还原—磨选法处理澳大利亚某红土镍矿

针对澳大利亚某红土镍矿的矿物组成及比较国内外红土镍矿处理工艺,选择还原—磨选法处理该红土镍矿.固定磨选制度,研究还原温度、还原时间、还原剂配比、添加剂配比、料层厚度等因素对镍和钴直收率及其镍和钴平均品位的影响.结果表明,合适工艺条件:原料粒度-121+96mm,还原剂配比5.0％、添加剂配比5.0％,均匀混合,制成约15 mm×15 mm×20 mm球团,烘干,还原温度1 250℃,料层厚度40 mm,还原时间30 min;还原后通保护气氛冷却到室温,粉碎,进行磨选,矿浆浓度60％,球磨时间2.0 h,采用100kA/m磁场强度磁选,磁选精矿再重选.在此工艺条件下,镍和钴的直收率分别达到88.29％和86.09％,镍钴合金粉末中镍和钴平均品位分别为9.92％和0.96％.     

还原-磨选法处理澳大利亚某红土镍矿

针对澳大利亚某红土镍矿的矿物组成及比较国内外红土镍矿处理工艺,选择还原—磨选法处理该红土镍矿。固定磨选制度,研究还原温度、还原时间、还原剂配比、添加剂配比、料层厚度等因素对镍和钴直收率及其镍和钴平均品位的影响。结果表明,合适工艺条件:原料粒度-121+96mm、还原剂配比5.0%、添加剂配比5.0%,均匀混合,制成约15 mm×15 mm×20 mm球团,烘干,还原温度1 250℃,料层厚度40 mm,还原时间30 min;还原后通保护气氛冷却到室温,粉碎,进行磨选,矿浆浓度60%,球磨时间2.0 h,采用100 kA/m磁场强度磁选,磁选精矿再重选。在此工艺条件下,镍和钴的直收率分别达到88.29%和86.09%,镍钴合金粉末中镍和钴平均品位分别为9.92%和0.96%。     

硫化钠对硅镁型红土镍矿气基还原焙烧的影响

镍是一种重要的战略金属,随着优质硫化镍矿日益匮乏,资源丰富的红土镍矿成为重要的提镍原料。本文以红土镍矿为研究对象,甲烷为还原剂,硫化钠为添加剂,考察了还原温度、甲烷浓度、还原时间及添加剂用量对镍、铁金属化率的影响,并通过扫描电子显微镜与能量色散光谱(SEM-EDS)分析对还原产物中镍铁的聚集情况进行了研究。结果表明：在还原温度900℃、还原时间60min、甲烷浓度20％、硫化钠添加量10％的条件下,还原产物中的镍、铁金属化率可分别达到89.05％、5.10％。硫化钠的加入促进了镍铁颗粒的聚集长大,有利于镍铁颗粒与杂质的分离,同时生成的FeS抑制了铁的深度还原,实现了镍的选择性还原。     

印度尼西亚某红土镍矿还原焙烧-磁选试验

印度尼西亚某低品位红土镍矿含镍1.57%、含铁21.67%,其中镍主要以硅酸镍形式存在。为将该矿石的镍含量提高到6%以上以符合印度尼西亚政府对出口红土镍矿的规定,以硫酸钠和碳酸钠为助熔剂,进行了还原焙烧-弱磁选试验。试验结果表明,当煤用量为25%、硫酸钠+碳酸钠的配比和总用量分别为3∶1和20%、焙烧温度为1 200 ℃、焙烧时间为60 min、磨矿细度为-0.074 mm占85%、磁场强度为96 kA/m时,可获得产率为22.06%、镍品位为6.05%、镍回收率为85.03%、铁品位为65.74%、铁回收率为66.92%的镍铁精矿,其镍品位超过印度尼西亚出口红土镍矿的品位下限。     

红土镍矿熔融还原制备镍铁研究

以红土镍矿为主要原料, 通过熔融还原制备镍铁颗粒, 研究了熔分温度、还原时间、配碳量等因素对还原熔分过程的影响。结果表明, 最佳熔融还原实验条件为:熔分温度1450 ℃, 恒温时间60 min, C/O比1.4, 生石灰配加量10%, 此时得到镍铁颗粒铁含量87.01%, 镍含量7.82%。经高温熔化和还原反应后, 铁镍合金在渣相中不断聚集长大, 最后完成富集; 残渣主要以钙和镁的硅酸盐化合物形式存在。熔分出的镍、铁主要以镍铁合金形式存在, 并含有一定量的FeC和FeNiCS固溶体。     

腐殖型红土镍矿还原焙烧—磁选半工业试验

为进一步探究还原焙烧—弱磁选富集工艺处理红土镍矿的试验效果及可行性,在实验室小型试验基础上,在44 m推板烧结窑上进行了还原焙烧半工业试验。结果表明,焙烧温度为1 150℃左右,焙烧时间为90 min,煤配比为20%,助溶剂组分元明粉、苏打、硼砂配比为6∶2∶1、用量为22.5%,还原产品磨矿细度为-0.074 mm占85%,弱磁选磁场强度为80 kA/m情况下,可获得含Ni 6.39%、回收率73.84%,含Fe 77.72%、回收率64.24%的镍铁精矿。该镍铁精矿可作为产品直接出售,也可进一步精炼为高品位镍铁合金,实现了该腐殖型红土镍矿的有效利用。     

