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。     

红土镍矿还原焙烧-酸浸试验研究

某矿含镍1.04%,含铁40.55%,镁及二氧化硅含量较低,为典型的褐铁矿型红土镍矿。矿样粒度较细,小于0.038mm粒级部分占66.58%。镍主要赋存在褐铁矿和硅酸盐矿物中,分布率分别为75.0%和24.04%。对该镍矿进行了还原焙烧—酸浸试验研究,结果表明,在炭粉粒度-0.038 mm大于90%,炭粉用量30%,焙烧温度700℃,焙烧时间30 min,酸料比0.5 m L/g,浸出温度80℃,浸出时间2.0 h,浸出液固比5∶1时,镍、钴、铁的浸出率分别为74.88%,93.83%,35.87%。     

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。     

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。     

青海元石山镍铁矿综合利用项目设计与生产实践-设计篇

青海元石山镍铁矿综合利用项目根据当地条件采用烟煤作还原剂、两段回转窑焙烧、萃取分离、磁选等技术。并根据工艺流程特点,因地制宜合理布置车间设备,降低物料运输距离和系统能耗,达到物料输送顺畅。生产实践证明,元石山镍铁矿采用还原焙烧-氨浸-萃取-磁选工艺是可行的,生产出了精制硫酸镍国家标准一级S产品,年处理镍铁矿石30万吨,Ni、Fe总回收率分别为70.70%、58.85%。主产品为精制硫酸镍和铁精矿,副产品为磁选尾矿(销售给水泥厂)和硫化钴精矿。整个工艺流程,实现无渣冶炼,没有固废排放,废水在系统内循环利用,废气经过净化回收后排空,基本实现污染物“零排放”,既减轻了环境污染的压力,又降低了生产成本。该项目的设计与生产实践为将来类似红土镍矿综合利用项目提供示范和技术支撑。     

青海元石山镍铁矿综合利用项目设计

青海元石山镍铁矿采用还原焙烧—氨浸—萃取—磁选工艺,生产精制硫酸镍和铁精矿,年处理含镍0.80%的镍铁矿石30万t,2009年10月投产,镍和铁总回收率分别为70.70%和58.85%,副产品为磁选尾矿(销售给水泥厂)和硫化钴精矿,实现无渣冶炼,废水在系统内循环利用,废气经过净化回收后排空,基本实现污染物"零排放"。     

不同烟煤还原红土镍矿的研究

以含Ni 1.83%, Fe 15.25%的红土镍矿为研究对象, 采用3种烟煤为还原剂, 进行了红土镍矿回转窑焙烧预还原实验, 研究了煤种、用量及粒度对镍矿预还原的影响。结果表明: 增加烟煤用量可以提高镍、铁预还原率; 固定碳相同的烟煤, 挥发分越高, 镍矿还原效果越好; 增大烟煤粒度, 镍、铁的预还原率呈下降趋势, 但对于挥发分较高的烟煤, 适当增加大粒度比例, 可以促进镍矿的预还原。确定了最佳工艺条件为: 以烟煤C为还原剂, 烟煤粒度-10 mm, 镍矿/烟煤质量比为100∶5, 此条件下, 铁金属化率和镍预还原率分别为4.53%和80.64%。     

红土镍矿与赤泥氯化还原焙烧协同制备镍-铁精矿

为综合回收红土镍矿中的镍和赤泥中的铁,利用镍元素在还原性气氛下易与铁元素生成镍-铁精矿的特性,将云南某红土镍矿、赤泥、氯化钙和焦炭按照一定比例混匀后置入焙烧炉中进行氯化还原焙烧,焙烧矿水淬冷却后置入湿式磨矿机磨矿至一定粒度,采用湿式磁选进一步分离得到镍-铁精矿产品。结果表明:在红土镍矿和赤泥质量比为1∶1添加,氯化钙用量为红土镍矿与赤泥总质量的40%,焦炭用量为红土镍矿与赤泥总质量的10%,焙烧温度为1 100℃,焙烧时间为120 min,磁选磨矿细度为-0.056 mm占90%,磁场强度为1.28 k A/m的综合工艺条件下,获得了镍品位为5.98%、铁品位为72.37%,镍回收率为77.36%、铁回收率为62.86%的镍-铁精矿,实现了红土镍矿和赤泥中有价金属镍、铁的协同回收。     

