金川镍弃渣铁资源回收综合利用

D0I:10.13374/i.issnl100103x.2010.08.B5 第32卷第8期 北京科技大学学报 Vo132 No 8 2010年8月 Journal ofUniversity of Science and Technobgy Bejjing Aug 2010 金川镍弃渣铁资源回收综合利用 倪文》贾岩》郑斐2”王中杰D 郑美娟 1)北京科技大学土木与环境工程学院北京1000832)中国纺织工业设计院北京100037 摘要针对金川镍弃渣的特点，采用深度还原磁选工艺对其进行铁资源回收的综合利用实验研究获得了铁品位为 89.84%,铁回收率达9321%的铁精矿.探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨细度和磁场强度等不同实验条件对产品 指标和分离效果的影响.通过X射线衍射分析，光学显微分析、S丑M分析，化学分析等手段确定了镍弃渣与铁精矿的物相组 成和特点. 关键词炼铁：弃渣：还原：磁选 分类号TD982TF556 Comprehensive utilization of iron recovery from Iinchuan n ickel residue NIWen.JIA Yan)ZHENG Fe WANG Zhang jie)ZHENGMei jan) 1)SchoolofCiil and Envirommental Engineering University of Science and Technokgy Beijing Beijng 100083 China 2)China Textile Industry Engieering hstiute Beijng 100037 China ABSTRACT Based on he characteristics of Jnchuan nickel residue a comprehens ive utilization experi en al sudy an iron recovery was done by the deep reductpn magnetic separationmethod to get iron concentrate whose grade of iron isg9 84%and recovery me of iron is93 21%.The efects of same experm en l canditions such as reduction temperaure reducton tme bnary basici grind ing fneess andm agnetic fiel intensity on he separation efficiency and product ndexes were eseached The phase compositions and characteristics of nickel esdue and iron concentrate were detemned by X-ray diffractpn opticalm icroscopy SM and chem ical analysis KEY WORDS jonmakng resdue reduction m agnetic separation 截至2007年底我国铁矿资源保有储量约为 填系统外，大量的镍弃渣均堆存在渣场，不仅占 608亿t虽总储量丰富，但贫矿多、富矿少川.目 用土地，而且造成巨大的金属资源浪费，也给人类的 前，我国铁矿资源年均消耗量约为5亿，以此消耗 生存环境带来了严重的污染和危害. 速度，铁矿资源将会在短期内消耗殆尽，形势严峻. 因此，立足于目前矿产资源日益短缺的形势和 同时，随着钢铁工业的快速发展，我国对铁矿石的需 地区经济可持续发展的需求，本研究采用深度还 求日益增加，从2003年开始，中国已超过日本、欧 原磁选工艺对镍弃渣的综合利用进行了探索实 盟，成为全世界最大的铁矿石进口国3，这些都已 验在实验室条件下取得了较好的实验成果.本课 对我国的资源安全造成了严重威胁. 题相关技术的开发不仅能节约土地，改善环境实现 金川集团刮每年排放镍弃渣100余万，累计堆 固体废弃物的减量化、无害化和资源化，还可以扩大 存量已多达1000余万t这些弃渣中除含有少量的 国家资源量，拓宽就业渠道，对促进金川集团有限公 镍，铜和钴等有价金属外，还含有高达40%的铁.目 司发展清洁生产、建立循环经济模式以及走可持续 前，除年利用10万左右的镍弃渣用于矿山井下充 发展道路也具有积极意义. 收稿日期：2009-10-09 作者简介：倪文(I961一，男.教授，博士生导师，Email nwer@ces ust edy cn

第 32卷 第 8期 2010年 8月 北 京 科 技 大 学 学 报 JournalofUniversityofScienceandTechnologyBeijing Vol.32 No.8 Aug.2010 金川镍弃渣铁资源回收综合利用 倪 文 1) 贾 岩 1) 郑 斐 2) 王中杰 1) 郑美娟 1) 1)北京科技大学土木与环境工程学院, 北京 100083 2)中国纺织工业设计院, 北京 100037 摘 要 针对金川镍弃渣的特点, 采用深度还原--磁选工艺, 对其进行铁资源回收的综合利用实验研究, 获得了铁品位为 89.84%, 铁回收率达 93.21%的铁精矿.探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对产品 指标和分离效果的影响.