镁质红土镍矿焙烧-磁选的因素影响规律

还原焙烧-磁选是处理镁质红土镍矿的常用工艺,为考察还原焙烧-磁选过程中各因素对镍分选效果的影响规律,研究以青海某低品位镁质红土镍矿为原料,采用正交试验方法进行试验,并对正交试验结果进行了极差和方差分析.结果表明,料层厚度和磁场强度是影响还原焙烧-磁选镍粗精矿产率及回收率的显著因素,而焙烧温度、焙烧时间以及还原剂用量是影响还原焙烧-磁选镍粗精矿产率及回收率的不显著因素.还原焙烧-磁选分选镍的粗选作业最优条件为:还原剂用量为5%、还原温度为800℃、料层厚度为10mm、还原时间为30min、磁场强度为200kA/m,在此条件下,可获得产率22.88%、回收率38.99%的镍粗精矿.研究对镁质红土镍矿现场生产具有重要的参考意义.     

红土镍矿深度还原-磁选试验研究

采用深度还原-弱磁-强磁工艺对低品位红土镍矿进行了开发利用研究,重点研究了深度还原合适的温度、还原时间、配碳系数、料层厚度、强磁精矿返回量等参数。研究表明,适宜的深度还原条件为：还原温度1 275 ℃、还原时间50 min、配碳系数2.5、料层厚度25 mm、强磁精矿返回量占原矿量的25%,还原产物经弱磁选（场强为130 kA/m）,可获得镍、铁品位分别为6.96%、34.74%,镍、铁总回收率分别为94.06%、80.44%的优质镍铁精矿产品;同时富含大量细小镍铁颗粒的强磁精矿是红土镍矿深度还原的优质成核剂。     

煤种对红土镍矿直接还原焙烧—磁选的影响

以三种煤为还原剂,研究了不同煤种对镍红土矿还原焙烧—磁选的影响,结果表明,煤的种类对还原过程有较大影响,石煤为还原剂时,镍铁精矿中可获得较高的镍品位和回收率,而铁的品位和回收率较低,可以实现镍的选择性还原。确定的最佳工艺条件为石煤作还原剂,用量为5%,IN为助熔剂,用量为15%,焙烧温度为1250℃,焙烧时间为40min。在此条件下可以得到镍品位8.97%、镍回收率82.64%的镍铁精矿。     

不同烟煤还原红土镍矿的研究

以含Ni 1.83%, Fe 15.25%的红土镍矿为研究对象, 采用3种烟煤为还原剂, 进行了红土镍矿回转窑焙烧预还原实验, 研究了煤种、用量及粒度对镍矿预还原的影响。结果表明: 增加烟煤用量可以提高镍、铁预还原率; 固定碳相同的烟煤, 挥发分越高, 镍矿还原效果越好; 增大烟煤粒度, 镍、铁的预还原率呈下降趋势, 但对于挥发分较高的烟煤, 适当增加大粒度比例, 可以促进镍矿的预还原。确定了最佳工艺条件为: 以烟煤C为还原剂, 烟煤粒度-10 mm, 镍矿/烟煤质量比为100∶5, 此条件下, 铁金属化率和镍预还原率分别为4.53%和80.64%。     

红土矿含碳球团还原富集镍铁的工艺研究

为了解决低品位红土镍矿的合理利用问题, 以活性炭粉为还原剂, 采用直接还原富集-磁选分离技术, 将矿石中的镍和铁直接还原制成金属镍和铁, 并通过磁选分离使其得到富集。研究确定了最佳工艺条件为: 配炭量4%、还原温度1 350 ℃、焙烧时间120 min。此条件下, 镍和铁的回收率分别为87.6%和95.3%。     

低品质红土镍矿选择性还原-磁选制备镍铁合金

以TFe品位21.70%、Ni品位1.92%的低品位红土镍矿为原料,采用回转窑选择性还原-磁选工艺制备镍铁合金,研究了还原温度、磨矿方式以及磁场强度对镍铁回收率的影响。结果表明,适宜的工艺参数为: 还原温度1150 ℃、细磨(磨矿时间3 min)、磁场强度150 mT,此条件下所得镍铁合金中镍品位7.26%、镍回收率96.06%、铁品位85.15%、铁回收率89.23%,实现了低品位红土镍矿中铁、镍高效回收利用,并且镍铁中碳、磷和硫含量均在要求范围内。     

