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%。      

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。     

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。     

赤铁矿微波还原焙烧-弱磁选工艺研究

以活性炭为还原剂, 氩气为保护气, 采用微波还原焙烧的方法, 将3种低品位赤铁矿还原为磁铁矿, 并研究了微波还原焙烧温度、碳含量、保温时间及微波输出功率对其磁选指标的影响规律。结果发现: 相同质量3种赤铁矿进行微波还原焙烧, 随配碳量的增加, 其升温速率加快, 且3种赤铁矿具有相似的微波还原焙烧规律, 即: 在570～650 ℃、理论配碳量、微波输出电压220 V及保温10 min的条件下, 其还原产物弱磁选后的品位和回收率均达到最佳, 且磁铁精矿经细磨-二次磁选后, 铁品位均能提高到60％以上。该研究对开发低品位赤铁矿的选冶技术新流程有重要的指导意义。     

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。     

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。     

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。     

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。     

王家滩菱铁矿焙烧选矿试验研究

菱铁矿为复杂难选矿种之一,采用常规选矿方法难以得到较高铁品位的铁精矿.针对昆钢王家滩菱铁矿资源,进行了焙烧和闪速焙烧试验研究.试验结果表明,常规的焙烧导致弱磁选精矿硫含量超标,而采用闪速焙烧可达到降硫目的,铁精矿硫含量低于0.20%,同时可获得比常规焙烧高4.72个百分点的回收率.     

从红土镍矿中提取镍钴铁的新工艺研究

针对云南省元江红土镍矿的矿物组成特点,在比较国内外红土镍矿处理工艺的基础上,提出了还原—磨矿—选别—氧化浸出工艺处理该矿,并进行了全流程试验。首先进行了还原—磨矿—选别试验研究,主要考察了还原温度、还原时间、添加剂配比和还原剂配比对指标的影响;其次进行了综合试验。试验结果表明,还原—磨矿—选别可以抛弃红土镍矿中80%以上的脉石,同时实现镍钴铁富集,氧压浸出工艺可实现镍钴与铁的分离,并获得铁红产品。通过试验,获得的技术指标为:从原矿至氢氧化镍(钴)段,镍直收率大于75%、钴直收率大于70%和铁直收率大于80%;氢氧化镍产品镍的品位大于31%,氢氧化钴产品钴的品位大于0.70%,铁红产品铁含量大于62%,铁红达到铁精矿要求,可以作为铁精矿出售。该工艺实现了镍钴铁综合回收,资源利用率高,环境友好,为综合回收红土镍矿中镍钴铁提供一条新的工艺技术路线。     

Thermodynamic analysis of the carbothermic reduction roasting of a nickeliferous limonitic laterite ore

As the sulfide ore deposits become less economically viable as a source of nickel, increasing attention is being paid to the nickeliferous laterite ores. However, in contrast to the sulfide ores, these oxide ores cannot be as easily concentrated by current technologies. Consequently, considerable research effort is being directed at developing new techniques for beneficiating the nickeliferous laterites. The pyrometallurgical production of a high-grade ferronickel alloy using a low cost carbonaceous reductant at relatively low temperatures is particularly attractive. In the current research, a thermodynamic model has been developed to aid in the understanding of the carbothermic reduction roasting process as a potential upgrading method for the nickeliferous limonitic laterite ores. The effects of process parameters such as temperature and reductant to ore ratio on the grade of the ferronickel alloy produced and the nickel recovery in the alloy have been studied. The thermodynamic predictions are shown to be in general agreement with the experimental results currently available in the literature.     

微波加热还原含碳红土矿的研究

研究了含碳红土矿在微波场中的加热还原焙烧,考察了不同含碳量情况下微波加热焙烧过程中的样品温度和产物的物相组成,以及浮氏体、磁铁矿和赤铁矿等不同价态的铁氧化物在微波场中的加热性能.结果表明,微波加热红土矿是一个热稳定过程,未出现热失控现象.红土矿的还原程度可通过调整加入碳粉的比例和微波加热时间来控制.还原焙烧过程中,碳粉加入量影响产物的物相组成,进而影响焙烧过程的温度.     