通过 X射线衍射分析、光学显微分析、SEM分析、化学分析等手段确定了镍弃渣与铁精矿的物相组 成和特点. 关键词 炼铁;弃渣;还原;磁选 分类号 TD982;TF556 Comprehensiveutilizationofironrecoveryfrom Jinchuannickelresidue NIWen1) , JIAYan1) , ZHENGFei2) , WANGZhong-jie1) , ZHENGMei-juan1) 1)SchoolofCivilandEnvironmentalEngineering, UniversityofScienceandTechnologyBeijing, Beijing100083, China 2)ChinaTextileIndustryEngineeringInstitute, Beijing100037, China ABSTRACT BasedonthecharacteristicsofJinchuannickelresidue, acomprehensiveutilizationexperimentalstudyonironrecovery wasdonebythedeepreduction-magneticseparationmethodtogetironconcentratewhosegradeofironis89.84% andrecoveryrateof ironis93.21%.Theeffectsofsomeexperimentalconditionssuchasreductiontemperature, reductiontime, binarybasicity, grinding finenessandmagneticfieldintensityontheseparationefficiencyandproductindexeswereresearched.Thephasecompositionsand characteristicsofnickelresidueandironconcentrateweredeterminedbyX-raydiffraction, opticalmicroscopy, SEM andchemical analysis. KEYWORDS ironmaking;residue;reduction;magneticseparation 收稿日期:2009--10--09 作者简介:倪 文(1961— ), 男, 教授, 博士生导师, E-mail:niwen@ces.ustb.edu.cn 截至 2007 年底, 我国铁矿资源保有储量约为 608亿 t, 虽总储量丰富, 但贫矿多 、富矿少 [ 1] .目 前 ,我国铁矿资源年均消耗量约为 5亿 t, 以此消耗 速度, 铁矿资源将会在短期内消耗殆尽 , 形势严峻 . 同时, 随着钢铁工业的快速发展 ,我国对铁矿石的需 求日益增加, 从 2003年开始, 中国已超过日本、欧 盟 ,成为全世界最大的铁矿石进口国 [ 2] , 这些都已 对我国的资源安全造成了严重威胁. 金川集团 [ 3]每年排放镍弃渣 100余万 t,累计堆 存量已多达 1 000余万 t.这些弃渣中除含有少量的 镍 、铜和钴等有价金属外, 还含有高达 40%的铁.目 前 ,除年利用 10万 t左右的镍弃渣用于矿山井下充 填系统 [ 4]外 , 大量的镍弃渣均堆存在渣场 , 不仅占 用土地,而且造成巨大的金属资源浪费 ,也给人类的 生存环境带来了严重的污染和危害. 因此 , 立足于目前矿产资源日益短缺的形势和 地区经济可持续发展的需求, 本研究采用深度还 原--磁选工艺对镍弃渣的综合利用进行了探索实 验, 在实验室条件下取得了较好的实验成果 .本课 题相关技术的开发不仅能节约土地,改善环境,实现 固体废弃物的减量化、无害化和资源化 ,还可以扩大 国家资源量,拓宽就业渠道, 对促进金川集团有限公 司发展清洁生产、建立循环经济模式以及走可持续 发展道路也具有积极意义. DOI :10.13374/j .issn1001 -053x.2010.08.035

976 北京科技大学学报 第32卷 玻璃光泽，粒径为1~5四不具磁性. 1镍弃渣性质 1.2镍弃渣的成分 1.1镍弃渣外观描述 镍弃渣的化学多元素分析表1)表明，渣中的 实验采用的主要原料为金川集团有限公司提供 主要成分是F0质量分数高达43.01%，同时还含 的闪速炉水淬镍弃渣.从外观上看，大部分镍弃渣 有微量的有价金属。 为不规则棱角状黑色颗粒，质地坚硬，并带有一定的 表1镍弃渣化学成分 Tab e1 Chemical composition ofnickel residue % Feo s02 M8O Co A]Q Ni Cu Co 其他合计 43.01 3461 886 337 226 0.23 016 003 7.17 1.3镍弃渣的物相组成 出，进行磨矿和磁选分离作业 根据有色治金中二氧化硅饱和度Q=S)/ 基本工艺路线如下： (FO+MOy9的概念：当0.5时，S0为不饱 配料→还原焙烧→磨矿→磁选→铁精粉炼钢 和态，渣中含有FO仿铁矿和2FOS0(铁橄榄 尾渣制备胶凝材料 石当Q=0.5时，渣中主要是2F0S门（铁橄榄 3实验及讨论 石方当Q=1.0时，S0为饱和态，渣中的铁主要是 以FtOS0辉石的形式存在：当Q1.0时，S0 3.1实验设备及所用辅助原料 为饱和态，渣中有游离S0出现.根据表1所列闪 实验设备：31001电子天平，QM-4H球磨机 速炉水淬镍弃渣的化学成分，计算可得镍弃渣的 CGME-8200硅钼棒马弗炉（最高工作温度 S0饱和度为0.704因此镍弃渣中铁主要以2F0 1700℃，石墨坩埚(10m×20四最高工作温度 S0的形式存在. 