红土镍矿酸浸渣综合利用进展

近年来随着不锈钢及新能源用镍需求的增长,红土镍矿湿法提镍工艺得到更多应用,相应的红土镍矿酸浸渣堆存量也迅速增加,对此类固废进行科学消纳和资源综合利用迫在眉睫。针对红土镍矿酸浸渣有害元素硫、有价金属铁含量高的特点进行综合利用新技术、新装备研究对红土镍矿湿法冶金工业的持续发展具有重要的理论和现实意义。本文主要介绍红土镍矿酸浸渣的湿法冶金形成过程及其成分组成和物理化学性质,较为系统地梳理了红土镍矿酸浸渣在尾矿坝堆积、地下压滤回填和深海填埋等直接处理方法,提取利用铁、铬、铝、稀土等有价金属资源,消纳制备硅藻土、陶粒、矿物纤维等建筑材料、制备锂电池电极、沸石等高附加值材料综合利用技术上的研究进展,展望了红土镍矿酸浸渣流态化降硫提铁技术及装备的发展前景。     

The effect of sodium sulphate on the hydrogen reduction process of nickel laterite ore

A series of nickel laterite ores with different calculated amounts of anhydrous sodium sulphate were prepared by physical blending or sodium sulphate solution impregnation. The reduction of the prepared nickel laterite ore by H₂ was carried out in a fluidised-bed reactor with provisions for temperature and agitation control, and the magnetic separation of the reduced ore was performed using a Davis tube magnetic separator. The mineralogical properties of the raw laterite ore, reduced ore and magnetic concentrate were characterised using ICP, TG–DSC, N₂ adsorption, X-ray diffraction and optical microscopy. The catalytic activity of sodium sulphate was also studied by using Hydrogen temperature-programed reduction. The experimental results indicate that Na₂SO₄ could overcome the kinetic problems faced by the laterite ore and that it exhibited noticeable catalytic activity only if the temperature reached at least 750 °C. This high temperature accelerated the crystal phase transition of the silicate minerals and increased the utilisation of H₂. In comparing the results from the two different methods for adding Na₂SO₄, the nickel content and recovery of the magnetic concentrate were increased by using the impregnation method rather than the physical blending method and the increasing amount of sodium sulphate assisted in the further beneficiation of nickel. The partial pressure of H₂ and the reducing time also affected the reduction process of the iron oxides. The results of the microscopic study indicated that the formation of a Fe–S solid solution, which was derived from the SO₂ sulphide reduction of FeO, was conducive to mass transfer and accelerated the coalescence of metallic ferronickel particles. For the nickel laterite ore, under the synergistic effect of sodium sulphate and hydrogen, a nickel content and nickel recovery of 6.38% and 91.07% were obtained, respectively, with high product selectivity.     

The reduction of nickel from low-grade nickel laterite ore using a solid-state deoxidisation method

The reduction of nickel from low-grade nickel laterite ore using a solid-state deoxidisation method was studied. The effects of temperature, time, reductant type and CaO content on the conversion percentage of the total nickel to metallic nickel (α_Ni) in the nickel laterite ore reduction process were investigated. The results showed that α_Ni was strongly influenced by the reaction temperature in both gas–solid and solid–solid reduction processes, and a higher temperature was more favourable for nickel reduction. Because the reduction mechanism of nickel laterite ore (NiO + CO → CO₂ + Ni) is indirect, a higher α_Ni (>80%) can be obtained by increasing the CO and anthracite content. In the gas–solid reduction process, a longer reaction time favoured nickel reduction, and the conversion percentage decreased when a gaseous reductant was used at 850 °C because of phase transformation. In the solid–solid reduction process, the conversion percentage of the total nickel to metallic nickel first increased and then decreased with increasing reduction time and CaO content. In both reduction processes, taenite was found by XRD in the reduced ore because of iron oxide reduction and metallic nickel formation. SEM revealed that the nickel laterite ore was transformed from large granular and sandwich structures to small granular and flocculent structures during the reduction process.     

红土镍矿烧结工艺试验研究

通过采用5 m回转窑对五级旋风脱水干燥处理后的红土镍矿进行烧结工艺研究,考察烧结温度、进料速度、焦矿比及烧结时间对红土镍矿烧结率的影响。在小型条件探索试验基础上,确定出试验条件,对脱水后的粉状红土镍矿进行烧结焙烧试验,所得烧结工艺参数优化结果为:实现烧结率最佳烧结点温度值1030℃;进料速度100 kg/h;焦矿比5%;红土镍矿相对烧结率可达85%,此试验研究结果表明,利用回转窑进行粉状红土镍矿烧结工艺是可行的,对以粉状红土镍矿作原料,采用交直流电弧炉熔炼镍铁合金行业具有很大的推广应用价值。     

红土镍矿烧结原料制备工艺研究

针对镍铁生产中的红土镍矿原料制备系统,笔者对其典型设计方法进行了研究分析,比较了高炉(BF)与回转窑-电炉法(RKEF)两种生产工艺中烧结原料系统的设计方法,提出了原料制备系统的设计对于保证产品质量、提高生产效益、节能降耗和清洁生产具有的重要意义。