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%。     

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％.     

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。     

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。     

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。     

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。     

镍铜钴分离试验研究

本研究采用还原焙烧-氨浸-溶剂萃取-磁选从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴等,重点介绍了氨浸液采用LIX984萃取分离镍、铜及钴回收试验结果,研究确定了最佳工艺条件。镍、铜的一次萃取率可达98%以上,钴沉淀率≥97%。     

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。     

镍资源利用与流化床冷态实验研究

世界在全球品位高、容易开发的硫化矿镍资源逐渐减少乃至枯竭的情况下,对镍的旺盛需求却丝毫没有减弱。因此,大家的目光投向了储量更多但是难以开发的红土镍矿。我国在循环流化床内对红土矿进行还原焙烧是一条利用红土矿的全新工艺路线,其冷态实验进行非常顺利。     

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。     

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。     

红土镍矿尾渣提金属镁的工艺研究

围绕在红土镍矿冶炼尾渣中加钙中和、加还原剂冶金提取金属镁的工艺进行研究,以初步探索解决红土镍矿冶金提取镍铁合金后的尾渣综合利用问题。通过考察冶金提取金属镁过程中的各热力学因素对提取镁效果的影响,最终确定本实验的最佳工艺条件为:以铝硅铁为还原剂,还原温度1200℃,还原时间5h,真空度为1~5 Pa,制团压力150 MPa,氧化钙过量系数为0,Ca F2添加量3%。在此条件下还原效率可达46.82%。     

气体选择性还原红土镍矿的热力学（英文）

由于硫化镍矿生产镍铁在经济和环境上不断出现的问题,采用红土镍矿生产镍铁越来越受到重视。但是红土镍矿制备镍铁的火法工艺中,在提高铁镍产品中的镍含量方面的理论研究仍存在许多不足。出于这方面的考虑,假设Fe2O3、Fe O和Fe3O4的活度为1,计算了CO2/CO、H2O/H2和CO2/H2三种气氛下选择性还原红土镍矿时,不同铁活度下铁-铁氧化物的平衡条件。从已有的热力学数据出发,利用Miedema二元合金生成热模型,计算了Ni-Fe固态二元合金中铁的活度系数。并以活度系数为纽带,最终计算出这三种还原气氛下,镍铁合金产物中的铁含量与还原气体分压、还原温度的关系。并用CO2/H2还原红土镍矿,得到的实验数据与理论值进行了对比分析与讨论,热力学计算结果很好地解释了选择性还原红土镍矿时铁金属化无法避免的原因,并较好地预测了红土镍矿还原产物中铁含量随温度和气体组分的变化趋势。     

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％.     

新疆某低品位铜镍矿石的选矿试验研究

新疆某低品位含铜镍矿石铜、镍品位分别为0.26%、0.42%,矿物成分复杂,金属矿物含量较少,针对矿石中的有价元素铜、镍,进行铜镍混选-铜镍分离工艺流程,最终获得含铜5.62%,含镍8.18%,铜回收率76.16%,镍回收率75.75%的混合精矿。     

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。     

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.     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程EI北大核心CSCD

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。