还原-磨选法处理澳大利亚某红土镍矿

针对澳大利亚某红土镍矿的矿物组成及比较国内外红土镍矿处理工艺,选择还原—磨选法处理该红土镍矿。固定磨选制度,研究还原温度、还原时间、还原剂配比、添加剂配比、料层厚度等因素对镍和钴直收率及其镍和钴平均品位的影响。结果表明,合适工艺条件:原料粒度-121+96mm、还原剂配比5.0%、添加剂配比5.0%,均匀混合,制成约15 mm×15 mm×20 mm球团,烘干,还原温度1 250℃,料层厚度40 mm,还原时间30 min;还原后通保护气氛冷却到室温,粉碎,进行磨选,矿浆浓度60%,球磨时间2.0 h,采用100 kA/m磁场强度磁选,磁选精矿再重选。在此工艺条件下,镍和钴的直收率分别达到88.29%和86.09%,镍钴合金粉末中镍和钴平均品位分别为9.92%和0.96%。     

还原—磨选法处理澳大利亚某红土镍矿

针对澳大利亚某红土镍矿的矿物组成及比较国内外红土镍矿处理工艺,选择还原—磨选法处理该红土镍矿.固定磨选制度,研究还原温度、还原时间、还原剂配比、添加剂配比、料层厚度等因素对镍和钴直收率及其镍和钴平均品位的影响.结果表明,合适工艺条件:原料粒度-121+96mm,还原剂配比5.0％、添加剂配比5.0％,均匀混合,制成约15 mm×15 mm×20 mm球团,烘干,还原温度1 250℃,料层厚度40 mm,还原时间30 min;还原后通保护气氛冷却到室温,粉碎,进行磨选,矿浆浓度60％,球磨时间2.0 h,采用100kA/m磁场强度磁选,磁选精矿再重选.在此工艺条件下,镍和钴的直收率分别达到88.29％和86.09％,镍钴合金粉末中镍和钴平均品位分别为9.92％和0.96％.     

低品位红土镍矿还原焙砂氨浸试验研究

本研究采用选择性还原焙烧—氨浸工艺从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴、铁,重点介绍了该工艺氨浸的试验研究。确定的最佳工艺条件为:NH3?∶CO2为90g/L∶60g/L,焙砂粒度-0.074mm占80%,液固比为2∶1(mL/g),浸出初始温度为25℃左右,浸出终点电位大于-100mV。综合试验的镍、钴浸出率分别为89.87%和62.20%。研究表明,在常温常压下采用氨浸法不但可以有效地回收镍、钴、铁,而且浸出剂可以循环使用,设备运行安全可靠,可取得较好的经济效益。     

还原-磨选从高镁低品位红土镍矿中回收镍铁

采用还原-磨选工艺对高镁低品位红土镍矿制备镍铁合金粉进行了研究。考察了还原温度、还原时间、原料粒度区间、还原剂用量、添加剂用量等因素对镍直收率的影响。研究结果表明, 合适的还原制度为: 原料粒度0.09～0.12 mm、还原剂用量3%、添加剂用量2.5%, 还原温度1 300 ℃, 还原时间3.0 h。还原产物经球磨、磁选后, 获得镍品位为7.0%以上的镍铁合金粉, 镍直收率87%以上, 实现了从高镁低品位红土镍矿中回收镍铁的目的。     

低品质红土镍矿选择性还原-磁选制备镍铁合金

以TFe品位21.70%、Ni品位1.92%的低品位红土镍矿为原料,采用回转窑选择性还原-磁选工艺制备镍铁合金,研究了还原温度、磨矿方式以及磁场强度对镍铁回收率的影响。结果表明,适宜的工艺参数为: 还原温度1150 ℃、细磨(磨矿时间3 min)、磁场强度150 mT,此条件下所得镍铁合金中镍品位7.26%、镍回收率96.06%、铁品位85.15%、铁回收率89.23%,实现了低品位红土镍矿中铁、镍高效回收利用,并且镍铁中碳、磷和硫含量均在要求范围内。     

