第36卷第5期 北京科技大学学报 Vol.36 No.5 2014年5月 Journal of University of Science and Technology Beijing May 2014 红土镍矿选择性还原一熔分制备镍铁合金 郭亚光少,朱荣),吕 明”,郭明威”,王永威”,周春芳) 1)北京科技大学治金与生态工程学院,北京1000832)北京中治设备研究设计总院有限公司,北京100029 ☒通信作者,E-mail:yaguang031@126.com 摘要以硅镁型红土镍矿为原料,采用金属化培烧熔分工艺,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30n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/0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F·的形式存在于铁金属化率70%的金属化球团中 关键词红土镍矿:矿石还原:熔炼:镍铁合金 分类号TF644 Extraction of a nickel-iron alloy from nickel laterite ore through selective reduction and smelting process GUO Ya-guang,ZHU Rong,L0 Ming,GUO Ming-wei,WANG Yong-wei,ZHOU Chun-fang 1)School of Metallurgical and Ecological Engineering,University of Seience and Technology Beijing,Beijing 100083,China 2)Beijing Central Research and Design Institute of MCC Equipment Company,Ltd.,Beijing 100029,China Corresponding author,E-mail:yaguang031@126.com ABSTRACT Metallization pellets were prepared from silicon-magnesium-type nickel laterite ore through metallization roasting and smelting process.Orthogonal experiment was carried out to investigate the effect of control parameters on the experimental results.A nickel-iron alloy was extracted from the metallization pellets after 30 min of smelting at 1 500 C.It is shown that C/O molar ratio has prior influence on the selective reduction process,followed by roasting temperature,roasting time and basicity.The nickel grade of the nickel iron alloy can be controlled at 19%in the extraction process by governing the manipulated factors.The sulphur and phosphorus distribution ratio increases when the basicity increases from 0.8 to 1.2.The metallization pellets and slag were microscopically analyzed by X-ray diffraction and scanning electron microscopy.The results show that the added limestone reacts rapidly with the complex ore to produce nickel oxide and iron oxide,and thus,promotes the reduction rate.When the amount of limestone is insufficient,little amount of iron in the form of hematite exists in the metallization pellets which have the metallization rate of 70%. KEY WORDS nickel laterite ore:ore reduction:smelting:nickel-iron alloys 镍是一种较为丰富的、存在于铁镁硅铝酸岩浆 好,工艺技术成熟,目前约60%的镍来源于硫化镍 所形成的铁镁橄榄石中的金属元素,具有高强度以 矿囚.随着硫化镍矿资源的长期开发,储量急剧下 及良好抗腐蚀性能、抗氧化性能、耐高温性能和延展 降.因此,全球镍行业将资源开发的重心瞄准储量 性能的特点).在己探明的镍矿资源中,硫化镍占 丰富的红土镍矿,红土镍矿资源的采治利用比例已 30%,红土镍矿占70%0.由于硫化镍矿资源品质 占世界镍产量的40%以上6. 收稿日期:201303-15 DOI:10.13374/j.issn1001-053x.2014.05.003:http://journals.ustb.edu.cn
