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相似文献
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1.
基于红土镍矿回转窑-电炉熔炼生产镍铁工艺,研究了混合煤配比对回转窑预还原以及配碳量和温度对电炉熔炼的影响。实验结果表明,回转窑预还原用70%无烟煤+30%烟煤的煤粉作还原剂,预还原样再配入含碳5%的还原煤在1550℃温度下电炉熔炼,产出的镍铁含镍23.13%,镍回收率为95.21%,铁回收率为91.97%。  相似文献   

2.
回转窑-电炉法(RKEF)是国内外处理红土镍矿先进的工艺方法。通过对回转窑-电炉法处理镍红土矿过程中回转窑烟尘产生机理的研究,以及烟尘产生的控制和烟尘制粒回收的一系列中试试验,得出减少回转窑设备烟尘逸出的有效方法及烟尘回收利用的方法。  相似文献   

3.
以红土矿为实验原料,采用还原炉一热天平减重法,研究预还原温度、时间、气氛及石灰加入量对红土矿预还原焙烧过程中镍预还原率的影响。并用原子吸收光谱法分析得出红土矿中镍的预还原率。结果表明,在回转窑预还原焙烧工艺中最佳的工艺条件为:预还原温度为950℃、预还原时间为80min、预配焦炭为红土矿量的2.3%、石灰加入量为理论计算所需量的35%~50%。  相似文献   

4.
秦丽娟  赵景富  孙镇  郑鹏 《有色矿冶》2012,28(2):34-36,39
介绍了世界先进的镍红土矿火法冶炼RKEF法,对其工艺流程进行了详细的说明,对电炉和回转窑等主要设备的作用、工作原理进行了分析,以世界范围内先进RKEF法工厂的操作参数为依据对电炉和回转窑的现状和发展进行了分析.还对近年来出现的新熔炼工艺进行了探讨.  相似文献   

5.
一、前言第十四冶炼厂1号电炉自投入生产以来,处理的炉料均系经回转窑干燥后含水份3~5%的粉矿。1964年11月,1号隧道窑建成生产后,才开始处理部分粒矿。尽管电炉处理粒矿的时间很短,但已显示了它的显著优越性。炉料经制粒干燥后,物理化学性质均得到一定改善,在同样负荷下,电炉生产能力较处理粉矿时提高15~18%,单位电耗相应降低18~19%;由于粒矿的透气性较好,能在炉内形成比较稳定的料  相似文献   

6.
正某镍铁厂建设项目是一个大型冶炼红土矿生产镍铁项目,采用国际广泛应用的RKEF工艺流程,即回转窑焙烧-电炉熔炼流程,项目设计处理红土矿约123万吨/年,年产镍铁含镍品位25%以上的镍铁约8.5万吨,采用两条同等规模的回转窑焙烧-电炉熔炼镍铁生产线,项目关键环节之一的焙烧还原环节选用Φ5.5×115m大型焙烧回转窑为目前国内最大的红土矿冶炼回转窑。本文介绍了该窑的焙烧还原工艺及构成,重点阐述回转窑的筑炉方法。  相似文献   

7.
依据物料平衡、热平衡和盖斯定律,计算了冶炼低硅镍铁合金的吨产品理论电耗及生产成本。计算结果表明,炉料在500℃、600℃和700℃人炉时,相对于冷装时吨产品理论电耗分别降低17.3%、21.3%和25.4%。说明炉料热装的节能空间很大,对降低镍铁合金冶炼能耗可起重要作用。在镍铁合金冶炼工艺上,采用回转窑一电炉流程具有降低成本的优势。  相似文献   

8.
红土镍矿还原焙烧-磁选试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
论述了采用还原焙烧-磁选工艺处理含镍1.66%、全铁13.0%的红土矿。考察了配煤量、焙烧温度和焙烧时间对焙烧球团铁、镍品位及铁金属化率的影响;当焙烧温度达到1 350℃时出现粒铁。磁选结果表明,粒铁的生成有利于磁选精矿中铁、镍品位的提高,磨矿粒度越细,磁选效果越好。试验结果达到镍质量分数(含量)6.56%、全铁51.60%。  相似文献   

