红土镍矿还原焙烧-磁选制取镍铁合金原料的新工艺

采用钠盐添加剂强化红土镍矿的还原焙烧-磁选,确定了添加剂存在下适宜的焙烧和磁选技术参数,开发出红土镍矿还原焙烧-磁选制取镍铁合金原料的新工艺.结果表明:钠盐添加剂具有显著降低焙烧温度、大幅提高产品镍、铁品位和回收率的作用;对一种含镍1.58％、铁22.06％的红土镍矿配加添加剂后,在还原温度1 100℃、还原时间60 min、磁场强度0.1T的条件下,磁性产品的镍、铁品位可分别从无添加剂时的2.0％、57.2％提高到7.5％、80.5％,镍、铁回收率也相应从19.1％、33.6％增加到82.7％、62.8％.XRD结果表明:红土镍矿在无添加剂作用下经还原焙烧-磁选所得的磁性产物中仍有部分镁橄榄石及顽火辉石存在;而有添加剂存在时,还原生成的镍铁合金通过磁选可与非磁性脉石成分得到更为有效的分离,产品可作为不锈钢的生产原料.     

气体选择性还原红土镍矿的热力学（英文）

由于硫化镍矿生产镍铁在经济和环境上不断出现的问题,采用红土镍矿生产镍铁越来越受到重视。但是红土镍矿制备镍铁的火法工艺中,在提高铁镍产品中的镍含量方面的理论研究仍存在许多不足。出于这方面的考虑,假设Fe2O3、Fe O和Fe3O4的活度为1,计算了CO2/CO、H2O/H2和CO2/H2三种气氛下选择性还原红土镍矿时,不同铁活度下铁-铁氧化物的平衡条件。从已有的热力学数据出发,利用Miedema二元合金生成热模型,计算了Ni-Fe固态二元合金中铁的活度系数。并以活度系数为纽带,最终计算出这三种还原气氛下,镍铁合金产物中的铁含量与还原气体分压、还原温度的关系。并用CO2/H2还原红土镍矿,得到的实验数据与理论值进行了对比分析与讨论,热力学计算结果很好地解释了选择性还原红土镍矿时铁金属化无法避免的原因,并较好地预测了红土镍矿还原产物中铁含量随温度和气体组分的变化趋势。     

红土镍矿尾渣提金属镁的工艺研究

围绕在红土镍矿冶炼尾渣中加钙中和、加还原剂冶金提取金属镁的工艺进行研究,以初步探索解决红土镍矿冶金提取镍铁合金后的尾渣综合利用问题。通过考察冶金提取金属镁过程中的各热力学因素对提取镁效果的影响,最终确定本实验的最佳工艺条件为:以铝硅铁为还原剂,还原温度1200℃,还原时间5h,真空度为1~5 Pa,制团压力150 MPa,氧化钙过量系数为0,Ca F2添加量3%。在此条件下还原效率可达46.82%。     

低品位红土镍矿还原-磁选镍铁的实验研究

利用碳还原-磁选工艺回收低品位红土镍矿中的铁和镍。在对矿物成分、物相分析的基础之上,考察还原反应温度、配碳比(C/O)、助熔剂的添加量(Ca O%)和还原时间等因素对Fe、Ni回收的影响,结果表明,还原反应温度1 375℃、配碳比(C/O)0.8、助熔剂的添加量(Ca O%)12%、还原时间300 min的条件下,低品位红土镍矿中镍和铁的回收率分别为99.47%和97.54%,同时尾矿中Ni、Cr含量低于0.04%。     

锈蚀法提取预还原红土镍矿中镍和钴

以国外某红土镍矿经氯化离析法预处理后的还原矿为原料,对锈蚀法处理预还原红土镍矿工艺进行研究,系统考察酸料质量比、空气流量、锈蚀温度、锈蚀时间、搅拌速率以及固液比(固体质量与液体体积比,mg/mL)对铁、镍和钴浸出率的影响。结果表明:在酸料质量比0.10,空气流量1 L/min、锈蚀温度80℃、锈蚀时间8 h、搅拌速率300 r/min和固液比1:10的条件下,镍和钴的浸出率分别达到90.9%和80.2%,铁的浸出率仅为9.9%,实现了铁与镍和钴的分离。     

