红土镍矿脱水机理及还原过程动力学

研究红土镍矿的脱水机理及还原过程动力学。结果表明,红土镍矿在升温过程中主要进行自由水的脱除、针铁矿的分解、高岭石及蛇纹石的脱羟基反应和蛇纹石类矿物的第二段脱羟基反应;红土镍矿还原过程可分为3个阶段,第一阶段的控速环节是化学反应,预焙烧和未焙烧红土镍矿的活化能分别为90.21和63.12 kJ/mol;第二阶段和第三阶段控速环节是扩散,红土镍矿的活化能逐渐增大。     

低品位红土镍矿预焙烧-碱浸过程中硅的转化和浸出动力学（英文）

研究低品位红土镍矿预焙烧过程矿相的转化和碱浸过程硅的提取。结果表明,红土镍矿经650°C预焙烧2 h,由于利蛇纹石转化为镁橄榄石和原顽辉石使得矿物的活性显著提高,当磨细矿样(44~61μm)经预焙烧后,与氢氧化钠溶液(60 g/L)按照1:5的固液比混合在140°C浸出120 min,硅的提取率可达到89.89%,镁、铁、镍等有价元素在固体渣中得到富集。红土镍矿的浸出动力学可由扩散通过产物层控制模型来描述,计算得到过程的活化能为11.63 k J/mol,动力学方程为1-3(1-x)~(2/3)+2(1-x)=13.53×10~(-2)exp[-11.63/(RT)]t。     

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。     

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。     

Na2CO3对红土镍矿的H2还原影响规律与作用机理

以红土镍矿为研究对象,重点考察添加Na₂CO₃对红土镍矿的H₂还原影响规律。对还原焙烧矿物采用X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)和热重-质谱联用(TG-MS)等技术进行表征。结果表明：在还原温度为1000℃,还原时间为90 min,H₂浓度为45%(体积分数),Na₂CO₃的添加量为15%(质量分数)时,可得镍品位为3.02%、镍回收率96.75%的精矿。Na₂CO₃对红土镍矿的修饰作用机理的本质为,Na₂CO₃中的Na+通过与红土镍矿中的Mg-Si-O以及Ni-Mg-O体系发生反应,取代全部Ni2+以及部分Mg²⁺,从而破坏硅镍酸盐及硅镁酸盐的结构,进而使赋存于硅酸盐类中的镍元素被释放出来,有利于后续镍的富集提取。     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程

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。     

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。     

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…     

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。     

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.     

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。     

从低品位红土镍矿中湿法提取制备氧化物的试验研究

在分析低品位红土镍矿成分、物相的基础上,提出一种利用硫酸对红土矿在常压下湿法浸出、分级沉积金属元素并获得高附加值氧化物的方法。利用XRF、XRD和SEM-EDS等表征手段,确定浸出过程中产物的成分,并分析各级产物的物相及尺寸。试验证明,综合回收利用低品位红土镍矿中的多种有价金属,实现从矿物中直接制备纳米粉末是可行的。     

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.     

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。     

Na_2SO_4在高铁低镍型红土镍矿选择性还原焙烧中的作用机理

在较大Na_2SO_4用量范围内,研究Na_2SO_4对高铁低镍型红土镍矿选择性还原焙烧的作用机理。结果表明:Na_2SO_4的作用随其用量变化有本质的区别;随其用量增加,磁选镍铁产品中镍的品位和回收率以及镍铁回收率差均先提高后降低,而铁产率和回收率则是先降低后升高;当Na_2SO_4用量为5%时,选择性还原效果最佳;Na_2SO_4会损耗煤中的固定碳,减弱还原气氛,使试样中的铁矿物还原为不具磁性的FeO;而当Na_2SO_4过量时,会导致部分铁矿物还原为含镁磁铁矿,造成铁回收率呈现先降低后提高的变化规律,同时过量的Na_2SO_4还会生成多余的Na2S,与焙烧体系中的NiO和FeO发生反应生成NiS和FeS,二者混熔生成(Ni,Fe)S,导致镍的品位和回收率都降低。     

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％.     

碳热还原法从红土镍矿中提取金属镁的研究

采用了HSC chemistry 5.0热力学分析软件、XRD、SEM及EDS等方法与手段,对碳热还原法从红土镍矿中提取金属镁过程进行了热力学分析及实验研究。研究结果显示,碳热还原提取金属镁过程主要由Mg2SiO4、Fe2O3、MgSiO3、MgFe2O4及少量NiO等参与反应。热力学研究表明,常压下MgFe2O4、Mg2SiO4与MgSiO3碳热还原生成金属镁蒸汽的初始温度在1373～2073K,Fe2O3、NiO碳热还原生成金属铁、镍的初始温度分别为923K、723K;在真空压力为10Pa时,MgFe2O4、Mg2SiO4与MgSiO3碳热还原生成金属镁蒸汽的初始温度均在923～1323K,Fe2O3、NiO碳热还原生成金属铁、镍的初始温度分别为673K、523K。试验结果表明,碳热还原法从红土镍矿提取金属镁过程是可行的,冷凝物含金属镁的平均含量达98.5%以上。     

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%。     

相转变过程对红土镍矿氯化离析的影响

在氯化剂CaCl2·2H2O的加入量为原矿质量的8％（以氯计）、还原剂焦炭加入量为原矿质量的6％及升温速率为5℃/min的条件下,对菲律宾红土镍矿进行氯化离析;采用TG-DTA和XRD研究菲律宾红土镍矿氯化离析升温至1 000℃及冷却过程中的物相转变.结果表明:红土镍矿中的氧化亚铁在700℃开始进入蛇纹石中,形成富铁橄榄石相,破坏蛇纹石的晶格结构,提高镍的活性,有利于镍的氯化和离析;而氯化剂所释放的氯成为铁迁移的媒介;冷却过程中物相没有发生明显变化.当生料中Fe3O4的加入量为原矿的10％（质量分数）时,精矿中镍的品位达到13.14％,回收率达到80.12％,比未加Fe3O4时的回收率提高了约10％.