9.
镍红土矿浸出液沉镍实验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
舒方霞  丛自范  刘岩 《有色矿冶》2011,(5):21-22,37
对镍红土矿浸出液沉镍工艺进行了研究.实验主要考察了NaOH加入量、沉淀时间、沉淀温度等因素对沉镍效果的影响.研究结果表明,往浸出液中加入50 mL浓度为5%的NaOH水溶液,控制反应温度在60℃,沉镍1h,镍沉淀率可达99.7%以上,沉淀物镍渣中含镍率可达25%以上,含镁率在10%左右.  相似文献   

10.
一、绪言采用回转窑-电炉工艺方法从氧化镍矿石生产镍铁时,由于使用的镍矿石镍的品位低(一般仅为2.2~2.5%),故熔炼产出的炉渣数量颇大,每生产1吨镍大约能产出30吨左右的渣。此炉渣是在1500~1600℃熔融状态时出炉的。过去是利用干式地坑方法,或者是水碎  相似文献   

11.
红土镍矿的低温还原热力学和低温还原动力学研究表明,在1 350℃左右半熔融状态下可以得到镍铁合金颗粒。利用微波内加热和选择性加热的特点,能够明显改善加热效率和渗碳效果,促进弥散在炉渣中的镍铁粉聚集长大成镍铁颗粒。在此基础上研发出红土镍矿低温还原+微波冶炼镍铁新技术,并建成了世界上第一条新技术示范生产线。与RK-EF工艺相比,新技术取消了后续的电炉熔炼工艺,使冶炼温度降低了250℃左右,电耗降低45%以上。新技术实现了高效率、低能耗、环保及低成本生产镍铁合金。  相似文献   

12.
红土镍矿有价金属含量低,在获得镍铁合金的同时要产生大量废渣、消耗大量电能,节能降耗已是必经之路。在矿热电炉上安装智能低压综合节电装置可以大大降低短网感抗、提高功率因数、提高冶炼效率、降低能耗及增加产能。开展这项节能技术,对红土镍矿电炉火法冶金行业具有一定的指导意义。  相似文献   

13.
通过对镍铁冶炼生产工艺中物质流和能量流平衡过程研究,获得了镍铁冶炼工艺中各个环节热量的利用率和损耗情况,以及红土矿、还原剂和熔剂在各部分中反应率,并分析了红土矿和镍铁合金中Ni含量对炉渣中镍铁成分的影响.构建针对镍铁冶炼工艺系统的总体物质流和能量流计算模型,在保证系统总体计算模型的前提下,又具有协同各子工艺系统的物质流和能量流计算模型的功能.依据各子工艺系统中物质流和能量流的关联性,计算烟气和炉气的利用率及热量损失,并利用VB软件对冶炼工艺流程计算软件进行开发.   相似文献   

14.
红土镍矿电炉熔炼提取镍铁合金的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用电炉直接还原熔炼工艺从红土镍矿中提取镍铁合金,研究了还原剂(焦粉)和熔剂(石灰石)配比对合金中镍品位、金属回收率及硫、磷在渣和合金中分配比(LS,LP)的影响及行为。综合考虑镍铁合金中镍的品位和金属回收率,试验确定了最佳熔炼条件:焦粉配比11%,熔剂配比11%。在最佳条件下,合金中镍品位为22.8%,镍回收率达97.6%,LS,LP分别为0.024和0.145。  相似文献   

15.
详细介绍了大型72 000 kVA矿热电炉冶炼镍铁的生产工艺——回转窑-电炉熔炼(RKEF)工艺。该工艺是处理红土镍矿生产镍铁的主流工艺,可有选择地进行脱硫、脱硅、脱碳和脱磷,采用镍铁精炼新工艺对粗镍铁金属液进行喷吹和升温,得到满足不锈钢生产所需的合格镍铁原料,具有一定的推广应用前景。  相似文献   