1600℃)，XMB-70棒磨机XCGS74中50m磁选 图1为镍弃渣的X射线衍射(XRD)曲线.从图 管，Mac XRD测试仪，O mpus偏光显微镜，Cm 中可以看出，镍弃渣的主要结晶相为铁橄榄石 bridge S60扫描电子显微镜等 (2FO S). 辅助原料：焦炭（個定炭质量分数为86%，灰分 质量分数≤12.5%，硫分质量分数≤06%，生石灰 (CO质量分数为97%). 3.2还原焙烧温度的影响 ①2Fe0-Si0. 在还原反应过程中，温度对铁晶粒的兼并长大 有着重要的影响.本次实验在不同的还原温度下， 以焦炭为还原剂（过量系数为1.6，生石灰为碱度 调节剂仁元碱度为0.8，在还原时间为2h的条 20 0 4050607080 件下进行还原焙烧实验，焙烧温度对产品指标的影 20/ 响见图2 图1镍弃渣的X射线衍射曲线 100 100 F1 X-ray diffraction pattem of nickel resiue 0 芝80 2实验方案 70 70 一品位 60 ▲一回收率 将所需原料按设定比例称量好后装入球磨机 50 0 中，以100m江'的转速使原料充分混合.把混合 1150 1200 1250 1300 1350 温度℃ 均匀的配和料放入石墨坩埚中，待电阻炉升至一定 温度时，将坩埚置入电阻炉内，达到预设温度后保温 图2还原温度对产品指标的影响 Fg2 Effect of reduction temperatre on poduct indexes 一定时间.此时，配和料在高温下发生深度还原和 置换等一系列反应，铁被还原出来.然后将坩埚取 如图2所示，当还原温度从1150℃增加到

北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 1 镍弃渣性质 1.1 镍弃渣外观描述 实验采用的主要原料为金川集团有限公司提供 的闪速炉水淬镍弃渣.从外观上看 , 大部分镍弃渣 为不规则棱角状黑色颗粒 ,质地坚硬 ,并带有一定的 玻璃光泽 ,粒径为 1 ～ 5 mm,不具磁性 . 1.2 镍弃渣的成分 镍弃渣的化学多元素分析 (表 1)表明, 渣中的 主要成分是 FeO,质量分数高达 43.01%,同时还含 有微量的有价金属 . 表 1 镍弃渣化学成分 Table1 Chemicalcompositionofnickelresidue % FeO SiO2 MgO CaO Al2 O3 Ni Cu Co 其他合计 43.01 34.61 8.86 3.37 2.26 0.23 0.16 0.03 7.17 1.3 镍弃渣的物相组成 根据有色冶金中二氧化硅饱和度 Q=SiO2 / (FeO+MgO) [ 5] 的概念:当 Q1.0时, SiO2 为饱和态,渣中有游离 SiO2出现.根据表 1所列闪 速炉水淬镍弃渣的化学成分 , 计算可得镍弃渣的 SiO2饱和度为 0.704,因此镍弃渣中铁主要以 2FeO· SiO2 [ 6]的形式存在 . 图 1为镍弃渣的 X射线衍射 (XRD)曲线 .从图 中可以看出, 镍弃渣的主要结晶相为铁橄榄石 (2FeO·SiO2). 图 1 镍弃渣的 X射线衍射曲线 Fig.1 X-raydiffractionpatternofnickelresidue 2 实验方案 将所需原料按设定比例称量好后装入球磨机 中 ,以 100 r·min -1的转速使原料充分混合.把混合 均匀的配和料放入石墨坩埚中 ,待电阻炉升至一定 温度时 ,将坩埚置入电阻炉内, 达到预设温度后保温 一定时间.此时, 配和料在高温下发生深度还原和 置换等一系列反应, 铁被还原出来.然后将坩埚取 出, 进行磨矿和磁选分离作业 . 基本工艺路线如下 : 配料※还原焙烧※磨矿※磁选※铁精粉炼钢 ↘尾渣制备胶凝材料 3 实验及讨论 3.1 实验设备及所用辅助原料 实验设备 :JA31001电子天平 , QM--4H球磨机, CGME--8/200 硅 钼 棒 马 弗 炉 (最 高 工 作 温 度 1 700 ℃),石墨坩埚 ( 10 cm ×20cm,最高工作温度 1 600 ℃), XMB--70棒磨机, XCGS--74 50 mm磁选 管, MacXRD测试仪 , Olympus偏光显微镜, Cam￾bridgeS360扫描电子显微镜等. 辅助原料 :焦炭 (固定炭质量分数为 86%,灰分 质量分数 ≤12.5%, 硫分质量分数≤0.6%),生石灰 (CaO质量分数为 97%). 3.2 还原焙烧温度的影响 在还原反应过程中 ,温度对铁晶粒的兼并长大 有着重要的影响 .本次实验在不同的还原温度下, 以焦炭为还原剂 (过量系数为 1.6)、生石灰为碱度 调节剂 (二元碱度为 0.8), 在还原时间为 2 h的条 件下进行还原焙烧实验, 焙烧温度对产品指标的影 响见图 2. 图 2 还原温度对产品指标的影响 Fig.2 Effectofreductiontemperatureonproductindexes 如图 2 所示, 当还原温度从 1 150 ℃增加到 · 976·