熔剂性红土镍矿球团的还原焙烧-弱磁选效果

回转窑直接还原红土镍矿存在所需温度高、对耐火材料要求苛刻、还原指标差等问题。为开发一种高效低成本的红土镍矿球团还原工艺,考察了以CaO为熔剂改变红土镍矿碱度对红土镍矿球团还原焙烧-弱磁选效果的影响。结果表明：自然碱度下,在还原温度为1 400 ℃、还原时间为60 min时,所得还原产品经磨矿-弱磁选,获得的磁性产品镍、铁品位分别仅3.8%和72.9%,回收率分别为17.8%和39.8%,磁性产品中含有较多的镁橄榄石和顽火辉石;随着红土镍矿碱度的增加,红土镍矿的软熔温度先降低后提高,碱度为1.0时,红土镍矿的软熔温度最低,比自然碱度时降低了100 ℃;碱度为1.0的红土镍矿球团在1 300 ℃下还原焙烧60 min后,经磨矿-弱磁选,获得的磁性产品镍、铁品位分别为8.7%和83.8%,回收率分别为85.6%和62.8%。XRD和扫描电镜分析结果表明：自然碱度的红土镍矿还原焙烧生成的Fe-Ni合金晶粒多在5 μm以下,并且分布比较分散,还原产品中夹杂有较多的杂质;添加CaO至碱度为1.0时,Fe-Ni合金晶粒可以长大到10~50 μm,还原产品中杂质较少,镍和铁得到了明显的富集。试验结果可以为红土镍矿球团还原焙烧-磁选制取镍铁新工艺提供理论基础。     

国外某铁镍钴矿石选矿试验

国外某铁镍钴矿石中主要有价元素为铁、镍和钴,铁主要以磁铁矿形式存在,镍主要以自然镍的形式存在,钴主要以硫化钴矿物的形式存在。为了确定该矿石的合理开发利用工艺,对磁铁矿进行了弱磁选工艺条件研究,基于镍、钴矿物与脉石矿物间的可浮性差异和密度差异,进行了浮选和重选效果对比试验,并根据条件试验结果进行了全流程试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占61%的情况下,采用1粗1精弱磁选(磁场强度分别为119.43、95.54 k A/m)流程回收铁,选铁尾矿采用摇床1粗1精重选流程回收镍、钴,最终获得了铁品位为66.99%、铁回收率为89.17%的铁精矿,以及钴品位为5.16%、钴回收率为74.77%、镍品位为37.99%、镍回收率为84.00%的镍钴混合精矿。磁重联合工艺实现了该矿石的高效开发利用。     

印度尼西亚某红土镍矿还原焙烧-磁选试验

印度尼西亚某低品位红土镍矿含镍1.57%、含铁21.67%,其中镍主要以硅酸镍形式存在。为将该矿石的镍含量提高到6%以上以符合印度尼西亚政府对出口红土镍矿的规定,以硫酸钠和碳酸钠为助熔剂,进行了还原焙烧-弱磁选试验。试验结果表明,当煤用量为25%、硫酸钠+碳酸钠的配比和总用量分别为3∶1和20%、焙烧温度为1 200 ℃、焙烧时间为60 min、磨矿细度为-0.074 mm占85%、磁场强度为96 kA/m时,可获得产率为22.06%、镍品位为6.05%、镍回收率为85.03%、铁品位为65.74%、铁回收率为66.92%的镍铁精矿,其镍品位超过印度尼西亚出口红土镍矿的品位下限。     

复合钠盐法处理印尼某红土镍矿研究

针对印尼某红土镍矿的组成及结构特点,运用还原焙烧—浸出—磁选法综合利用红土镍矿。在配料中使用添加剂硫酸钠和碳酸钠改善还原焙烧性能,并考察了硫酸钠和碳酸钠配比(S/C)、配煤量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁精矿中镍品位以及镍回收率的影响。结果表明,当红土矿、硫酸钠、碳酸钠和煤的质量比为100∶14∶8∶8,焙烧温度为1 200℃以及焙烧时间为80 min时,可以得到品位为4.59%,镍收率为88.58%的镍铁精矿。该工艺流程能够高效富集红土镍矿中的Ni、Fe、Al等有价金属元素,实现了红土镍矿资源的高效综合利用。     

高压辊磨强化红土镍矿还原焙烧矿磨矿-磁选的试验研究

回转窑直接还原—磁选是处理红土镍矿制备镍铁合金粉的重要工艺之一,然而通过回转窑高温还原—干式磁选所得的粗镍铁富集物中,镍、铁的品位较低,难以满足后续电炉冶炼的要求,故需要对其进行强化磨选试验.基于红土镍矿还原矿的工艺矿物学研究,考察了球磨时间、磁场强度、高压辊磨对磁选效果以及解离度的影响.结果表明:高温还原后,粗镍铁富...     

