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。     

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％.     

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。     

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%。     

从拜耳法赤泥中回收铁的试验研究

赤泥是铝工业生产过程中的废渣,以拜耳法赤泥为原料,通过还原焙烧-磁选试验回收赤泥中的铁。该赤泥中铁的含量25.55%,并其主要的存在形态是赤铁矿,考察了不同的焙烧温度、焙烧时间、炭粉加入量和添加剂用量等因素对实验结果的影响,得出了最佳的实验条件。在该实验条件下,经还原-磁选得到铁品位为86.35%的铁精矿,铁的回收率为87.32%,可作为海绵铁,直接用于高炉炼钢。     

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。     

蛇纹石矿物的高温相变对红土镍矿直接还原的影响

红土镍矿所含的蛇纹石矿物在焙烧过程中会出现脱羟基和重结晶等相变。选取两种不同试样进行直接还原焙烧-磁选实验,研究蛇纹石的高温相变对直接还原焙烧红土镍矿的影响。对两种红土镍矿进行热重分析、XRD衍射分析和扫描电镜分析,研究两种红土镍矿中的蛇纹石矿物在焙烧过程中相变过程的异同及其对直接还原的影响。结果表明:两种试样所含主要矿物为蛇纹石和针铁矿,其热重分析曲线相似;在焙烧过程中,试样2在较低温度下出现橄榄石相。在最终的焙烧矿物相中,与试样1相比,试样2中出现石英相;与试样2相比,试样1的蛇纹石颗粒内部在焙烧后形成较多裂隙。因此,试样2的镍回收率较低。     

钠盐对高铝褐铁矿还原焙烧铝铁分离的影响

研究钠盐对高铝褐铁矿还原焙烧过程中铝铁分离的影响。结果表明:高铝褐铁矿经还原后,铁的金属化率为87.13%,焙烧产物经磨矿磁选后,金属铁粉中铁品位和Al2O3含量分别为68.07%(质量分数)和7.94%,铁的回收率仅为19.77%;添加硫酸钠14%(质量分数)、辅助添加剂BS2.5%(质量分数)后还原高铝褐铁矿,铁的金属化率可达95.69%,焙烧产物经磨矿磁选后,金属铁粉中铁品位升高到91.3%,Al2O3含量降低为1.27%,铁的回收率达到93.64%。XRD、EDX及微观结构研究表明:未添加钠盐时,高铝褐铁矿中铁氧化物易被还原为无磁性的γ-Fe,且铁与铝、硅结合紧密,磁选分离难度大;添加的钠盐能与Al2O3和SiO2反应生成铝硅酸钠,破坏矿石结构,有利于改善高铝褐铁矿的还原效果,但在碳酸钠作用下铁晶粒较小且易与脉石矿物结合,而在硫酸钠作用下金属铁颗粒长大,与脉石矿物解离性能好,有利于铝铁分离。     

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。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

高铁铝土矿中温金属化焙烧-磁选工艺试验研究

针对山西保德高铁一水硬铝石型铝土矿的特性,对其进行中温金属化焙烧-磁选工艺试验研究。通过大量试验,研究了焙烧温度、焙烧时间、焙烧加炭量以及磨矿细度和磁场强度对结果的影响。该工艺与高温冶炼工艺相比大大降低了能耗,同时综合利用了高铁铝土矿中的铁和铝,取到了理想的结果。     

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。     

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。     

Efficient Utilization of Nickel Laterite to Produce Master Alloy

To lower the smelting temperature associated with the carbothermic reduction processing of laterite, the optimization of slag and alloy systems was investigated to enable the reduction of laterite ore in the molten state at 1723 K. The master Fe-Ni-Mo alloy was successfully produced at a lower temperature (1723 K). The liquidus of the slag decreased with the addition of oxide flux (Fe₂O₃ and CaO) and that of the ferronickel alloy decreased with the addition of Mo/MoO₃. More effective metal–slag separation was achieved at 1723 K, which reduces the smelting temperature by 100 K compared with the current electric furnace process. A small addition of Mo/MoO₃ not only decreased the melting point of ferronickel alloys but also served as a collector to aggregate the ferronickel sponges allowing them to grow larger. The FeO concentration in the slag and the nickel grade of the alloy decreased with increasing graphite reductant addition.     

Separation of silver from silver-manganese ore with cellulose as reductant

1 Introduction Silver-manganese ore has been found in Inner Mongolia, Shanxi, Hebei, Hunan and Guangxi, so it is an important silver source in China. Generally, the beneficiability of the silver in this ore is different from in other silver minerals due …     

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.     

INFLUENCE OF ADDITIVES ON SLAG－IRON SEPARATION DURING DIRECT REDUCTION OF COAL－BASE HIGH－IRON－CONTENTREDMUD

ＩＮＦＬＵＥＮＣＥＯＦＡＤＤＩＴＩＶＥＳＯＮＳＬＡＧ－ＩＲＯＮＳＥＰＡＲＡＴＩＯＮＤＵＲＩＮＧＤＩＲＥＣＴＲＥＤＵＣＴＩＯＮＯＦＣＯＡＬ－ＢＡＳＥＨＩＧＨ－ＩＲＯＮ－ＣＯＮＴＥＮＴＲＥＤＭＵＤＱｉｕＧｕａｎｚｈｏｕ；ＬｉｕＹｏｎｇｋａｎｇ；Ｊｉａｎｇ...     

Extraction of cobalt from laterite ores by citric acid in presence of ammonium bifluoride

Citric acid was used to selectively extract cobalt from limonite-type laterite ores in the presence of ammonium bifluoride. The results show that ammonium bifluoride enhances the leaching of cobalt by citric acid, and 84.5% cobalt is extracted from a laterite ore containing 0.13% Co when leached at ambient temperature for 2 h with 30 g/L citric acid and 10 g/L ammonium bifluoride. Pyrolusite is reduced by citric acid during leaching, cobalt intergrown with which is liberated and subsequently chelated by the citric acid. The extraction of cobalt is enhanced in the presence of ammonium bifluoride because the matrix of silicate minerals is destroyed by ammonium bifluoride and the adsorbed cobalt is subsequently liberated.     

柞水某地铁尾矿品位偏高机制工艺矿物学研究

采用磁选法分选柞水某地铁矿石,随着铁矿石品位逐年降低,入选矿石性质的变化,导致铁尾矿品位偏高。取最终尾矿样品,借助化学多元素分析、X射线衍射分析、铁化学物相分析、粒度分析以及单体解离度分析研究此尾矿的主要组分含量、矿物组成、铁存在的物相及含量、粒度组成及金属分布率和铁矿物的单体解离度。研究结果表明,一些没有完全单体解离的粗粒铁矿物进入尾矿中,造成此尾铁品位偏高。在磁选之前加入细筛再磨工艺,减少磁性夹杂;磁选尾矿返回磨矿作业,进行再磨再选,从而降低尾矿铁品位,提高分选指标。