添加剂对镍铁合金生长具有促进作用.     

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%。     

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.     

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.     

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.     

Generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron mineral reduction in selective direct reduction of laterite nickel ore

Numerous studies have demonstrated that Na₂SO₄ can significantly inhibit the reduction of iron oxide in the selective reduction process of laterite nickel ore. FeS generated in the process plays an important role in selective reduction, but the generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron reduction are not clear. To figure this out, X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses were conducted to study the roasted ore. The results show that when Na₂SO₄ is added in the roasting, the FeO content in the roasted ore increases accompanied by the emergence of FeS phase. Further analysis indicates that Na₂S formed by the reaction of Na₂SO₄ with CO reacts with SiO₂ at the FeO surface to generate FeS and Na₂Si₂O₅. As a result, a thin film forms on the surface of FeO, hindering the contact between reducing gas and FeO. Therefore, the reduction of iron is depressed, and the FeO content in the roasted ore increases.     

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。     

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.     

硫酸熟化-焙烧法从镍红土矿中回收镍和钴动力学研究

采用X线荧光(XRF)、X线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)等手段对镍红土矿的化学组成、物相组织、显微结构以及镍钴赋存状态进行矿物学表征.通过硫酸熟化-焙烧-水浸法从镍红土矿中提取镍和钴,并研究镍和钴在硫酸熟化-焙烧过程中的动力学.结果表明:镍和钴的硫酸化过程符合Bagdasarym提出的多相液固区域反应模型,相应的动力学方程式可以用ln(-ln(1-α)=ln k+nln t(其中,α为反应进行程度,k为反应速率常数,t为反应时间,n为矿物中晶粒性质和几何形状的函数)来表示,镍和钴的硫酸化反应表观活化能分别为21.45 kO/mol和34.81kJ/mol,动力学控制过程为内扩散控制.     

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.     

内配煤团块直接还原法制备铁粒技术研究

根据我国现阶段直接还原状况及国内能源的结构特点，提出利用舍碳团块直接还原制备铁颗粒的技术思想；通过调整团矿的内配碳比、温度、碱度及添加剂配入量来优化渣铁的分离和提高铁粒质量，找到最佳的配比方案。铁的收得率达到90％以上，铁粒中wFe〉96％，ws=0．02％～0．05％，wc〈4．0％；分离出的铁粒可直接作为电炉炼钢的优质原料。