CO还原焙烧铁酸锌的选择性分解行为

为了将锌焙砂中铁酸锌选择性地分解为Zn O和Fe_3O_4,研究在CO还原焙烧过程中铁酸锌的分解行为。采用HSC和Factsage软件计算铁酸锌在CO还原气氛下分解的热力学基础,再通过回转窑焙烧试验考察还原焙烧条件对铁酸锌分解行为的影响。结果表明:在适宜的温度和气氛下锌焙砂中的铁酸锌能选择性转化为Zn O和Fe_3O_4,CO浓度、p(CO)/p(CO+CO_2)值、焙烧温度和时间是影响铁酸锌分解的主要因素,提高焙烧温度、延长时间、增加CO浓度和分压有利于铁酸锌的分解,也会促进Fe O的生成;在最佳条件下,铁酸锌的分解率近70%,且过还原不严重。经XRD和SEM/EDS分析,产物主要以Zn O、Fe_3O_4、Zn S和Zn_2Si O_4为主,且颗粒粒度较小、疏松多孔及互相包裹严重。     

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。     

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。     

低品位红土镍矿还原-磁选镍铁的实验研究

利用碳还原-磁选工艺回收低品位红土镍矿中的铁和镍。在对矿物成分、物相分析的基础之上,考察还原反应温度、配碳比(C/O)、助熔剂的添加量(Ca O%)和还原时间等因素对Fe、Ni回收的影响,结果表明,还原反应温度1 375℃、配碳比(C/O)0.8、助熔剂的添加量(Ca O%)12%、还原时间300 min的条件下,低品位红土镍矿中镍和铁的回收率分别为99.47%和97.54%,同时尾矿中Ni、Cr含量低于0.04%。     

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。     

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。     

CO还原Fe_2O_3-NiO复合物形成Fe-Ni合金的非等温还原动力学(英文)

研究采用CO还原不同比例Fe2O3-NiO复合物的非等温还原动力学及机理。结果表明:随着NiO含量的增加,样品的还原程度不断提高,NiO的存在提高氧化铁还原率。在还原开始阶段,NiO优先被还原,Ni作为催化剂可以提高氧化铁的还原率。NiO含量的增加促进镍铁相(FeNi3)的增加,但导致铁纹石相(Fe,Ni)和镍纹石相(Fe,Ni)的减少。金属镍、金属铁及镍铁合金的形成导致微观颗粒具有均匀性。在还原初始阶段,气体产物中CO浓度大于CO2浓度,然后逐渐减小,当温度在400~500°C内,Fe2O3-NiO复合物的还原速率达到最大值,成核长大模型可以揭示还原机理。在温度低于1000°C的条件下,成核长大过程是还原反应速率的限制环节。     

CO还原Fe2O3-NiO复合物形成Fe-Ni合金的非等温还原动力学（英文）

研究采用CO还原不同比例Fe2O3-NiO复合物的非等温还原动力学及机理。结果表明:随着NiO含量的增加,样品的还原程度不断提高,NiO的存在提高氧化铁还原率。在还原开始阶段,NiO优先被还原,Ni作为催化剂可以提高氧化铁的还原率。NiO含量的增加促进镍铁相(FeNi3)的增加,但导致铁纹石相(Fe,Ni)和镍纹石相(Fe,Ni)的减少。金属镍、金属铁及镍铁合金的形成导致微观颗粒具有均匀性。在还原初始阶段,气体产物中CO浓度大于CO2浓度,然后逐渐减小,当温度在400~500°C内,Fe2O3-NiO复合物的还原速率达到最大值,成核长大模型可以揭示还原机理。在温度低于1000°C的条件下,成核长大过程是还原反应速率的限制环节。     

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％.     

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％.     

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。     

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.     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用（英文）

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧-浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%-36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700-750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

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。     

氢气作用下硅镁型红土镍矿的低温还原特性

以含镍0.82%、含铁9.67%的某硅镁型红土镍矿为原料开展氢气低温还原实验研究,考察还原温度、还原时间、氢气浓度及矿物粒度对镍、铁金属化率的影响。结果表明:在还原温度为600℃、还原时间90 min及氢气浓度为60%(体积分数)的条件下,红土镍矿中镍、铁金属化率分别达到95%和42%。当矿物粒度小于380μm时,矿物粒径对镍、铁金属化率的影响并不明显。随着还原温度的升高,镍铁合金([Fe,Ni])的衍射峰呈现先增强后减弱的趋势,在600℃时达到最大。且随着温度的进一步升高,无定型含镁硅酸盐重结晶生成镁橄榄石相,阻碍镍、铁的还原。通过氢气低温还原,矿物中的氧化镍几乎完全还原,部分铁被还原为金属铁与镍形成了镍铁合金,大部分的铁被还原为铁的低价氧化物。     

国内外红土镍矿处理技术及进展

综述了国内外红土镍矿的处理现状.指出红土镍矿的开发要综合考虑矿石镍、钴含量和矿石类型的差异,以及当地燃料、水、电和化学试剂等的供应状况.现阶段回转窑干燥预还原-电炉还原熔炼工艺在红土镍矿的开发中仍占主导地位,加压酸浸法随着大型压力釜制造技术的成熟也越来越受到重视和应用.我国在红土镍矿的工程化方面很欠缺,元江贫红土镍矿的开发必须综合考虑镁的产品结构和经济利用,元石山镍矿的开发必须考虑铁的综合利用.     

添加剂氧化钙对镍渣强化还原的影响

针对铁以铁橄榄石形式存在而难以直接还原磁选回收的问题,采用在镍渣中配加CaO提升镍渣碳热还原速率及铁金属化率的技术思路。将添加剂与镍渣按比例混合并配加适量还原剂后,在高温炉中进行还原,结合热力学计算及产物特征分析结果,研究添加剂强化还原的机理及还原效果。结果表明:CaO的加入有效促进了硅酸铁的解离,强化了还原过程,还原速率加快,金属相在渣相中的形态结构发生改变,金属铁的聚集长大明显,有利于后续分离回收。随着CaO添加量由0增加到10%(质量分数),还原产物的金属化率和Fe颗粒平均粒径呈先增大后减小的趋势,FeO含量和残碳量变化规律相反。在CaO添加量为8%时,还原产物中铁的金属化率和粒径达到峰值,分别为87.25%和41.3μm。     

不锈钢酸洗污泥中Ni的回收实验研究

针对钢厂的不锈钢酸洗污泥,配置红土尾矿,并利用还原-磁选工艺以期回收其中的铁、镍、铬等金属,使得最终产物可以安全排放。主要分析了污泥及红土尾矿成分、物相;考察了还原温度、还原时间、配碳比(C/O)和污泥配入量等因素对Fe、Ni回收的影响。结果表明,反应温度1 350℃,配碳比1.0,污泥配入量为25%条件下镍和铁的收得率分别达到97.86%和96.07%。同时尾矿中Fe的质量分数为4.04%,Ni的质量分数为0.13%,Cr的质量分数为0.08%。     

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。