基于BP神经网络技术的红土镍矿还原焙烧-磁选工艺条件的优化

还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属，由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多，导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果，本研究以青海某镍矿为原料，采用正交试验与BP神经网络相结合的方法，对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明:通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1，在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿，比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。      

红土镍矿常压还原浸出试验研究

采用还原酸浸工艺浸出过渡型红土镍矿中的有价金属镍、钴、铁、镁,考察了浸出时间、温度、酸矿比、液固比、还原剂铁粉用量对有价金属浸出率的影响。结果表明,适宜的还原浸出条件为:浸出时间6 h、温度80 ℃、酸矿比1.0、液固比5∶1、还原剂铁粉加入量为原矿质量的20%、搅拌速率400 r/min,此时有价金属镍、钴、铁、镁浸出率分别为73.25%、68.97%、68.93%、67.45%,浸出效果较好。     

Microwave carbothermic reduction roasting of a low grade nickeliferous silicate laterite ore

The known resources of nickel sulphide ores are quickly diminishing and in order to satisfy future nickel demands, nickel laterite deposits are being investigated as an alternative. Currently, expensive leaching and smelting processes are used to process the nickel laterite ores. The objective of the present research was to produce a high grade nickel concentrate via microwave carbothermic reduction roasting followed by magnetic separation. A thermodynamic model was developed for the roasting process in order to determine the optimum experimental conditions. The experimental variables investigated were: microwave energy and argon shrouding for the reduction tests and the magnetic field strength for the concentration stage. The behaviours of nickel and cobalt were studied in the reduction and magnetic separation processes. By optimizing the reducing and magnetic separation conditions, a high grade concentrate containing 9.2% nickel with a nickel recovery of 88.8% was achieved.     

某高镁低铁镍型红土镍矿石转底炉法还原提镍试验

某高镁低铁镍型红土镍矿石Fe、Ni品位分别为17.68%和1.62%，MgO含量为19.06%，镍主要以类质同象形式取代Fe、Mg存在于铁氧化物和硅酸盐矿物中，占比分别为39.65%和54.72%。为了确定该矿石的高效开发利用工艺，通过小型基础试验确定还原焙烧和磨选工艺参数，再在中径8 m的转底炉上进行还原焙烧中试试验。结果表明：试样采用煤基直接还原-水淬冷却-2阶段磨矿弱磁选工艺处理，在红土镍矿、石灰石、TN的质量配比为100∶10∶3，按碳氧物质的量之比1.2配入无烟煤，还原焙烧温度为1 280 ℃，还原焙烧时间为40 min，还原焙烧熟料水淬产品一段磨矿细度为-0.074 mm占83.31%，一段弱磁选磁场强度为190.98 kA/m，二段磨矿细度为-0.074 mm占97.43%，二段弱磁选磁场强度为127.32 kA/m的情况下，获得了Ni品位为5.63%、Fe品位为60.39%、Ni回收率为80.83%、Fe回收率为75.14%的镍铁粉；中径8 m的转底炉中试产品经磨选，获得了Ni品位为5.26%、Fe品位为59.20%、Ni回收率为80.84%、Fe回收率为74.98%的镍铁粉。该研究成果可作为工程化的依据，也为同类型红土镍矿石资源的高效开发利用提供了技术借鉴。     

红土镍矿冶金工艺现状及前景分析

本文简要介绍了镍资源的性质特点及现状,分析了红土镍矿回转窑-电炉还原熔炼、还原焙烧－磁选、还原硫化熔炼３种火法工艺以及常压酸浸、高压酸浸等湿法工艺的优势与短板,并指出生物浸出在红土镍矿处理中的应用,探讨了未来红土镍矿冶金工艺的改进发展,指出红土镍矿湿法冶金将在今后扮演重要地位。     

