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.     

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。     

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。     

熔剂性红土镍矿球团的还原焙烧-弱磁选效果

回转窑直接还原红土镍矿存在所需温度高、对耐火材料要求苛刻、还原指标差等问题。为开发一种高效低成本的红土镍矿球团还原工艺,考察了以CaO为熔剂改变红土镍矿碱度对红土镍矿球团还原焙烧-弱磁选效果的影响。结果表明：自然碱度下,在还原温度为1 400 ℃、还原时间为60 min时,所得还原产品经磨矿-弱磁选,获得的磁性产品镍、铁品位分别仅3.8%和72.9%,回收率分别为17.8%和39.8%,磁性产品中含有较多的镁橄榄石和顽火辉石;随着红土镍矿碱度的增加,红土镍矿的软熔温度先降低后提高,碱度为1.0时,红土镍矿的软熔温度最低,比自然碱度时降低了100 ℃;碱度为1.0的红土镍矿球团在1 300 ℃下还原焙烧60 min后,经磨矿-弱磁选,获得的磁性产品镍、铁品位分别为8.7%和83.8%,回收率分别为85.6%和62.8%。XRD和扫描电镜分析结果表明：自然碱度的红土镍矿还原焙烧生成的Fe-Ni合金晶粒多在5 μm以下,并且分布比较分散,还原产品中夹杂有较多的杂质;添加CaO至碱度为1.0时,Fe-Ni合金晶粒可以长大到10~50 μm,还原产品中杂质较少,镍和铁得到了明显的富集。试验结果可以为红土镍矿球团还原焙烧-磁选制取镍铁新工艺提供理论基础。     

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。     

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。     

红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁工艺研究

对品位低、富集困难的红土镍矿进行了深度还原-磁选工艺方案的研究,深入探讨了还原温度、还原时间、配碳系数、料层厚度、配煤粒度、矿石粒度对深度还原-磁选的影响,得出在还原温度1 275 ℃,还原时间60 min,配碳系数3,料层厚度20 mm,还原煤粒度-1.5 mm,矿石粒度-2 mm条件下还原的红土镍矿,经过磁选可得到镍、铁品位分别为4.59%和25.12%的镍铁产品,据此得出深度还原-磁选对红土镍矿镍、铁富集有一定的作用。     

红土镍矿还原焙烧-酸浸试验研究

某矿含镍1.04%,含铁40.55%,镁及二氧化硅含量较低,为典型的褐铁矿型红土镍矿。矿样粒度较细,小于0.038mm粒级部分占66.58%。镍主要赋存在褐铁矿和硅酸盐矿物中,分布率分别为75.0%和24.04%。对该镍矿进行了还原焙烧—酸浸试验研究,结果表明,在炭粉粒度-0.038 mm大于90%,炭粉用量30%,焙烧温度700℃,焙烧时间30 min,酸料比0.5 m L/g,浸出温度80℃,浸出时间2.0 h,浸出液固比5∶1时,镍、钴、铁的浸出率分别为74.88%,93.83%,35.87%。     

还原剂对低品位红土镍矿直接还原焙烧-磁选的影响

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。     

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。     

磁化还原焙烧工艺处理贫锰铁矿的研究

以烟煤为还原剂对贫锰铁矿进行了磁化还原焙烧研究,最佳焙烧条件为:焙烧温度600~750℃,焙烧时间60 min,原矿粒度0.300~0.150 mm,还原剂粒度-0.500 mm、添加量12%~15%;焙烧料最佳浸出条件为:浓硫酸用量180 mL/kg原矿,浸出时间60min,常温浸出。在此焙烧与浸出条件下,锰的浸出率大于90%,铁溶出率小于5%,铁的回收率大于80%。     

红土镍矿-硫酸铵焙烧熟料铁溶出动力学

以红土镍矿-硫酸铵混合焙烧后所得熟料为研究对象,采用水溶出的方法提取铁,系统地研究溶出温度、液固比、溶出时间、搅拌强度对铁溶出率的影响,并对铁的溶出动力学进行探讨。结果表明：在溶出温度60 ℃、溶出时间60 min、液固比2.5 GA6FA 1、搅拌强度400 r·min-1的条件下溶出时,铁的溶出率可达到99%以上;动力学分析表明,铁的溶出反应受外扩散控制,根据阿伦尼乌斯经验方程计算得到反应的表观活化能为E=7.23 kJ·mol-1,得到溶出过程动力学方程为1-（1-α）2/3=0.208 5 exp（-7 234/RT）t。     

红土镍矿常压还原浸出试验研究

采用还原酸浸工艺浸出过渡型红土镍矿中的有价金属镍、钴、铁、镁,考察了浸出时间、温度、酸矿比、液固比、还原剂铁粉用量对有价金属浸出率的影响。结果表明,适宜的还原浸出条件为:浸出时间6 h、温度80 ℃、酸矿比1.0、液固比5∶1、还原剂铁粉加入量为原矿质量的20%、搅拌速率400 r/min,此时有价金属镍、钴、铁、镁浸出率分别为73.25%、68.97%、68.93%、67.45%,浸出效果较好。     

氯化钙作用下镁质贫镍红土矿选择性富集镍的研究

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。     

某难选铁矿石直接还原焙烧磁选研究

对某含铁品位为28.82%, 含磷0.35%的难选铁矿石进行了直接还原焙烧磁选研究。研究了焙烧温度、还原剂用量、焙烧时间、助溶剂用量、磨矿粒度以及磁场强度对直接还原铁品位和回收率的影响。在还原剂用量为30%, 助溶剂QK用量为20%, 焙烧温度为1 200 ℃, 焙烧时间为30 min, 一段磨矿粒度为-43 μm粒级含量达到95%以上, 二段磨矿粒度为-30 μm粒级含量达到100%, 一段磁选场强为111.5 kA/m, 二段磁选场强为95.5 kA/m的条件下, 可以获得品位为90.94%, 回收率为82.67%的直接还原铁。     

还原焙烧-磁选回收氰化尾渣中铁的试验研究

以褐煤为还原剂, 采用还原焙烧-磁选的方法回收氰化尾渣中的铁, 考查了褐煤添加量、焙烧温度、焙烧时间、磁场强度等工艺参数对铁品位及回收率的影响规律。结果表明, 在褐煤添加量为18%, 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间50 min, 磁场强度0.24 T的条件下, 精选后的铁精矿TFe品位可达到59%, 铁回收率可达到80%。     

难选氧化钴矿还原焙烧-磁选试验研究

针对含钴0.78%的某难选氧化钴矿,采用流态化还原焙烧-磁选获得含钴磁选精矿。探讨了还原温度、还原时间、还原剂(H2)浓度及总气体流量等影响因素对焙烧产品分选指标的影响,并利用XRD、SEM和VSM等方法,研究了还原焙烧过程矿物物相的转化。结果表明,原料中褐铁矿与水钴矿嵌布关系密切,少量水钴矿包裹在褐铁矿中;采用流态化还原焙烧-磁选方法可实现钴的有效富集;当焙烧温度650℃、焙烧时间30min、H2浓度30%、总气体流量1000mL/min时,焙烧产品经弱磁选后可获得Co品位6.95%、Co回收率45.41%,TFe品位58.06%、TFe回收率55.78%的磁选精矿;还原焙烧过程中,钴氧化物、赤铁矿和褐铁矿生成强磁性金属钴和磁铁矿,焙烧产品的磁性显著增强,扩大了有用矿物与脉石矿物之间的磁性差异,有利于有用矿物的富集。研究结果为难选氧化钴矿的有效利用提供了新途径。