铜镍氧硫混合矿焙烧-浸出过程铜、镍、铁的转化

随着硫化镍矿资源的日趋枯竭,铜镍氧硫混合矿的利用将会愈发受到关注。通过对原矿进行差热-热重、XRD以及热力学分析,揭示焙烧过程矿石矿相的转变历程,研究铜镍氧硫混合矿焙烧过程中矿物粒度、焙烧温度和焙烧时间对铜、镍、铁转化的影响,探索浸出过程中溶剂、液固比、浸出温度及浸出时间对铜、镍、铁浸出的影响。结果表明:矿物粒度为74~80μm、焙烧温度为600℃、焙烧时间为2 h、选择水作为浸出溶剂、浸出温度为60℃、液固比为6:1、浸出时间2 h时,镍和铜的浸出率达到最高分别为46.25%和96.27%,铁的浸出率低于1%。     

低品位红土镍矿直接还原焙烧-磁选试验研究

近年来,随着高品位硫化镍矿的枯竭及国内不锈钢产业的快速发展,低品位红土镍矿已经成为生产镍铁产品的主要原料.为了解决红土镍矿的合理利用问题,以红土镍矿为原料,煤粉为还原剂,采用直接还原法将矿石中的镍还原成了金属镍,经磁选分离使镍得到富集.考察了还原温度,还原时间,原料粒度,配煤量对镍回收率的影响.通过试验得出的最佳工艺条件为:原料粒度-0.074 mm、配煤量4％、还原剂粒度0.177～0.25 mm、还原温度1200℃、还原时间90min;得到的焙烧产物细磨至-0.048 mm,并在0.4T的磁场强度下扫选.在0.1T精选后,镍的品位为6.4％,镍的回收率为90％.     

低品位红土镍矿深度还原机理

采用扫描电子显微镜和EDS能谱研究低品位红土镍矿深度还原过程中金属颗粒的生长行为,并在此基础上分析其还原机理。结果表明,金属铁和镍逐渐聚集生长为Fe—Ni颗粒,并且颗粒粒度随着还原温度的升高和还原时间的延长而明显增大。还原后,红土镍矿明显变为Fe—Ni金属颗粒和渣相基体两部分。铁镁橄榄石的还原与其晶体化学特性密切相关。铁和镍的氧化物被还原剂还原为金属铁和镍,同时,橄榄石的晶格结构被破坏。红土镍矿深度还原包含金属氧化物还原和金属相生长两个过程。     

白云鄂博矿气基还原试验研究

通过热重分析、XRD与SEM等试验手段,利用氢气和一氧化碳对白云鄂博矿在650~1 050℃温度范围内的气基还原过程进行了研究,并研究了还原温度和时间、气体流速对样品的金属化率和微观形貌的影响。结果表明,当还原温度为850℃、气体流速为200 m L/min时已经能保证较好的还原率。此条件下氢气还原20 min,金属化率可达到70%以上;一氧化碳还原40 min,金属化率可达到82%。     

某印尼低品位红土镍矿的微观结构及晶体化学(英文)

