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相似文献
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1.
采用还原焙烧-磁选工艺, 对氯化钙作用下镁质贫镍红土矿选择性富集镍进行了研究, 考察了还原温度、还原时间、还原剂用量和氯化钙用量对富集镍的影响。结果表明, 在还原温度1 200 ℃、还原时间40 min、还原剂和氯化钙用量均为8%的条件下, 可获得镍品位8.67%、回收率92.01%的镍铁精矿; 相比于直接还原焙烧-磁选, 加入8%氯化钙后使镍的富集比由3增加到11, 显著提高了镍的富集效果。磁选产品物相分析显示, 镍主要以铁纹石形式存在于精矿中, 通过磁选实现了对镍铁精矿与脉石的有效分离。  相似文献   

2.
以褐煤、烟煤、无烟煤和兰炭作为还原剂, 对低品位红土镍矿进行了直接还原焙烧-磁选实验研究。结果表明, 还原剂种类、粒度和用量对还原过程有较大影响, 其中褐煤作为还原剂时还原效果最好。最佳实验条件为: 红土镍矿原料粒度-0.075 mm, 还原剂(褐煤)粒度为-0.25 mm、用量4%, 焙烧温度1 200 ℃, 焙烧时间90 min, 焙烧后焙砂磨细至-0.05 mm, 在磁场强度0.3 T下粗选再在0.1 T下精选, 可得到镍品位3.2%、镍回收率82%、铁品位65%、铁回收率69%的镍铁精矿。  相似文献   

3.
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30 min、磁场强度为200 k A/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。  相似文献   

4.
针对印尼某红土镍矿的组成及结构特点,运用还原焙烧—浸出—磁选法综合利用红土镍矿。在配料中使用添加剂硫酸钠和碳酸钠改善还原焙烧性能,并考察了硫酸钠和碳酸钠配比(S/C)、配煤量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁精矿中镍品位以及镍回收率的影响。结果表明,当红土矿、硫酸钠、碳酸钠和煤的质量比为100∶14∶8∶8,焙烧温度为1 200℃以及焙烧时间为80 min时,可以得到品位为4.59%,镍收率为88.58%的镍铁精矿。该工艺流程能够高效富集红土镍矿中的Ni、Fe、Al等有价金属元素,实现了红土镍矿资源的高效综合利用。  相似文献   

5.
裴晓东  钱有军 《金属矿山》2013,42(12):57-60
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。  相似文献   

6.
低镍的磁黄铁矿精矿的热选矿工艺的制定   总被引:1,自引:0,他引:1  
叙述了用磁铁矿精矿作为含铁添加剂,对低镍磁黄铁矿精矿进行还原焙烧-磁选工艺的实验室研究结果。试验确定,焙烧过程中,低镍磁黄铁矿精矿与磁铁矿精矿的最佳质量比为4:1,最佳焙烧温度为880~900℃。在应用煤作为还原剂的最佳焙烧条件下,磁选精矿镍品位为2.37%~2.7%,镍的回收率为70.3%~71.1%。在用发生炉煤气作为还原剂时,磁选精矿镍品位为2.84%~3.64%,镍回收率为66.6%~71.9%。根据试验结果,提出了处理低镍磁黄铁矿精矿的热选矿工艺流程。  相似文献   

7.
鄂西高磷鲕状赤铁矿因其铁矿物嵌布关系复杂,在磁化焙烧过程中还原度难以控制,极易产生“过还 原”和“欠还原”现象。 通过磁化焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度条件试验,查明了高磷鲕状赤铁矿最佳煤 基磁化焙烧条件。 结果表明:在焙烧温度为 800 ℃ 、焙烧时间 90 min、还原剂用量 15%的条件下,使用磁选管进行选 别,可以获得铁品位 58%左右的铁精矿,铁回收率可达 90%。 磁选流程试验结果表明,对中矿进行再磨再选后,磁选 精矿铁品位提高至 59. 42%,铁回收率为 89. 23%。 研究结果为使用磁化焙烧—磁选工艺利用此类极难选铁矿提供了 理论支撑和技术参考。  相似文献   

