红土镍矿选择性还原-熔分制备镍铁合金

以硅镁型红土镍矿为原料,采用金属化焙烧-熔分工艺,通过正交试验制备金属化球团,将所得金属化球团在1500℃条件下熔融分离30min提取镍铁合金,考察影响因素对实验结果的影响.结果表明:在选择性还原制备金属化球团过程中,对金属化率的影响程度从大到小的因素依次是C/O摩尔比、焙烧温度、焙烧时间和碱度;实验可获得镍品位19%的镍铁合金;在碱度为0.8~1.2范围内,S和P分配比随着碱度的升高而增大.利用X射线衍射和扫描电镜对金属化球团及熔融分离出的渣进行微观分析,发现加入的石灰石与复杂矿相反应可释放出简单镍氧化物和铁氧化物,促进还原反应的进行,当石灰石不足时,少量铁以Fe3+的形式存在于铁金属化率70%的金属化球团中.     

红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁实验研究

采用深度还原-磁选工艺,以煤粉为还原剂,添加氧化钙作助溶剂,在微熔化,不完全造渣的条件下,将矿石中镍和铁的氧化物还原成金属镍铁,然后经磁选方法使金属镍铁在磁性产品中得到富集.结果表明,深度还原最佳工艺条件为:还原温度1 300℃,还原时间60 min,配煤过剩倍数2.在此工艺条件下得到镍、铁质量分数分别为5.01%,22.46%的镍铁产品,镍、铁回收率分别为96.05%,79.69%.对深度还原过程研究表明,还原物料中镍和铁以金属合金颗粒形式存在,高温有利于镍铁金属相凝聚,适当延长还原反应时间有利于镍铁颗粒的还原和聚集长大,进而有利于磁选富集.     

从低品位红土镍矿中高效回收镍铁

以低品位红土镍矿(w(Ni)=1.52%,w(Fe)=14.08%)为原料,采用一步还原焙烧-磁选工艺制取镍铁合金。考察反应温度、反应时间、还原煤量和复合添加剂对红土镍矿焙烧效果的影响。研究结果表明:在还原煤为20%、复合添加剂为12%、焙烧温度为1 200℃、通N2保护条件下焙烧180 min,原矿中的大部分氧化镍和少量氧化铁得到选择性还原;焙砂水淬急冷后常规磁选,得到Ni质量分数为10.74%,Fe与Ni的质量分数之比为4.5,Ni回收率为86.23%的镍铁精矿,达到从红土镍矿中高效回收镍铁的目的。     

红土镍矿含碳团块直接还原生产镍铁粒工艺

以红土镍矿和煤粉复合团块为原料,利用高温直接还原制备镍铁粒.讨论了焙烧温度、焙烧时间、C/O摩尔比和熔剂加入量对镍、铁品位和回收率以及对镍铁粒质量的影响.当焙烧温度为1350℃、C/O=1.4、焙烧时间为60 min以及石灰石加入量为20%时,镍、全铁品位分别为9.4%和87.5%,镍、铁回收率分别为96.6%和97.9%.X射线衍射、扫描电镜及能谱分析表明,镍铁粒中镍、铁基本以合金态存在,碳基本固溶在合金中.     

红土镍矿含碳球团还原富集镍铁

采用碳还原-磁选分离-熔炼工艺制备了镍铁合金.考察了在碳还原过程中添加剂的用量、还原温度、还原时间对镍铁的富集的影响.在添加剂和配碳量（质量分数）分别为5%和3%,还原温度1 320℃和还原时间为120min的条件下,磁性产物中镍、铁质量分数分别达到8.31%和71.5%,回收率达到95.44%和99.84%.熔炼后得到镍、铁质量分数分别为10.11%和83.75%的镍铁合金.对有、无添加剂所得还原产物的形态分析表明,自制添加剂对镍铁合金生长具有促进作用.     

CaF2强化红土镍矿自还原过程中金属相聚集长大行为

针对高镁高硅型中低品位红土镍矿,采用煤基自还原-细磨-磁选工艺制备镍铁粉,研究了内配碳比对红土镍矿中铁、镍氧化物自还原的影响,CaF_2对红土镍矿自还原过程中氧化物的还原、金属相的析出及聚集长大的影响规律。研究表明在CaF_2作用下通过降低内配碳比可抑制氧化铁的还原,从而获得镍品位较高的镍铁粉,但相应牺牲镍的回收率;CaF_2能与红土镍矿中高熔点的硅酸盐脉石通过固相反应生成低熔点的透闪石(Ca_2Mg_5(Si_4O_(11))_2F_2),使硅酸盐矿物结构由岛状转变为链状,提高硅酸盐矿物反应活性,促进镍、铁氧化物的还原;通过降低红土镍矿脉石相的熔化性温度,CaF_2能明显强化红土镍矿自还原过程中金属相的析出、聚集和长大,促进镍铁与脉石的有效分离,从而大幅度提高镍铁粉中镍和铁的品位及金属元素的回收率。     