为深入研究红土镍矿的镍富集原理,利用电子显微镜、扫描电镜、X射线衍射分析以及电子探针微区分析对含镍0.97%的某印尼低品位红土镍矿的工艺矿物学进行研究,以了解镍钴有价金属的分布及赋存状态。实验表明:该矿样主要矿物为针铁矿(含量约为80%),镍含量约为0.87%;含镍、铁、镁的结晶水硅酸盐矿物((Mg,Fe,Ni)2SiO4)的含量约为15%,如利蛇纹石((Fe,Ni,Al)O(OH))和橄榄石((Mg,Fe,Ni)3Si2O5(OH))等,镍含量约在1.19%左右;其它含量较低的物相为赤铁矿、磁赤铁矿、铬铁矿和石英等,这些矿物的镍含量极低。钴土矿是含钴矿物,分析发现该矿物往往有较高的镍和钴含量。微观检测发现:红土镍矿微观结构复杂,不同矿物之间共生普遍,主要矿物的微观结构松散,因而传统选矿方式很难实现镍的富集。     

溶剂萃取在钴镍精炼中的应用(下)

2.红土矿处理技术与溶剂萃取针对不同类型的镍红土矿可以有不同的处理工艺。硅镁镍矿位于矿床的下部,硅和镁的含量比较高,铁的含量比较低,这种矿石宜采用火法冶金处理。褐铁矿类型的红土矿位于地表,铁高、镍低、硅镁也比较低,但钴含量比较高,这种矿石宜采用湿法冶金工艺处理。红土矿湿法冶金主要形成了两种工艺:一种是还原焙烧——氨,简称RRAL,另一种是硫酸加压浸出工艺,简称HPAL。2.1还原焙烧——氨浸还原焙烧的目的是使硅酸镍和氧化镍最大限度地被还原为金属,同时控制还原的条件,使大部分铁还原成四氧化三铁,尽量少还原为金属。还原焙…     

非洲某国钛精矿低温固态还原实验中铁的行为

以非洲某国滨海钛精矿砂矿为研究对象,采用XRD衍射分析、扫描电镜等技术对钛精矿在低温固态还原实验中Fe的行为进行研究。研究结果表明:还原温度为1100℃时,铁的金属化率可以达到74%;还原时间为70min时,效果较为理想,Fe的金属化率可以达到68%。金属铁的析出分为聚集和融合两个阶段,且随着还原温度的提高,生铁产品的金属光泽等物化性能逐渐改善。     

国内外红土镍矿处理技术及进展

综述了国内外红土镍矿的处理现状.指出红土镍矿的开发要综合考虑矿石镍、钴含量和矿石类型的差异,以及当地燃料、水、电和化学试剂等的供应状况.现阶段回转窑干燥预还原-电炉还原熔炼工艺在红土镍矿的开发中仍占主导地位,加压酸浸法随着大型压力釜制造技术的成熟也越来越受到重视和应用.我国在红土镍矿的工程化方面很欠缺,元江贫红土镍矿的开发必须综合考虑镁的产品结构和经济利用,元石山镍矿的开发必须考虑铁的综合利用.     

红土镍矿真空碳热还原脱镁的热力学研究

高镁低品位红土镍矿开发利用的关键在于提取镍的同时,重视金属镁等金属的综合回收利用。本文从热力学角度针对真空碳热还原红土镍矿脱除金属镁的过程进行了分析及能耗估算,探索处理红土镍矿的新工艺的热力学可行性。热力学计算表明,真空碳热还原红土镍矿脱除金属镁是可行的。当体系压强100Pa左右的条件下,MgO被还原的温度大于1478K,Ni、Fe以及部分硅将优先被还原为金属;过程能耗理论估算表明:当红土镍矿∶煤炭(质量比)=100∶42,1600K~1800K条件下还原处理1吨红土镍矿,需消耗1.12吨~1.17吨标准煤。     

红土镍矿钠盐还原焙烧-磁选的机理

配加钠盐焙烧可改善红土镍矿的还原-磁选效果,显著提高磁性产品的镍、铁品位及回收率。通过热力学计算,并结合X射线衍射、光学显微镜以及环境扫描电镜分析,对硫酸钠和碳酸钠作用下红土镍矿的还原行为进行研究。结果表明:钠盐在红土镍矿还原焙烧过程中,可以破坏硅酸盐矿物的结构,有利于镍的还原富集。碳酸钠强化镍还原的能力强于硫酸钠的,硫酸钠则因还原过程中形成的硫具有降低镍铁金属颗粒表面张力的作用,因而其促进镍铁颗粒聚集长大的能力明显高于碳酸钠的,且硫酸钠作用下FeS的形成也有利于提高镍的品位。所以,硫酸钠和碳酸钠的共同作用下可获得高镍品位的磁性产品及较高的镍回收率。     