第8期 倪文等：金川镍弃渣铁资源回收综合利用 ·977° 1300℃时，铁的品位从5613%提升到89.84%，回 100 100 收率从60.06%提升到93.21%.从图中可以看出， 95 随着温度的增加，铁精矿的品位呈上升趋势，在 90 90 1300℃以前，铁的回收率也呈上升趋势.而1350℃ 80 品位 80 时则明显下降. 一回收率 75 硅酸铁的主要还原反应”如下： 0 2 1 2F(+2C(5)2Fe(+200(8 时间h △.G=295808-300.44T(Jmot1) (1) 图3还原时间对产品指标的影响 2FO(+S0(习→FgS0(, F3 Effect of reduction tie on product ndexes △G=-36233+21.09T(3mo1)(2) 消耗，坩埚中的还原性气氛持续降低，而氧化性气氛 FSS0(+2C→2Fe习+S0(9+2C0X 逐渐增强，从而使已被还原的铁再氧化.本次研究 △.G=332041-321.53T(Jmot1)(3) 中，当还原时间从2延长到3时，铁精矿的品位 由反应(3)中的Gbbs咱由能关系式△G= 从89.84%提升到90.08%回收率从93.21%提升 332041一32L.53T计算得知，F9S0的还原开始温 到93.389%，各项指标的提升幅度不是很大，而能耗 度为1037K(764℃方而由反应(1)可知，FO的还 却增加很多，当还原时间从3h延长到4h时，各项 原开始温度为992K(719℃)，可见FS①比FO 指标开始下降.综合考虑，确定还原时间为2b 难还原，这主要是因为F9SO的分解压比FO的分 3.4碱度的影响 解压高 图4为二元碱度对产品指标的影响. 由于反应(1和反应(3都是强吸热反应，因此 96 96 提升还原焙烧温度有利于还原反应速率的加快.另 外，由于反应(1)可以由以下两个反应组合而成： FO)+C0X→Fe习+C0(周(4) C()+C)()→2C0(马 (5) 一品位 84 一回收率 当还原温度升高后，还原剂的反应活性得到提高，反 应器内C的浓度增大，还原气氛增强，有利于反应 0.4 0.6 0.8 1.0 二元碱度 (4向正方向进行：同时，反应(5)体系内C的浓 图4二元碱度对产品指标的影响 度很低，因而反应(4的△G负值很大，使反应(1) Fg 4 Effect of binary basicity on Product indexes 更易向右进行，因此在图2中，铁精矿的品位和铁回 收率都随温度的增加而呈现上升趋势.但是，过高 在用碳还原硅酸铁时，可以加入碱性熔剂（如 的反应温度会导致物料的软化和熔化，使矿物之间 生石灰以促进其分解提高主要金属氧化物的活 产生粘连，为后续的磨矿工艺增加难度，影响产品指 度，降低其还原开始温度： 标1.本研究中，1350℃时铁精矿的品位最高，达 FES0()+2C0X习→2FO(习+CgS0( 92.58%:但该温度下的镍弃渣产生了熔融还原反 △Gm=-82593-9.79T(}mot')(6) 应，培烧产物中出现大量肉眼可见的铁颗粒，增加了 2F()+2Cs)-2Fe(s+2CO(8 磁选难度，从而导致回收率大幅下降为70.1%). △G=295808-30044T(Jmot1)(7) 综合考虑能耗、产品性能、后续处理等因素，确定还 F9S0(习+2COX匀+2C(9→ 原温度为1300℃. 2Fe(s)+C9S0(习+2CO(, 3.3还原焙烧时间的影响 △.G=213215-31023T(jmoT1)(8) 当还原温度为1300℃二元碱度为0.8其他 CO与S0Q的结合力大于FO和SQ的结合 条件不变时，还原时间的影响如图3所示 力，在镍弃渣还原焙烧过程中，加入适量的生石灰可 由图3可见，随着还原时间的增加，铁的品位和 使CO和S0结合而游离出FO有利于FO的还 铁回收率呈现出先升后降的趋势.当还原时间为3h 原.在反应(6中，CO取代了F9S0中的F游 的时候，品位和回收率达到最高，但随着还原时间的 离出的FEO成为自由状态的F)而自由状态的 进一步延长，品位和回收率反而有所下降.分析其 F(O活性很高，使FSQ易于还原.反应(8)中的 原因可能是：随着还原时间的增加，还原剂不断地被 Gbb白由能关系式△.G=213215-31023T表

第 8期 倪 文等:金川镍弃渣铁资源回收综合利用 1 300℃时, 铁的品位从 56.13%提升到 89.84%,回 收率从 60.06%提升到 93.21%.从图中可以看出 , 随着温度的增加 , 铁精矿的品位呈上升趋势 , 在 1 300℃以前 ,铁的回收率也呈上升趋势, 而 1 350 ℃ 时则明显下降. 硅酸铁的主要还原反应 [ 7]如下: 2FeO(s)+2C(s) 2Fe(s)+2CO(g), ΔrGm =295 808 -300.44T(J·mol -1 ) (1) 2FeO(s)+SiO2(s) Fe2 SiO4 (s), ΔrGm =-36 233 +21.09T(J·mol -1 ) (2) Fe2SiO4(s)+2C(s) 2Fe(s)+SiO2 (s)+2CO(g), ΔrGm =332 041 -321.53T(J·mol -1 ) (3) 由反应 (3)中的 Gibbs自由能关系式 ΔrGm = 332 041 -321.53T计算得知, Fe2 SiO4的还原开始温 度为 1 037 K(764 ℃);而由反应(1)可知 , FeO的还 原开始温度为 992 K(719 ℃).可见 Fe2 SiO4比 FeO 难还原 ,这主要是因为 Fe2SiO4的分解压比 FeO的分 解压高 . 由于反应(1)和反应(3)都是强吸热反应, 因此 提升还原焙烧温度有利于还原反应速率的加快.另 外 ,由于反应 (1)可以由以下两个反应组合而成 : FeO(s)+CO(g) Fe(s)+CO2(g) (4) C(s)+CO2 (s) 2CO(g) (5) 当还原温度升高后,还原剂的反应活性得到提高,反 应器内 CO的浓度增大 ,还原气氛增强 ,有利于反应 (4)向正方向进行 ;同时, 反应 (5)体系内 CO2的浓 度很低 ,因而反应 (4)的 ΔrGm负值很大, 使反应 (1) 更易向右进行,因此在图 2中,铁精矿的品位和铁回 收率都随温度的增加而呈现上升趋势 .