低品位红土镍矿制备镍精矿的试验研究

对某低品位腐殖土型红土镍矿(镍和铁质量分数分别为1.01%和15.72%)进行压块—还原焙烧—磁选试验,研究还原温度、还原时间、复合添加剂用量和预热温度对镍和铁回收效果的影响。研究结果表明:在碱度(即CaO与SiO2质量比)为0.2、复合添加剂质量分数为14%、预热温度为900℃、预热时间为15 min、还原温度为1 250℃、还原时间为35 min、煤与矿质量比为2.7、磨矿细度小于0.074 mm的质量分数为(95±4)%、磁选磁场强度为131.34 kA/m的条件下,获得镍和铁品位分别为4.22%和69.75%的镍精矿,镍和铁回收率分别为92.22%和85.73%;适宜的预热制度有利于团块中镍、铁的富集;复合添加剂促进了镍铁晶粒的聚集、长大,提高了镍、铁回收效果。     

红土镍矿回转窑还原焙烧的过程控制

介绍了镁质红土镍矿还原焙烧试验的工艺流程和特点,分析了各工艺参数的主要影响因素并据此设计出试验的控制系统和过程控制方案,经摸索调整,在后续的试验过程中实现了回转窑的良好运行,窑况稳定,镍回收率大于90%。     

红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍

采用添加助熔剂直接还原焙烧-磁选方法,对镍主要以硅酸镍形式存在的低品位红土镍矿中镍和铁的富集进行了研究. 结果表明,同时添加助熔剂,可获得较好的技术指标. 最佳工艺条件为:煤作还原剂,质量分数为15%;KD-2为助熔剂,质量分数为20%;焙烧温度为1200℃;焙烧时间为40min. 在此条件下可以得到镍品位10.83%、铁品位52.87%、镍回收率82.15%和铁回收率54.59%的镍铁精矿. 用X射线衍射(XRD)和透射电镜(TEM)对还原过程中助熔剂和煤的作用机理进行了研究. 发现KD-2可以与原矿中含镍的石英和硅酸盐矿物反应,释放出其中的镍;煤用量太多时可生成部分不含镍的金属铁,会造成镍的回收率降低.     

红土镍矿半熔融还原生产含镍珠铁

针对转底炉处理红土镍矿生产镍珠铁的可行性进行研究。通过控制温度和炉渣高温特性,使炉渣形成半熔融状态,还原后的金属产生聚集和长大,形成含镍铁珠。讨论还原温度、炉渣成分、耐火材料、还原剂配比、球团直径及还原剂种类对生产镍珠铁的影响。研究结果表明:当还原温度为1 400℃,还原时间为30 min,SiO2-MgO-CaO三元渣系中CaO的质量分数为15%,球团直径为30 mm时,采用石墨坩埚,可以得到Ni质量分数为11.53%,Fe质量分数为84.16%的镍珠铁,此时,Ni的回收率可以达到98.59%,Fe的回收率为73.27%。     

Two-stage reduction for the preparation of ferronickel alloy from nickel laterite ore with low Co and high MgO contents

The preparation of ferronickel alloy from the nickel laterite ore with low Co and high MgO contents was studied by using a pre-reduction-smelting method. The effects of reduction time, calcination temperature, quantity of reductant and calcium oxide (CaO), and pellet diameter on the reduction ratio of Fe and on the pellet strength were investigated. The results show that, for a roasting temperature >800℃, a roasting time >30 min, 1.5wt% added anthracite coal, 5wt% added CaO, and a pellet size of~10 mm, the reduction ratio of Fe exceeds 70% and the compressive strength of the pellets exceeds 10 kg per pellet. Reduction smelting experiments were performed by varying the smelting time, temperature, quantity of reductant and CaO, and reduction ratio of Fe in the pellets. Optimal conditions for the reduction smelting process are as follows:smelting time, 30-45 min; smelting temperature, 1550℃; quantity of reductant, 4wt%-5wt%; and quantity of CaO, 5wt%; leading to an Fe reduction ratio of 75% in the pellets. In addition, the mineral composition of the raw ore and that during the reduction process were investigated by process mineralogy.     

Generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron mineral reduction in selective direct reduction of laterite nickel ore

Numerous studies have demonstrated that Na₂SO₄ can significantly inhibit the reduction of iron oxide in the selective reduction process of laterite nickel ore. FeS generated in the process plays an important role in selective reduction, but the generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron reduction are not clear. To figure this out, X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses were conducted to study the roasted ore. The results show that when Na₂SO₄ is added in the roasting, the FeO content in the roasted ore increases accompanied by the emergence of FeS phase. Further analysis indicates that Na₂S formed by the reaction of Na₂SO₄ with CO reacts with SiO₂ at the FeO surface to generate FeS and Na₂Si₂O₅. As a result, a thin film forms on the surface of FeO, hindering the contact between reducing gas and FeO. Therefore, the reduction of iron is depressed, and the FeO content in the roasted ore increases.     

基于镍铁冶炼工艺流程中物质流和能量流的模型与软件

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.     

石油焦作还原剂对低品位红土镍矿与赤泥共还原制备镍铁的影响

石油焦作为工业固体废物,其堆积和储存对生态环境产生巨大的影响。本文对石油焦在低品位红土镍矿与赤泥共还原过程中用作还原剂的可行性及其机理进行了研究。通过研究石油焦用量、焙烧温度和焙烧时间等对红土镍矿与赤泥共还原过程的影响,确定最佳的工艺条件为石油焦用量20wt%、焙烧温度1250°C、焙烧时间60 min。在此条件下,可以获得镍品位1.96wt%、铁品位85.76wt%、镍回收率97.83wt%、铁回收率96.81wt%的镍铁产品。扫描电镜和能谱(SEM–EDS)分析结果表明,红土镍矿与赤泥共还原过程中镍和铁主要以镍铁颗粒的形式存在,镍铁颗粒分布均匀且纯度很高,粒径约30 μm。结果表明,石油焦作为还原剂用于红土镍矿和赤泥共还原是可行的,与无烟煤作还原剂相比,石油焦具有成本低的优点。研究结果不仅为石油焦的利用提供了一个新途径,同时也为缺煤地区红土镍矿与赤泥共还原工艺的利用提供了一种解决方案。     

Ferronickel enrichment by fine particle reduction and magnetic separation from nickel laterite ore

Ferronickel enrichment and extraction from nickel laterite ore were studied through reduction and magnetic separation. Reduction experiments were performed using hydrogen and carbon monoxide as reductants at different temperatures (700–1000°C). Magnetic separation of the reduced products was conducted using a SLon-100 cycle pulsating magnetic separator (1.2 T). Composition analysis indicates that the nickel laterite ore contains a total iron content of 22.50wt% and a total nickel content of 1.91wt%. Its mineral composition mainly consists of serpentine, hortonolite, and goethite. During the reduction process, the grade of nickel and iron in the products increases with increasing reduction temperature. Although a higher temperature is more favorable for reduction, the temperature exceeding 1000°C results in sintering of the products, preventing magnetic separation. After magnetic separation, the maximum total nickel and iron concentrations are 5.43wt% and 56.86wt%, and the corresponding recovery rates are 84.38% and 53.76%, respectively.     

熔融还原炼镁热力学分析和模拟

为了提高现有硅热还原炼镁工艺中原料之间的反应速度,提出熔融还原炼镁新技术。在煅烧白云石中添加适量的Al2O3和SiO2,使整个体系在反应时呈完全熔融状态,从而加快反应速度。通过软件模拟、热力学分析和实验验证,在适当配比下于1 600℃可以获得完全熔化的CaO-MgO-Al2O3-SiO2四元系。通过对熔融还原反应的热力学计算得出,平衡状态下还原温度为1 600℃时,对应镁蒸汽的露点为870℃。结果表明熔融还原炼镁新技术是可行的。     

红土贫铁矿的金属化

在还原气氛下进行了红土贫铁矿的还原焙烧实验,采用正交实验设计方法,以C/O、焙烧时间和焙烧温度为因素,在还原气氛下得到了最佳工艺条件为:C/O是0.8,还原焙烧温度1350℃,时间为25min.另外发现,在更长的还原焙烧时间或焙烧温度下,产生珠铁分离现象.为接近实际生产条件,进行了敞开氧化气氛实验,由于表面氧化的原因,金属化率仅为50%左右,通过控制球团表面气体搅动,可减轻表面氧化现象,进而提高金属化率,而通过氧化气氛下的实验结果,也证明了实际生产的可行性.