过渡层红土镍矿中的镁质矿中和沉矾浸出

采用沉矾浸出法将铁质矿浸出液对镁质矿进行沉矾浸出。结果表明:镁质矿酸浸过程中,在镁质矿粒度为106～150μm、搅拌强度为150 r/min、终点pHe值为1.3、温度为95℃的条件下,浸出镁质矿3 h,镍、镁、铁的浸出率分别为93.34%、78.28%、26.4%;在沉矾浸出过程中,在反应温度为95℃、搅拌强度为150 r/min、硫酸钠中的钠与形成黄钠铁矾中的钠的摩尔比x为1.3、镁质矿粒度为106～150μm、反应终点pHe为1.3±0.2的条件下,沉矾浸出5 h,镍浸出率能达到92%,镁浸出率在74%以上,铁质矿浸出液除铁率达到87%以上,铁质矿浸出液中铁的浓度在15.87～42.16 g/L的范围内,对镁质矿的镍、镁浸出及铁质矿浸出液中Fe的浓度没有显著的不利影响,溶液中铁基本上控制在4 g/L以下。     

不锈钢酸洗污泥中Ni的回收实验研究

针对钢厂的不锈钢酸洗污泥,配置红土尾矿,并利用还原-磁选工艺以期回收其中的铁、镍、铬等金属,使得最终产物可以安全排放。主要分析了污泥及红土尾矿成分、物相;考察了还原温度、还原时间、配碳比(C/O)和污泥配入量等因素对Fe、Ni回收的影响。结果表明,反应温度1 350℃,配碳比1.0,污泥配入量为25%条件下镍和铁的收得率分别达到97.86%和96.07%。同时尾矿中Fe的质量分数为4.04%,Ni的质量分数为0.13%,Cr的质量分数为0.08%。     

蛇纹石矿物的高温相变对红土镍矿直接还原的影响

红土镍矿所含的蛇纹石矿物在焙烧过程中会出现脱羟基和重结晶等相变。选取两种不同试样进行直接还原焙烧-磁选实验,研究蛇纹石的高温相变对直接还原焙烧红土镍矿的影响。对两种红土镍矿进行热重分析、XRD衍射分析和扫描电镜分析,研究两种红土镍矿中的蛇纹石矿物在焙烧过程中相变过程的异同及其对直接还原的影响。结果表明:两种试样所含主要矿物为蛇纹石和针铁矿,其热重分析曲线相似;在焙烧过程中,试样2在较低温度下出现橄榄石相。在最终的焙烧矿物相中,与试样1相比,试样2中出现石英相;与试样2相比,试样1的蛇纹石颗粒内部在焙烧后形成较多裂隙。因此,试样2的镍回收率较低。     

铁质和镁质红土镍矿直接还原-磁选工艺对比

主要进行铁质红土镍矿和镁质红土镍矿的直接还原-磁选工艺的对比研究。结果表明:在不使用添加剂的情况下,铁质试样中的镍比较容易还原和回收,镍回收率能达到90%,但镍品位较低。镁质试样中的镍较难回收,镍的品位和回收率都不理想,镍回收率只有45%左右。进一步试验发现,硫酸钠可作为铁质试样的理想添加剂,但对镁质试样作用效果不佳。氟化钙对镁质试样作用效果显著,但对铁质试样作用效果不明显。分析发现,两种试样镍的赋存状态、铁元素含量以及还原所得金属颗粒大小的差异是造成上述差别的主要原因。     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程EI北大核心CSCD

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。