但是 ,过高 的反应温度会导致物料的软化和熔化, 使矿物之间 产生粘连,为后续的磨矿工艺增加难度,影响产品指 标 [ 7--9] .本研究中, 1350 ℃时铁精矿的品位最高 ,达 92.58%;但该温度下的镍弃渣产生了熔融还原反 应 ,焙烧产物中出现大量肉眼可见的铁颗粒,增加了 磁选难度,从而导致回收率大幅下降 (为 70.11%). 综合考虑能耗、产品性能 、后续处理等因素, 确定还 原温度为 1 300 ℃. 3.3 还原焙烧时间的影响 当还原温度为 1 300 ℃、二元碱度为 0.8, 其他 条件不变时 ,还原时间的影响如图 3所示 . 由图 3可见, 随着还原时间的增加,铁的品位和 铁回收率呈现出先升后降的趋势.当还原时间为 3 h 的时候 ,品位和回收率达到最高 ,但随着还原时间的 进一步延长 ,品位和回收率反而有所下降.分析其 原因可能是 :随着还原时间的增加,还原剂不断地被 图 3 还原时间对产品指标的影响 Fig.3 Effectofreductiontimeonproductindexes 消耗 ,坩埚中的还原性气氛持续降低,而氧化性气氛 逐渐增强 ,从而使已被还原的铁再氧化 .本次研究 中, 当还原时间从 2 h延长到 3 h时, 铁精矿的品位 从 89.84%提升到 90.08%, 回收率从 93.21%提升 到 93.38%,各项指标的提升幅度不是很大 ,而能耗 却增加很多,当还原时间从 3 h延长到 4 h时, 各项 指标开始下降 .综合考虑, 确定还原时间为 2h. 3.4 碱度的影响 图 4为二元碱度对产品指标的影响 . 图 4 二元碱度对产品指标的影响 Fig.4 Effectofbinarybasicityonproductindexes 在用碳还原硅酸铁时, 可以加入碱性熔剂 (如 生石灰)以促进其分解, 提高主要金属氧化物的活 度, 降低其还原开始温度 : Fe2SiO4(s)+2CaO(s) 2FeO(s)+Ca2SiO4(s), ΔrGm =-82 593 -9.79T(J·mol -1 ) (6) 2FeO(s)+2C(s) 2Fe(s)+2CO(g), ΔrGm =295808 -300.44T(J·mol -1) (7) Fe2 SiO4 (s)+2CaO(s)+2C(s) 2Fe(s)+Ca2SiO4(s)+2CO(g), ΔrGm =213215 -310.23T(J·mol -1) (8) CaO与 SiO2的结合力大于 FeO和 SiO2的结合 力, 在镍弃渣还原焙烧过程中 ,加入适量的生石灰可 使 CaO和 SiO2结合而游离出 FeO,有利于 FeO的还 原.在反应(6)中 , CaO取代了 Fe2 SiO4中的 FeO, 游 离出的 FeO成为自由状态的 FeO, 而自由状态的 FeO活性很高 ,使 Fe2 SiO4易于还原 .反应 (8)中的 Gibbs自由能关系式 ΔrGm =213 215 -310.23T表 · 977·

。978 北京科技大学学报 第32卷 明，由于CO的加入，FSQ的还原开始温度从 1037K(764℃)下降到了734K(461℃).因此，适 95 90 当地调整碱度、增加CO的加入量有利于提高产品 中 指标0 80 一品位 综合考虑成本和以上各种影响因素，确定本次 ▲一回收率 75 10 0 实验的二元碱度为08 655 10 20 25 3.5磁选过程 磨矿时间/min 在还原温度为1300℃.还原时间为2h及二元 图6磨矿时间对品位和回收率的影响 碱度为0.8的条件下制备出还原焙烧产物，对其进 Fig 6 Effect ofmill ing tie on he grade and recovery mate of iron 行磨矿、磁选实验，考察磁场强度和磨矿细度对铁精 粉品位和铁回收率的影响， 3.6焙烧产物分析 3.5.1磁场强度对磁选的影响 对在还原温度为1300℃，还原时间为2h圾二 磨矿时间为20m时，磁场强度对铁品位和铁 元碱度为0.8的条件下制备出的焙烧产物进行 回收率的影响如图5所示 分析. 图7是焙烧样的反光显微镜照片.照片中明亮 95 195 的连生体是由多个生长中心的生长外延发生连生作 90 90 无 用所形成的.连生体内还存在很多未能连接完全的 85 暗80 墨一品位 边界痕迹.单个生长中心的外延基本上以球形生长 ★一回收率 75 75 的模式为主 70. 2.0 2.5 3.0 磁场强度A,m 图5磁场强度对品位和回收率的影响 Fg 5 Effect of maghetic fied ntensity on the grade and recovery mte of iron 从图5可以看出，随着磁场强度增强，铁品位呈 下降趋势，当磁场强度由1.5A增加到3.5A时，其 品位由91.34%下降到85.88%.铁回收率的总体 趋势是随磁场强度的增加而增加，当磁场强度为 图7焙烧样的反光显微镜照片 2.5Ar时，回收率达90.67%。3.0Ar'时回收 F7 Reflectingm icrosoope mage of oasting samples 率略有下降，然后继续呈上升趋势.综合考虑，确定 适宜的磁场强度为25Am. 图8是焙烧样的偏光显微镜照片.从图中可以 3.5.2磨矿细度对磁选的影响 看出，样品内的硅灰石晶体生长良好，若进一步分 磨矿细度对选矿来说至关重要.粒度过细易使 选有可能将其进一步纯化作为高附加值的非金属 矿物过磨和泥化，产生严重夹杂，既难于将有用成分 矿产品 和杂质分离，又使选矿成本增加：粒度过粗则不能将 有用矿物与脉石充分解离，达不到有效分选与富集 的目的.因此，必须通过磨矿细度实验来确定合适 的粒度. 图6为磁场强度为25小m时，磨矿时间对 产品指标的影响.由图可见。随着磨矿时间的延长， 铁粒与脉石等杂质的解离越充分，铁品位越高，而铁 回收率则呈现出先提升后下降的趋势，当磨矿时间 为20m时，铁回收率最高.综合考虑，确定磨矿时 50m 间为20m(其对应的细度为200目标准筛，筛余小 图8焙烧样的偏光显微镜照片 于10%). Fg8 Polarizing micoscope mage of roastng samples

