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。     

还原剂对低品位红土镍矿直接还原焙烧-磁选的影响

以褐煤、烟煤、无烟煤和兰炭作为还原剂, 对低品位红土镍矿进行了直接还原焙烧-磁选实验研究。结果表明, 还原剂种类、粒度和用量对还原过程有较大影响, 其中褐煤作为还原剂时还原效果最好。最佳实验条件为: 红土镍矿原料粒度-0.075 mm, 还原剂(褐煤)粒度为-0.25 mm、用量4%, 焙烧温度1 200 ℃, 焙烧时间90 min, 焙烧后焙砂磨细至-0.05 mm, 在磁场强度0.3 T下粗选再在0.1 T下精选, 可得到镍品位3.2%、镍回收率82%、铁品位65%、铁回收率69%的镍铁精矿。     

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。     

镁质红土镍矿焙烧—磁选的因素影响规律

还原焙烧—磁选是处理镁质红土镍矿的常用工艺,为考察还原焙烧—磁选过程中各因素对镍分选效果的影响规律,研究以青海某低品位镁质红土镍矿为原料,采用正交试验方法进行试验,并对正交试验结果进行了极差和方差分析。结果表明,料层厚度和磁场强度是影响还原焙烧—磁选镍粗精矿产率及回收率的显著因素,而焙烧温度、焙烧时间以及还原剂用量是影响还原焙烧—磁选镍粗精矿产率及回收率的不显著因素。还原焙烧—磁选分选镍的粗选作业最优条件为:还原剂用量为5%、还原温度为800℃、料层厚度为10mm、还原时间为30 min、磁场强度为200 k A/m,在此条件下,可获得产率22.88%、回收率38.99%的镍粗精矿。研究对镁质红土镍矿现场生产具有重要的参考意义。     

印尼某红土风化壳的可选性试验

为开发利用印尼某铁品位为49.42%、含镍0.44%的红土镍矿体顶部覆盖的风化壳,对其进行了还原焙烧—磁选工艺试验。结果表明:在还原剂用量为5%、焙烧温度为800℃、焙烧时间为15 min、焙烧矿水萃冷却后磨细至-0.074 mm占85%、磁场强度为96 k A/m条件下磁选,可获得铁品位为60.60%、回收率为91.60%的铁精矿,为该类型矿石的开发利用提供了依据。     

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。     

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%。      

甲烷作用下硅镁型红土镍矿低温还原焙烧-磁选镍铁精矿

选自云南元江的硅镁型红土镍矿在不同条件下进行甲烷低温还原,并通过磁选得到镍铁精矿。结果表明,还原温度在600~900℃,对镍和铁的品位和回收率影响很小,镍和铁的回收率随温度的变化趋势是一致的;镍和铁的品位及回收率随着还原时间的延长逐渐增加;甲烷浓度的增加使得镍和铁的品位降低,回收率则增加;在还原温度为800℃、还原时间为90 min条件下,当硫酸钠的添加量从5%增加到20%时铁的品位和回收率逐渐减小,而镍的品位和回收率则逐渐增加。用X射线衍射(XRD)和扫描电镜及能谱(SEM-EDS)分析还原过程中硅镁型红土镍矿矿相和微观结构的变化,结果表明精矿主要是镍以及铁的氧化物,并且精矿中铁的品位远远高于镍的品位。     

红土矿含碳球团还原富集镍铁的工艺研究

为了解决低品位红土镍矿的合理利用问题, 以活性炭粉为还原剂, 采用直接还原富集-磁选分离技术, 将矿石中的镍和铁直接还原制成金属镍和铁, 并通过磁选分离使其得到富集。研究确定了最佳工艺条件为: 配炭量4%、还原温度1 350 ℃、焙烧时间120 min。此条件下, 镍和铁的回收率分别为87.6%和95.3%。     

焙烧-浸出-磁选回收铜渣中的铁

以煤粉作还原剂, 采用焙烧-浸出-磁选工艺对某铜渣中的铁进行了回收实验研究。探讨了焙烧温度、焙烧时间、煤粉用量、碳酸钠用量等因素对铁回收的影响, 最佳工艺条件为: 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间60 min, 煤粉用量1%, 碳酸钠用量10%, 在此条件下获得的焙砂经进一步稀酸浸出和磁选, 可获得铁品位62.53%、铁回收率70.82%的铁精矿。     