国外某镍钴矿资源综合利用研究及应用

针对国外某镍钴矿资源,在查明矿石性质的基础上,采用"原矿擦洗-旋流器分级-螺旋粗选-摇床精选-磁选除铁"工艺流程,生产应用多年来,在原矿镍钴铬铁品位分别为0.93%、0.18%、3.25%、14.95%的情况下,获得镍钴回收率分别达到97.60%和96.08%,铬含量仅1.19%的轻矿物,为后续湿法回收镍钴创造了有利条件,同时获得铬品位32.13%,回收率62.62%的铬精矿,铁品位61.94%,铁回收率24.48%的铁精矿。实现了此镍钴矿资源的综合回收利用。     

Leaching of limonitic laterite ore by acidic thiosulfate solution

Cobalt is usually recovered as a by-product of copper and nickel processing, and only a small amount of cobalt is derived from laterites although a vast majority of cobalt resources in them. The exploitation of limonitic laterite containing high content of cobalt is becoming increasingly important. The mineralogy of a limonitic laterite ore was characterized by environmental scanning electron microscope (ESEM) and X-ray diffraction (XRD) in this paper. The results show that nickel occurs in goethite mainly, while cobalt is predominantly associated with manganiferous minerals. Thiosulfate is found to be able to selectively leach cobalt from limonitic laterite in the presence of sulfuric acid, and 91% Co, 22% Ni, 10% Fe are leached from an ore containing 0.13% Co, 1.03% Ni within the first 5 min at 90 °C under the conditions of 10 g/L sodium thiosulfate, 8% (w/w) sulfuric acid and 10:1 L/S ratio. The leaching kinetics of Mn and Co by acidic sodium thiosulfate solution can be characterized by the Avrami equation. In acidic solution, thiosulfate readily decomposes into sulfur and sulfur dioxide as intermediary reagents to reduce pyrolusite (MnO₂) and goethite (FeOOH); therefore, nickel and cobalt associated with goethite and pyrolusite respectively are extracted due to reduction dissolution. Furthermore, cobalt is selectively leached over iron and nickel because pyrolusite is preferentially reduced by acidic thiosulfate rather than goethite. The novel process may give an alternative method to selectively recover cobalt as the primary product from limonitic laterites at atmospheric pressure.     

Direct extraction of nickel and iron from laterite ores using the carbonyl process

The carbonyl method of refining nickel and iron was invented more than 100 years ago and has been used for refining of nickel commercially. CVMR® developed the process of direct extraction of nickel and iron from laterite ores as metal carbonyls which in turn produced pure nickel and iron metals.CVMR®’s carbonyl technology has been applied to several types of limonite and saprolite ores containing other metals such as copper, cobalt and PGE. The process consists of reducing the ore with hydrogen, extracting of iron and nickel in the form of volatile metal carbonyls, separating the metal carbonyls and producing high purity nickel and iron metals; and production of copper, cobalt and PGE concentrate by gravity or magnetic separation. Economic evaluation of this process shows significant increase in cash flow. The CVMR® process does not produce liquid waste and does not require tailing dumps. This makes CVMR®’s process attractive for projects in areas that are environmentally sensitive, or have a high level of rainfall.     

氯化钙作用下镁质贫镍红土矿选择性富集镍的研究

采用还原焙烧-磁选工艺, 对氯化钙作用下镁质贫镍红土矿选择性富集镍进行了研究, 考察了还原温度、还原时间、还原剂用量和氯化钙用量对富集镍的影响。结果表明, 在还原温度1 200 ℃、还原时间40 min、还原剂和氯化钙用量均为8%的条件下, 可获得镍品位8.67%、回收率92.01%的镍铁精矿; 相比于直接还原焙烧-磁选, 加入8%氯化钙后使镍的富集比由3增加到11, 显著提高了镍的富集效果。磁选产品物相分析显示, 镍主要以铁纹石形式存在于精矿中, 通过磁选实现了对镍铁精矿与脉石的有效分离。