北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 明 ,由于 CaO的加入 , Fe2 SiO4的还原开始温度从 1 037K(764 ℃)下降到了 734 K(461 ℃).因此 ,适 当地调整碱度、增加 CaO的加入量有利于提高产品 指标 [ 10] . 综合考虑成本和以上各种影响因素, 确定本次 实验的二元碱度为 0.8. 3.5 磁选过程 在还原温度为 1 300 ℃、还原时间为 2 h及二元 碱度为 0.8的条件下制备出还原焙烧产物, 对其进 行磨矿 、磁选实验 ,考察磁场强度和磨矿细度对铁精 粉品位和铁回收率的影响 . 3.5.1 磁场强度对磁选的影响 磨矿时间为 20 min时, 磁场强度对铁品位和铁 回收率的影响如图 5所示. 图 5 磁场强度对品位和回收率的影响 Fig.5 Effectofmagneticfieldintensityonthegradeandrecovery rateofiron 从图 5可以看出, 随着磁场强度增强 ,铁品位呈 下降趋势, 当磁场强度由 1.5 A增加到 3.5 A时 ,其 品位由 91.34%下降到 85.88%.铁回收率的总体 趋势是随磁场强度的增加而增加 , 当磁场强度为 2.5A·m -1时, 回收率达 90.67%, 3.0 A·m -1时回收 率略有下降 ,然后继续呈上升趋势 .综合考虑, 确定 适宜的磁场强度为 2.5 A·m -1 . 3.5.2 磨矿细度对磁选的影响 磨矿细度对选矿来说至关重要 .粒度过细易使 矿物过磨和泥化 ,产生严重夹杂 ,既难于将有用成分 和杂质分离 ,又使选矿成本增加 ;粒度过粗则不能将 有用矿物与脉石充分解离 , 达不到有效分选与富集 的目的 .因此, 必须通过磨矿细度实验来确定合适 的粒度 . 图 6为磁场强度为 2.5 A·m -1时, 磨矿时间对 产品指标的影响 .由图可见, 随着磨矿时间的延长 , 铁粒与脉石等杂质的解离越充分,铁品位越高 ,而铁 回收率则呈现出先提升后下降的趋势, 当磨矿时间 为 20 min时,铁回收率最高.综合考虑 ,确定磨矿时 间为 20 min(其对应的细度为 200目标准筛 ,筛余小 于 10%). 图 6 磨矿时间对品位和回收率的影响 Fig.6 Effectofmillingtimeonthegradeandrecoveryrateofiron 3.6 焙烧产物分析 对在还原温度为 1 300 ℃、还原时间为 2 h及二 元碱度为 0.8 的条件下制备出的焙烧产物进行 分析 . 图 7是焙烧样的反光显微镜照片.照片中明亮 的连生体是由多个生长中心的生长外延发生连生作 用所形成的.连生体内还存在很多未能连接完全的 边界痕迹 .单个生长中心的外延基本上以球形生长 的模式为主. 图 7 焙烧样的反光显微镜照片 Fig.7 Reflectingmicroscopeimageofroastingsamples 图 8是焙烧样的偏光显微镜照片.从图中可以 看出 ,样品内的硅灰石晶体生长良好, 若进一步分 选, 有可能将其进一步纯化, 作为高附加值的非金属 矿产品. 图 8 焙烧样的偏光显微镜照片 Fig.8 Polarizingmicroscopeimageofroastingsamples · 978·

第8期 倪文等：金川镍弃渣铁资源回收综合利用 979 图9图10分别是焙烧产物的X射线衍射曲线 图和S田M照片图 ①Fe ②Magnatre 3Ca0 ④CaSi0, ⑤CaSi0, Marnatre 图11铁精粉样品的SM照片 Fg 11 SEM mage of iron conoentrate samples 00 70 289 504 Fe 图9焙烧样的X射线衍射曲线 40 Fig 9 XRD Patte ms of roasting samp les Fe 012345678 能量keV 图12SM图片中A颗粒物的能谱分析 Fg 12 EDAX spectum of Panic le A in the SEM mage 采用传统的选矿工艺难以实现铁的富集， (2)针对镍弃渣的特点，突破传统选别方法的 图10培烧样的SEM佩片 局限，开发了深度还原磁选新工艺，有效地实现了 Fg 10 SEM mage of oasting samples 铁的富集，为镍弃渣的综合利用开辟了新途径. 将图9与图1进行对比分析可以看出，图1中 (3)在还原温度为1300℃还原时间为2h圾 的主要物相为2FOSO,而图9中2F0SO的特 二元碱度为0.8的条件下，采用深度还原技术还原 征衍射峰己经完全消失.由于CO的置换作用， 镍弃渣中的硅酸铁.焙烧产物的XRD分析、显微镜 图9中出现了图1中没有的硅灰石相，而图1中的 分析和S田M分析表明，渣中的硅酸铁绝大部分己被 2FOSO都已被还原成金属铁F的特征衍射峰 还原成金属铁，铁粒和硅灰石晶体生长良好，采用 如图9所示. 磁选工艺实现铁精粉与尾渣的分离，最终所得全铁 从图10中可以看到，照片中表面粗糙、外表浑 品位为89.84%回收率为93.21%.S田M和能谱分 圆的不规则连生体和球状颗粒就是被焙烧还原出的 析表明，铁精粉颗粒发育良好，杂质少 铁粒.