煤种类及添加剂对红土镍矿选择性直接还原的影响规律

以含Ni 1.49%, Fe 34.69%的红土镍矿为研究对象, 采用煤基直接还原法选择性还原镍铁矿物, 研究并分析了焙烧过程中还原剂和添加剂种类及用量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁选择性还原的影响规律。结果表明: 以宁夏烟煤为还原剂, NCS为添加剂, 1 200 ℃焙烧50 min, 磁选得到镍铁产品中含镍9.51%, 镍的回收率为84.04%, 镍铁回收率差为54.49%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及X射线能谱分析(EDS)等测试手段分析了磁选镍铁产品中镍铁的存在形式, 结果表明: 红土镍矿直接还原过程中铁矿物大部分被还原成浮士体, 仅有少部分铁矿物被还原成金属铁, 并与镍矿物还原金属镍形成铁纹石和镍纹石, 实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原。     

含磁黄铁矿的硫化镍矿开发利用新工艺研究

提出一种含磁黄铁矿的硫化镍矿开发利用新工艺,该工艺通过选矿的方法将含镍磁黄铁矿和镍黄铁矿分离,获得Ni品位为18.74%、Ni回收率为69.45%的高品位镍精矿和Ni品位为1.16%、Ni回收率为8.79%的低镍磁黄铁矿精矿,然后采用不同工艺处理这两种精矿产品。高品位镍精矿采用传统冶炼工艺,达到降低能耗、减少渣排放的目的;低镍磁黄铁矿精矿采用氧化焙烧—直接还原—磁选工艺生产镍铁产品,实现Ni、Fe资源的充分回收利用。     

国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究

对国外某高铝赤褐铁矿进行了选矿试验研究。采用还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位58.26%、铁回收率80.53%的试验指标; 采用钠化还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位63.48%、回收率95.45%的试验指标。探索了在富集铁的同时富集镍、降低铁精矿中Al₂O₃含量的可行性。     

某含铜鲕状赤铁矿选矿试验

四川西部地区某含铜铁矿石中铁主要以鲕状赤铁矿形式存在，铜主要以结合氧化铜形式存在。对该矿石进行了氯化离析-浮选-弱磁选试验，结果表明：将矿石在氯化钠和焦炭用量均为7%、离析温度为950 ℃、离析时间为60 min的条件下进行氯化离析焙烧后，经1粗2精3次浮选，可以得到铜品位为19.64%、铜回收率为82.41%的铜精矿，浮选尾矿经1次弱磁选，可以得到铁品位为65.86%、铁回收率为78.62%的铁精矿。     

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。     

某褐铁矿微波磁化焙烧-弱磁选试验

以河南义马褐煤为还原剂,对印尼某褐铁矿进行微波磁化焙烧-弱磁选试验,主要考察了焙烧时间、焙烧矿磨矿细度及磁场强度对精矿指标的影响。试验结果表明：在还原剂配加量为5.4%、微波功率为1 kW的固定条件下,当焙烧时间为45 min（终点温度840 ℃）、焙烧矿磨矿细度为-200目占97.17%（-325目占82.03%,-400目占64.15%）、磁场强度为150 kA/m时,可获得铁品位为57.28%、铁回收率为83.95%的铁精矿。试验中发现,微波焙烧产品可以很容易就被磨得很细。     

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.     

酒钢-1mm镜铁矿粉矿微波磁化焙烧—弱磁选试验

鉴于酒钢-1 mm镜铁矿粉矿采用常规选矿方法难以获得好的分选指标,进行常规磁化焙烧—弱磁选又需解决球团问题,以哈密烟煤为还原剂,对该粉矿开展了微波磁化焙烧—弱磁选研究,考察了煤粉用量、微波功率、焙烧温度、焙烧时间、焙烧产品磨矿细度和弱磁选磁场强度对所获铁精矿指标的影响。试验结果表明,在煤粉与矿石的质量比为5%、微波功率为1 k W、焙烧温度为550℃条件下将该粉矿微波磁化焙烧15 min,然后将焙烧矿磨细至-0.074 mm占85.65%,在92.16 k A/m磁场强度下进行1次磁选管选别,可获得铁精矿铁品位为55.10%、铁回收率为86.65%的较好指标,从而为该-1 mm镜铁矿粉矿中铁矿物的高效回收提供了一种新思路。