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％.     

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。     

红土镍矿深度还原-磁选工艺富集镍和铁（英文）

提出采用"深度还原-磁选"工艺从红土镍矿中富集镍和铁。结果表明,在还原温度1275℃、还原时间50 min、渣相碱度1.0、配碳系数2.5和磁场强度72 kA/m的条件下,可得到镍品位为6.96%、回收率为94.06%和铁品位为34.74%、回收率为80.44%的镍铁精矿产品。分析表明,还原温度和时间影响深度还原发生的可能性及反应进度,渣相碱度影响炉料中渣的组成及镍铁元素从基体中溢出富集形成镍铁颗粒的速度,深度还原反应过程中镍铁颗粒生成、聚集并逐渐长大,经磁选后可有效促进镍铁矿物与脉石矿物分离。     

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。     

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.     

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。     

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。     

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。     

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。     

Transformation and leaching kinetics of silicon from low-grade nickel laterite ore by pre-roasting and alkaline leaching process

The mineralogical phase transformation of a low-grade nickel laterite ore during pre-roasting process and the extraction of silicon during alkaline leaching process were investigated. The results indicate that the reaction activity of nickel ores is effectively improved by pre-roasting at 650 °C for 2 h, because of the transformation of lizardite into magnesium olivine and protoenstatite. When finely ground ore samples (44–61 μm) pre-roasted firstly react with sodium hydroxide solution (60 g/L) with a solid/liquid ratio of 1:5 at 140 °C for 120 min, the extraction of silicon can reach 89.89%, and the other valuable elements of magnesium, iron and nickel are accumulated in the solid residues. The leaching kinetics of nickel laterite ore can be described successfully by the diffusion through the product layer control model. The activation energy is calculated to be 11.63 kJ/mol and the kinetics equation can be expressed as 1–3(1–x)^2/3+2(1–x)=13.53×10^?2exp[–11.63/(RT)]t.     

Microwave assisted atmospheric acid leaching of nickel from laterite ore

The recovery of nickel from laterite ore with sulphuric acid under the effect of microwave irradiation was studied.The experimental results indicated that the extraction rate of nickel was influenced by reaction time,sulphuric acid concentration,and temperature,especially by microwave power.The results obtained from the experiments of orthogonal arrays showed that the optimum conditions of sulphuric acid concentration,reaction time,microwave power,and temperature were 25 vol.%,1.5 h,600 W,and 90°C,respectively.Under the optimal conditions,the nickel recovery could reach approximately 90.8%,which was higher than that obtained by conventional water bath heating.Kinetic experiments showed that the leaching of nickel in a sulphuric acid medium was controlled by chemical reaction occurring on the surface of laterite ore.The apparent activation energy was 38.9 kJ/mol.Microwave heating technology is efficient,clean,and easy to control and facilitate continuous processing of materials.     

Phase transformation in reductive roasting of laterite ore with microwave heating

Selective reduction of laterite ores followed by acid leaching is a promising method to recover nickel and cobalt metal, leaving leaching residue as a suitable iron resource. The phase transformation in reduction process with microwave heating was investigated by XRD and the reduction degree of iron was analyzed by chemical method. The results show that the laterite samples mixed with active carbon couple well with microwave and the temperature can reach approximate 1000 ℃ in 6.5 min. The reduction degree of iron is controlled by both the reductive agent content and the microwave heating time, and the reduction follows Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe sequence. Sulphuric acid leaching test reveals that the recoveries of nickel and iron increase with the iron reduction degree. By properly controlling the reduction degree of iron at 60% around, the nickel recovery can reach about 90% and iron recovery is less than 30%.     

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％.