铁粒的发育良好，短轴方向约为10μ四长轴 方向可达30~60um 参考文献 3.7铁精矿分析 II]Zhao Jw ZhangK B Save and hth efficency utilizaton of ir 深度还原磁选的产品之一为铁精粉.图11、 m neral resources nChina Conserv UtilMner Reaur 2008(2) 图12分别是铁精粉的SM照片和能谱分析图. 5 (赵军伟，张克仁.加强我国铁矿资源的节约与高效利用.矿 图11中的不规则颗粒物就是培烧还原出的铁 产保护与利用，2008(2：5) 精粉.从图中可以看出，铁精粉的粒度很大且发育 W ang Y.Ampsis of Chnas ion resaurce siuatin and strategy of 良好，其短轴方向在10μm左右，长轴方向可达 its sustairable suppy MetMine 2008(1 11 60μ以上.图12的能谱分析表明，铁粉中杂质很 (王颖。我国铁矿资源形势分析与其可持续供给的策略金属 少，主要由金属铁组成，这与所得铁精矿粉89.84% 矿山，2008(1：11) 的品位相吻合. [3 LiuG L Conprehensive utilizatin of secandary resource ofJn chuanGroup Compay ChnaMme Eng 2004 33(2):39 4结论 (刘广龙.金川集团公司二次资源综合利用.中国矿山工程 200433(2为39) (I)镍弃渣中的铁主要以硅酸铁的形式存在，【4Liag YS SuoW D Mieralresaurces omphensive utilizatin

第 8期 倪 文等:金川镍弃渣铁资源回收综合利用 图 9、图 10分别是焙烧产物的 X射线衍射曲线 图和 SEM照片图 . 图 9 焙烧样的 X射线衍射曲线 Fig.9 XRDpatternsofroastingsamples 图 10 焙烧样的 SEM照片 Fig.10 SEMimageofroastingsamples 将图 9与图 1进行对比分析可以看出 , 图 1中 的主要物相为 2FeO·SiO2 , 而图 9中 2FeO·SiO2的特 征衍射峰已经完全消失.由于 CaO的置换作用 , 图 9中出现了图 1 中没有的硅灰石相, 而图 1中的 2FeO·SiO2都已被还原成金属铁, Fe的特征衍射峰 如图 9所示 . 从图 10中可以看到, 照片中表面粗糙 、外表浑 圆的不规则连生体和球状颗粒就是被焙烧还原出的 铁粒.铁粒的发育良好 ,短轴方向约为 10 μm, 长轴 方向可达 30 ～ 60 μm. 3.7 铁精矿分析 深度还原--磁选的产品之一为铁精粉.图 11、 图 12分别是铁精粉的 SEM照片和能谱分析图. 图 11中的不规则颗粒物就是焙烧还原出的铁 精粉.从图中可以看出 , 铁精粉的粒度很大且发育 良好, 其短轴方向在 10 μm左右 , 长轴方向可达 60 μm以上.图 12的能谱分析表明, 铁粉中杂质很 少 ,主要由金属铁组成, 这与所得铁精矿粉 89.84% 的品位相吻合. 4 结论 (1)镍弃渣中的铁主要以硅酸铁的形式存在 , 图 11 铁精粉样品的 SEM照片 Fig.11 SEMimageofironconcentratesamples 图 12 SEM图片中 A颗粒物的能谱分析 Fig.12 EDAXspectrumofParticleAintheSEMimage 采用传统的选矿工艺难以实现铁的富集 . (2)针对镍弃渣的特点, 突破传统选别方法的 局限 ,开发了深度还原 --磁选新工艺 ,有效地实现了 铁的富集 ,为镍弃渣的综合利用开辟了新途径. (3)在还原温度为 1 300 ℃、还原时间为 2 h及 二元碱度为 0.8 的条件下, 采用深度还原技术还原 镍弃渣中的硅酸铁 .焙烧产物的 XRD分析 、显微镜 分析和 SEM分析表明,渣中的硅酸铁绝大部分已被 还原成金属铁 , 铁粒和硅灰石晶体生长良好 .采用 磁选工艺实现铁精粉与尾渣的分离 , 最终所得全铁 品位为 89.84%,回收率为 93.21%.SEM和能谱分 析表明,铁精粉颗粒发育良好 ,杂质少. 参 考 文 献 [ 1] ZhaoJW, ZhangKR.Saveandhigh-efficiencyutilizationofiron mineralresourcesinChina.ConservUtilMinerResour, 2008(2): 5 (赵军伟, 张克仁.加强我国铁矿资源的节约与高效利用.矿 产保护与利用, 2008(2):5) [ 2] WangY.AnalysisofChinasironresourcesituationandstrategyof itssustainablesupply.MetMine, 2008(1):11 (王颖.我国铁矿资源形势分析与其可持续供给的策略.金属 矿山, 2008(1):11) [ 3] LiuGL.ComprehensiveutilizationofsecondaryresourceofJin￾chuanGroupCompany.ChinaMineEng, 2004, 33(2):39 (刘广龙.金川集团公司二次资源综合利用.中国矿山工程, 2004, 33(2):39) [ 4] LiangYS, SuoW D.Mineralresourcescomprehensiveutilization · 979·