8.
高磷鲕状赤铁矿还原焙烧同步脱磷工艺研究   总被引:14,自引:5,他引:9  
为开发利用鄂西“宁乡式”高磷鲕状赤铁矿, 进行了添加脱磷剂还原焙烧-磁选的试验研究。对还原剂煤用量、脱磷剂NCP用量、焙烧温度、焙烧时间等条件进行了研究。结果表明, 还原剂煤用量为40%, 脱磷剂NCP用量为20%, 1 000 ℃下焙烧60 min, 再经细磨、磁选, 可以达到提高铁品位、降低磷的效果, 最终得到产品铁品位90.09%, 铁回收率88.91%, 磷品位0.06%。  相似文献   

9.
以含Ni 1.49%, Fe 34.69%的红土镍矿为研究对象, 采用煤基直接还原法选择性还原镍铁矿物, 研究并分析了焙烧过程中还原剂和添加剂种类及用量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁选择性还原的影响规律。结果表明: 以宁夏烟煤为还原剂, NCS为添加剂, 1 200 ℃焙烧50 min, 磁选得到镍铁产品中含镍9.51%, 镍的回收率为84.04%, 镍铁回收率差为54.49%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及X射线能谱分析(EDS)等测试手段分析了磁选镍铁产品中镍铁的存在形式, 结果表明: 红土镍矿直接还原过程中铁矿物大部分被还原成浮士体, 仅有少部分铁矿物被还原成金属铁, 并与镍矿物还原金属镍形成铁纹石和镍纹石, 实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原。  相似文献   

10.
红土镍矿石中镍铁的回收通常采用还原焙烧—弱磁选工艺,为了强化对红土镍矿石中镍的选择性还原,研究了红土镍矿石、还原煤和添加剂硫酸钠的混合物料润磨对镍选择性还原的影响,并分析了其强化机理。研究结果表明:(1)在研究润磨细度范围内,润磨对试样的选择性还原有强化作用,当混合物料细度从-0.074 mm占52.00%提高至-0.074 mm占75.49%,镍铁产品镍品位由6.58%提高至9.27%,镍精矿品级由三级升至特极,而且镍回收率也由91.56%提高至95.57%,镍、铁回收率之差从54.30%提高至68.52%。(2)润磨能够使试样的粒度减小、充分暴露镍矿物的新鲜表面,使试样、褐煤和硫酸钠充分混匀,从而提高试样中目标矿物与褐煤和硫酸钠接触反应的概率,强化镍的选择性还原。(3)润磨基本不影响焙烧产品的矿物组成,主要影响焙烧产物的微观结构,使细小的镍铁合金颗粒聚集长大,这有利于镍铁合金颗粒在后续磨矿中实现单体解离。(4)润磨细度为-0.074 mm占75.49%时,镍铁产品镍铁品位之和仅为80.33%,主要是由于镍铁产品中存在连生体和脉石的机械夹杂,其次也与镍铁颗粒存在渗碳有关。连生体的存在和脉石的机械夹杂可通过二段磨矿—弱磁精选工艺进行降杂,镍铁颗粒的渗碳则难以避免。  相似文献   

11.
以褐煤、烟煤、无烟煤、焦炭为还原剂, 使用直接还原-磨矿-磁选的方法, 对高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原提铁降磷过程进行了详细研究。结果表明: 不同温度条件下, 不同还原剂对还原铁的铁品位、铁回收率和磷品位影响趋势相同。在1 150 ℃时, 焦炭对直接还原提铁降磷并没有明显优势, 调节不同煤或者焦炭的用量都可以达到铁品位90%以上, 磷品位0.1%以下, 铁回收率80%以上的指标; 另外煤的变质程度越高, 所需煤用量越少。  相似文献   

12.
低品位红土镍矿选择性还原焙烧试验研究   总被引:6,自引:3,他引:6  
本研究采用选择性还原焙烧-氨浸-溶剂萃取-电积工艺从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴、铁,重点介绍了采用煤作还原剂,选择性还原焙烧的试验研究。研究确定了最佳工艺条件为:采用烟煤做还原剂,还原剂加入量为矿量的10%;粒度在0~3mm,-0.074mm含量约占25%;焙烧时间20~30min;焙烧温度700~750℃。综合试验结果表明,镍、钴氨检浸出率分别为89.33%和62.47%,煤作还原剂不仅可以获得较好的经济效益,而且容易实现。  相似文献   