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。     

鞍山某含菱铁矿强磁精矿流态化磁化焙烧—弱磁选试验研究

鞍山某强磁精矿中菱铁矿含量较高,难以实现有效分选。为此,采用流态化焙烧反应器,在传统还原磁化焙烧的基础上,开展了低温预氧化—超低温还原磁化焙烧—弱磁选试验研究。结果表明：①试样 TFe品位为29.47%,主要脉石成分SiO2含量为52.81%,有害杂质S、P含量较低;铁主要以赤铁矿的形式存在,分布率为79.37%,其次为碳酸铁11.71%、磁性铁3.46%。②在500 ℃和550 ℃的条件下,以工业发生炉煤气 为还原气,直接还原磁化焙烧过程中生成弱磁性浮氏体,难以实现弱磁选铁矿物相的完全磁性转化。③采用低温预氧化—超低温还原磁化焙烧可获得稳定的完全强磁性转化,适宜的流态化磁化焙烧参数为550 ℃预氧 化2.5 min,再450 ℃还原焙烧10 min。④焙烧矿在磨矿细度为-30 μm占92.60%、磁场强度为79.60 kA/m的条件下,可获得精矿全铁品位大于63%、全铁回收率大于84%的良好指标。⑤产品XRD分析、BSE矿相检测、EDS 能谱检测结果显示试验过程中未见弱磁性赤褐铁矿和浮氏体存在,预氧化矿保持了原试样中含铁物相边界的初始形态,菱铁矿矿物相中类质同象替换的Mg、Ca元素在焙烧过程也未发生迁移,磨矿和弱磁选过程也无法 将其分离。     

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。     

The effect of sodium sulphate on the hydrogen reduction process of nickel laterite ore

A series of nickel laterite ores with different calculated amounts of anhydrous sodium sulphate were prepared by physical blending or sodium sulphate solution impregnation. The reduction of the prepared nickel laterite ore by H₂ was carried out in a fluidised-bed reactor with provisions for temperature and agitation control, and the magnetic separation of the reduced ore was performed using a Davis tube magnetic separator. The mineralogical properties of the raw laterite ore, reduced ore and magnetic concentrate were characterised using ICP, TG–DSC, N₂ adsorption, X-ray diffraction and optical microscopy. The catalytic activity of sodium sulphate was also studied by using Hydrogen temperature-programed reduction. The experimental results indicate that Na₂SO₄ could overcome the kinetic problems faced by the laterite ore and that it exhibited noticeable catalytic activity only if the temperature reached at least 750 °C. This high temperature accelerated the crystal phase transition of the silicate minerals and increased the utilisation of H₂. In comparing the results from the two different methods for adding Na₂SO₄, the nickel content and recovery of the magnetic concentrate were increased by using the impregnation method rather than the physical blending method and the increasing amount of sodium sulphate assisted in the further beneficiation of nickel. The partial pressure of H₂ and the reducing time also affected the reduction process of the iron oxides. The results of the microscopic study indicated that the formation of a Fe–S solid solution, which was derived from the SO₂ sulphide reduction of FeO, was conducive to mass transfer and accelerated the coalescence of metallic ferronickel particles. For the nickel laterite ore, under the synergistic effect of sodium sulphate and hydrogen, a nickel content and nickel recovery of 6.38% and 91.07% were obtained, respectively, with high product selectivity.     

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。     

响应曲面法优化褐铁矿精矿回收率工艺参数的研究

针对老挝某难选褐铁矿,采用“还原焙烧-弱磁选”工艺流程选铁,首先进行了原矿还原焙烧单因素试验,研究了焙烧温度、焙烧时间和碳粉用量对精矿品位及回收率的影响,结果表明,原矿经充分还原焙烧后磁选,铁精矿铁品位均达到61%以上。在单因素试验基础上,借助响应曲面法建立模型设计实验方案,对还原焙烧工艺参数进行优化,探讨三因素交互作用对精矿回收率的影响,得到优化后的还原焙烧工艺条件为:焙烧温度873 ℃、焙烧时间75 min和碳粉用量2 g(相对50 g原矿),在优化条件下进行验证试验,精矿回收率达到91.99%。验证试验结果表明,实际试验值与优化预测结果相差1.09%,该试验模型可信度较高。     

褐铁矿微波还原焙烧-磁选单因素实验研究

针对褐铁矿铁品位难提高的问题, 采用“微波还原焙烧-磁选”工艺, 将褐铁矿还原成磁铁矿, 弱磁选后获得高品位磁铁精矿。采用SEM和XRD检测方法, 研究了褐铁矿微波焙烧过程中的矿相演变规律, 同时采用单因素实验方法, 重点考察了保温时间、焙烧温度、配碳量以及磁选电流和磨矿细度对焙烧矿磁选结果的影响。结果表明:随着温度升高, 褐铁矿逐渐还原为磁铁矿, 加热到570~650 ℃时, 生成大量磁铁矿, 750 ℃下焙烧矿烧结严重, 并产生大量弱磁性的硅酸亚铁, 不利于后续磁选。单因素实验结果及分析表明, 褐铁矿微波还原焙烧-磁选最佳工艺条件为:保温时间7.5 min, 焙烧温度650 ℃, 配碳量1.40%, 磁选电流0.6 A, 磨矿细度-0.044 mm。最终获得的铁精矿品位、回收率及产率分别为61.33%、75.11%和40.17%, 达到了炼铁生产入炉要求。