16.
红土镍矿处理工艺现状及研究进展   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
对红土镍矿回转窑干燥-电炉还原熔炼、回转窑直接还原生产镍铁、还原—硫化熔炼生产镍锍等典型火法工艺以及还原焙烧—氨浸、加压酸浸等湿法工艺综合回收镍、钴进行了比较,并对微生物浸出、微波辅助矿物改型、氯化离析、焙烧改善矿物结构后再行浸出、直接还原制备镍铁及剩余组分制备胶凝材料的耦合技术等新工艺进行了分析。  相似文献   

17.
李涛 《铁合金》2013,(6):13-16
为提高金属回收率和镍的品位,通过对两种红土镍矿进行化学成分的测定和X射线衍射分析确定了镍矿的化学成分和矿物组成,使用两种红土镍矿按照1∶1的比例进行混合,在实验室条件下进行单因素试验,考察熔炼温度、煤粉配比和渣型对红土镍矿还原熔炼的影响.综合考虑金属回收率和镍品位,确定最佳还原熔炼条件:配加5%煤粉和10%石灰石,在1 550℃下熔炼50 min,在最优试验条件下,镍、铁的回收率分别为96.95%和85.15%,镍的品位达到21.89%,所得镍铁合金质量可以满足生产要求.  相似文献   

18.
于浩博  姜鑫  高强健  王学斌  梁栋  沈峰满 《钢铁》2020,55(11):10-15
 红土镍矿是生产镍铁合金的主要原料之一,其碳热还原后的镍铁金属颗粒尺寸对后期磁选分离至关重要。基于此,进行了红土镍矿在高料层条件下的碳热还原试验研究,考察了还原温度、时间及添加剂CaO等对还原后镍铁金属颗粒尺寸的影响规律和作用机理。试验结果表明,在配碳量C/O(质量比)为1.0、还原温度为1400 ℃、还原时间为45 min的条件下,还原效果最佳,还原后大于40 μm的金属颗粒约占70%,最大颗粒约为100 μm。对该还原条件下得到的金属化球团进行磁选分离可得到镍铁合金,基本可以将金属镍回收。研究结果可为红土镍矿碳热还原工艺的应用提供操作参数和理论依据。  相似文献   

19.
红土镍矿处理工艺探讨   总被引:21,自引:0,他引:21  
李小明  唐琳  刘仕良 《铁合金》2007,38(4):24-28
随着硫化矿资源的日益匮乏,镍产量的扩大将主要来源于红土矿.红土镍矿的典型处理工艺有湿法和火法之分,湿法工艺适于处理褐铁矿,火法工艺适于处理硅镁镍矿.我国虽有一定量的红土镍矿,但品位较低.国内进口的菲律宾红土镍矿是典型硅镁镍矿,将其先采用回转窑干燥脱水及焙烧,然后采用电炉还原熔炼镍铁具有广阔的前景.  相似文献   

20.
The nickel of most lateritic ores is extracted as a FeNi alloy containing a certain amount of cobalt. The utilization of this ferroalloy is effectively limited to the fabrication of stainless steels, which absorbs about 40 pct of the total nickel consumption. The production of electrolytic nickel from ferronickel is feasible, but it requires anodes made of alloy enriched to at least 80 pct Ni. Such enrichment is complicated by the simultaneous oxidation of nickel during the slagging of iron, which accelerates as the iron is depleted and becomes prohibitive for an alloy with more than 60 pct Ni. A simple and economical upgrading of ferronickel up to 90 pct Ni is proposed by a two-stage converting with oxygen, under simultaneous addition of nickeliferous laterite. Nickel losses are effectively restricted by the two-stage operation. The rich slags of the second stage, produced in contact with an alloy of more than 60 pct Ni, are recycled in liquid state into the empty first stage converter. The subsequent addition of the low grade liquid metal into the first stage converter “washes” the rich slags and reduces their nickel content. The slags of the first stage, produced in contact with low grade alloys, contain little nickel and are discarded. The overall nickel loss is considerably reduced by blowing in short blows with intermediate slag skimmings. The addition of the lateritic ore, during converting, achieves a very satisfactory and inexpensive temperature control, substitutes as a flux, and introduces nickel and oxygen to the process at a very minimal cost. The heat evolved during the oxidation of the iron in the molten alloy is effectively utilized for the smelting of the laterite added.  相似文献   

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