13.
鄂西某鲕状赤铁矿石深度还原-弱磁选试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
分别以取自吉林松原的烟煤和取自鞍钢的焦炭作为还原剂,对鄂西某鲕状赤铁矿石进行了深度还原-弱磁选试验研究。采用焦炭作还原剂时,在碳氧摩尔比为3.5、还原温度为1 250 ℃、还原时间为160 min、还原产物磨矿细度为-200目占88.92%的条件下,还原产物的金属化率为90.50%,弱磁选精矿的铁品位和铁回收率分别为96.47%和87.62%。采用煤作还原剂时,在碳氧摩尔比和还原温度不变、还原时间为50 min、还原产物磨矿细度为-200目占84.45%的条件下,还原产物的金属化率为91.63%,弱磁选精矿的铁品位和铁回收率分别为96.07%和88.54%。综合考虑工艺指标、能耗和还原剂成本,煤更适合作为深度还原时的还原剂。  相似文献   

14.
以印尼某海滨钛磁铁矿为原料, 煤泥作还原剂, 研究了煤泥种类及用量、添加剂用量和直接还原焙烧过程中的焙烧时间、焙烧温度等对铁产品TFe品位与回收率、TiO2含量的影响。结果表明, 煤泥可代替煤粉作还原剂;通过煤泥与添加剂的共同作用, 能够达到降低最终直接还原铁中钛含量的目的。在煤泥TJ用量18%、添加剂YSE用量8%、YHG用量3%, 1 250 ℃下焙烧60 min时, 得到的焙烧产物经过两段磨矿两段磁选, 最终铁产品中全铁品位达92.72%, 回收率达91.93%, TiO2含量降至0.72%。  相似文献   

15.
提出一种含磁黄铁矿的硫化镍矿开发利用新工艺,该工艺通过选矿的方法将含镍磁黄铁矿和镍黄铁矿分离,获得Ni品位为18.74%、Ni回收率为69.45%的高品位镍精矿和Ni品位为1.16%、Ni回收率为8.79%的低镍磁黄铁矿精矿,然后采用不同工艺处理这两种精矿产品。高品位镍精矿采用传统冶炼工艺,达到降低能耗、减少渣排放的目的;低镍磁黄铁矿精矿采用氧化焙烧—直接还原—磁选工艺生产镍铁产品,实现Ni、Fe资源的充分回收利用。  相似文献   

16.
煤种对高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷的影响   总被引:1,自引:1,他引:0  
以3种烟煤、1种无烟煤和1种褐煤为还原剂,配合SY1与SY2按2∶1质量比配成的脱磷剂,采用直接还原焙烧—磁选工艺,研究煤种对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷的影响。结果表明:煤中的固定碳、挥发分有利于提高所得还原铁产品的铁品位和铁回收率,灰分对降低还原铁磷含量不利;增加煤用量和增加脱磷剂用量都能提高直接还原同步降磷的效果,但前者所需成本比后者低;在合适的煤用量和脱磷剂用量下,5种煤都可以得到铁品位大于90%,磷含量小于0.1%的还原铁,相比较而言,褐煤直接还原同步脱磷的效果较好,其次为无烟煤,烟煤较差。  相似文献   

17.
As the sulfide ore deposits become less economically viable as a source of nickel, increasing attention is being paid to the nickeliferous laterite ores. However, in contrast to the sulfide ores, these oxide ores cannot be as easily concentrated by current technologies. Consequently, considerable research effort is being directed at developing new techniques for beneficiating the nickeliferous laterites. The pyrometallurgical production of a high-grade ferronickel alloy using a low cost carbonaceous reductant at relatively low temperatures is particularly attractive. In the current research, a thermodynamic model has been developed to aid in the understanding of the carbothermic reduction roasting process as a potential upgrading method for the nickeliferous limonitic laterite ores. The effects of process parameters such as temperature and reductant to ore ratio on the grade of the ferronickel alloy produced and the nickel recovery in the alloy have been studied. The thermodynamic predictions are shown to be in general agreement with the experimental results currently available in the literature.  相似文献   

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