。980 北京科技大学学报 第32卷 and ecosystem establistment in Jinchuan CopperNickel Mne [8 BaiGH Zhuang JW W ang L Q et al nvestgaton on the Non ferous Met 2002 54(2):112 slg ion separation of bw grade refractory ion ore n direct reduc 梁永顺，索文德.金川铜镍矿资源综合利用和矿山生态环境 tion Process Sntering Peletizing 1996 21(4)17 建设.有色金属.200254(2)：112) (白国华庄剑鸣，王龙千，等.低品位难选铁矿在直接还原过 5]LeiT A sudy on Phase cmpositon and prooessmechanism of 程中渣铁分离的研究.烧结球团，199621(4：17) electri fumaoe tinslagwith hgh W_Si content I Kurming Univ 19]X oYZ ZhaiY Zhu DQ et al Test research an direct reduc S6 Tehnol199722(4片120 tionmagnetic separation of sper fine lean hematite ore Met (雷霆。高钨高硅电炉锡渣的相组成及形成机理研究.昆明理 Mi2008(4:47 工大学学报，19972(4为120) (肖永忠，翟勇，朱德庆，等。超微细贫赤铁矿直接还原-磁选 [6 ShengG H Zhai J P Makng metallurgical skg fom nickel in 实验研究.金属矿山，2008(4)：47) dustry a resoure MetM ne 2005 (10).68 10 Zharg H F Xue Z L.Zhou JC et al Producing iron nuggets (盛广宏，翟建平.镍工业治金渣的资源化.金属矿山.205 with direct reduction fom coalm ixed pellets JWuhan Univ Sci (10:68) Technol Nat SciEd 200Z 30(2):125 I7]Huang X H Fundamental of FemousMem luurgy 3rd Ed Bei (张海蜂，薛正良，周继程，等.内配煤团块直接还原法制备 jng Metalurgical Industry Press 2005 铁粒技术研究.武汉科技大学学报：自然科学版。200730 (黄希祜.钢铁治金原理.3版.北京：治金工业出版社， (2,125) 2005)

北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 andecosystem establishmentinJinchuanCopper-NickelMine. NonferrousMet, 2002, 54(2):112 (梁永顺, 索文德.金川铜镍矿资源综合利用和矿山生态环境 建设.有色金属, 2002, 54(2):112) [ 5] LeiT.Astudyonphasecompositionandprocessmechanismof electricfurnacetin-slagwithhighW-Sicontent.JKunmingUniv SciTechnol, 1997, 22(4):120 (雷霆.高钨高硅电炉锡渣的相组成及形成机理研究.昆明理 工大学学报, 1997, 22(4):120) [ 6] ShengGH, ZhaiJP.Makingmetallurgicalslagfromnickelin￾dustryaresource.MetMine, 2005(10):68 (盛广宏, 翟建平.镍工业冶金渣的资源化.金属矿山, 2005 (10):68) [ 7] HuangXH.FundamentalofFerrousMetallurgy.3rdEd.Bei￾jing:MetallurgicalIndustryPress, 2005 (黄希祜.钢铁冶金原理.3 版.北京:冶金工业出版社, 2005) [ 8] BaiGH, ZhuangJW, WangLQ, etal.Investigationonthe slag-ironseparationoflowgraderefractoryironoreindirectreduc￾tionprocess.SinteringPelletizing, 1996, 21(4):17 (白国华, 庄剑呜, 王龙千, 等.低品位难选铁矿在直接还原过 程中渣铁分离的研究.烧结球团, 1996, 21(4):17) [ 9] XiaoYZ, ZhaiY, ZhuDQ, etal.Testresearchondirectreduc￾tion-magneticseparationofsuper-fineleanhematiteore.Met Mine, 2008(4):47 (肖永忠, 翟勇, 朱德庆, 等.超微细贫赤铁矿直接还原-磁选 实验研究.金属矿山, 2008(4):47) [ 10] ZhangHF, XueZL, ZhouJC, etal.Producingironnuggets withdirectreductionfromcoalmixedpellets.JWuhanUnivSci TechnolNatSciEd, 2007, 30(2):125 (张海峰, 薛正良, 周继程, 等.内配煤团块直接还原法制备 铁粒技术研究.武汉科技大学学报:自然科学版, 2007, 30 (2):125) · 980·