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。     

铁酸锌还原焙烧试验研究

对锌焙砂进行还原焙烧,再对还原焙砂进行浸出。浸出温度70～80℃;pH值2～3;液固比6∶1;浸出时间2 h。对比试验得到最佳还原焙烧的温度900℃、焙烧时间60 min、粉煤配比1∶10。这时锌的浸出率达到90%左右,铁浸出率15%左右。再对浸出渣磁选,得到了铁精矿。     

高镁贫镍红土矿碳还原动力学研究

本文通过热重分析研究了高镁贫镍红土矿碳还原过程反应动力学,转化率和转化速率通过热重测量失重率进行计算。综合Kissinger法和Flynn-Wall-Ozawa(FWO)法计算了还原动力学参数,比较全面的获得了还原过程活化能变化趋势。热重曲线结果表明,反应过程呈现两个明显阶段：第一阶段为500~800°C,第二阶段为800~1300°C。两个阶段的反应活化能通过Kissinger法计算分别为260.4kJmol_-1和191.2 kJmol_-1。FWO法计算结果表明反应活化能随反应进行变化较大,说明红土镍矿还原反应并不是简单基元反应,而是由多个平行反应、交互反应组成。     

用低品位锡矿制取锡酸钠的研究

研究了用低品位锡矿（含锡２０％－３０％）直接制取锡钠的工艺流程,即把锡矿先进行还原焙烧,然后用ＮａＯＨ溶液浸出,最后把溶液浓缩结晶制成锡酸钠产品,试验表明,焙烧温度９００℃,煤粉和锡矿的质量比为１．０：２．５,焙烧时间１．５ｈ,焙砂浸出成锡酸钠产品。焙砂浸出时碱液的浓度为ＮａＯＨ５ｍｏｌ／Ｌ和ＮａＮＯ３０．３７６ｍｏｌ／Ｌ,液固比为５：１（质量比）,浸出温度９５－１００℃,浸出时间４ｈ,是较好的条     

低品位氧化锌矿石氨浸工艺影响因素研究

为了确定氨浸工艺的最佳浸出条件,在试验室采用搅拌浸出的方法,研究了云南兰坪难处理氧化锌矿氨浸的影响因素。其氨浸适宜的浸出条件是:氨浓度3 mol/L,碳酸氢铵浓度1.5 mol/L,磨矿细度-0.074 mm占85%,液固比4∶1,浸出时间2 h。在此条件下,获得了锌浸出率72.4%的较好指标。     

陕西某碳硅质钒矿提钒工艺研究

详细论述了陕西某碳硅质含钒页岩提钒的焙烧、浸出工艺。试验结果表明,采用无钠化空白焙烧-酸浸工艺,钒的浸出率93．06％,最终回收率大干74％,品位大于98％,可用以指导生产。     

世界红土型镍矿开发和高压酸浸技术应用

由于世界镍需求增长和硫化镍资源短缺，红土型镍矿资源开发将成为未来十年镍业发展的主要趋势。1999年以来，澳大利亚西部新建的总投资20多他澳元的三个高压酸浸技术HPAL镍厂成为该趋势的标志。文章分析了红土型镍矿资源开发利用的长处及其两种类型，重点介绍了高压酸浸HPAL技术在西澳镍厂应用近况、问题、原因及纠正措施，并论述了该技术在未来世界镍业发展中的应用趋势。     

河南某低品位银铅锌多金属矿选矿试验研究

为降低河南某低品位银铅锌多金属矿生产成本、增加经济效益,在详细的工艺矿物学研究基础上,进行了智能预选、工艺流程及参数优化试验。结果表明,适宜的智能预选粒度范围为15～50 mm,抛废率为25.03%,Pb、Zn和Ag的品位提高至1.07%、1.15%和202.4 g/t,分别提高了25.88%、17.35%和15.08%;采用铅锌依次浮选工艺流程回收铅锌,银富集至铅、锌精矿中,铅浮选工艺流程为“一粗三精一扫”,锌浮选流程为“一粗两精一扫”,最终可获得Ag品位和回收率分别为6 863.8 g/t和56.21%、Pb品位和回收率分别为52.64%和87.52%的银铅精矿,Ag品位和回收率分别为1 496.8 g/t和11.50%、Zn品位和回收率分别为45.28%和65.20%的锌精矿。同时可看出,自主研发的新型捕收剂XYS-1对本矿石具有较好的适用性。研究结果为低品位银铅锌多金属矿的开发利用提供了新的思路和借鉴。     

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。