第 36 卷 第 5 期 2014 年 5 月 北京科技大学学报 Journal of University of Science and Technology Beijing Vol. 36 No. 5 May 2014 红土镍矿选择性还原--熔分制备镍铁合金 郭亚光1) ,朱 荣1) ,吕 明1) ,郭明威2) ,王永威1) ,周春芳2) 1) 北京科技大学冶金与生态工程学院,北京 100083 2) 北京中冶设备研究设计总院有限公司,北京 100029 通信作者,E-mail: yaguang031@ 126. com 摘 要 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 30 min 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. 关键词 红土镍矿; 矿石还原; 熔炼; 镍铁合金 分类号 TF 644 Extraction of a nickel-iron alloy from nickel laterite ore through selective reduction and smelting process GUO Ya-guang1) ,ZHU Rong1) ,L Ming1) ,GUO Ming-wei2) ,WANG Yong-wei1) ,ZHOU Chun-fang2) 1) School of Metallurgical and Ecological Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China 2) Beijing Central Research and Design Institute of MCC Equipment Company,Ltd. ,Beijing 100029,China Corresponding author,E-mail: yaguang031@ 126. com ABSTRACT Metallization pellets were prepared from silicon-magnesium-type nickel laterite ore through metallization roasting and smelting process. Orthogonal experiment was carried out to investigate the effect of control parameters on the experimental results. A nickel-iron alloy was extracted from the metallization pellets after 30 min of smelting at 1 500 ℃ . It is shown that C/O molar ratio has prior influence on the selective reduction process,followed by roasting temperature,roasting time and basicity. The nickel grade of the nickel iron alloy can be controlled at 19% in the extraction process by governing the manipulated factors. The sulphur and phosphorus distribution ratio increases when the basicity increases from 0. 8 to 1. 2. The metallization pellets and slag were microscopically analyzed by X-ray diffraction and scanning electron microscopy. The results show that the added limestone reacts rapidly with the complex ore to produce nickel oxide and iron oxide,and thus,promotes the reduction rate. When the amount of limestone is insufficient,little amount of iron in the form of hematite exists in the metallization pellets which have the metallization rate of 70% . KEY WORDS nickel laterite ore; ore reduction; smelting; nickel-iron alloys 收稿日期: 2013--03--15 DOI: 10. 13374 /j. issn1001--053x. 2014. 05. 003; http: / /journals. ustb. edu. cn 镍是一种较为丰富的、存在于铁镁硅铝酸岩浆 所形成的铁镁橄榄石中的金属元素,具有高强度以 及良好抗腐蚀性能、抗氧化性能、耐高温性能和延展 性能的特点[1--3]. 在已探明的镍矿资源中,硫化镍占 30% ,红土镍矿占 70%[4]. 由于硫化镍矿资源品质 好,工艺技术成熟,目前约 60% 的镍来源于硫化镍 矿[5]. 随着硫化镍矿资源的长期开发,储量急剧下 降. 因此,全球镍行业将资源开发的重心瞄准储量 丰富的红土镍矿,红土镍矿资源的采冶利用比例已 占世界镍产量的 40% 以上[6--7].
第5期 郭亚光等:红土镍矿选择性还原一熔分制备镍铁合金 ·585· 目前,国内外对红土镍矿的处理工艺主要有两 炉治炼镍铁合金工艺相比,电耗和原材料消耗显著 种:火法和湿法.湿法工艺有高压酸浸法、氨浸法和 降低:与回转窑一电炉治炼工艺相比,预还原过程具 常压酸浸法-0;火法工艺有回转窑一电炉熔炼工 有还原率高、操作方便、效率高、可降低能源消耗、原 艺、竖炉一电炉治炼工艺、鼓风炉治炼工艺等.火法 料范围更广等特点. 治炼镍铁主要采用回转窑一电炉(RKEF)冶炼工艺, 本文以低品位红土镍矿为原料,对转底炉一电 此工艺技术可靠、工艺成熟,但对原料要求较高,矿 炉流程采用选择性还原一熔分工艺处理红土镍矿生 热炉对入炉原料要求镍高铁低1一.笔者对转底 产镍铁合金过程进行了实验室实验,采用快速升温 炉一电炉流程采用选择性还原一熔分工艺处理红土 箱式电炉制备红土镍矿金属化球团,并对其进行高 镍矿生产镍铁合金的过程进行了深入探索.该工艺 温熔融分离制备镍铁合金珠铁,研究了选择性还原一 流程利用转底炉将红土镍矿含碳球团进行选择性还 熔分制备镍铁合金的影响因素及最佳工艺参数 原而得到金属化球团,此金属化球团具有镍还原率 1 实验原料及流程 高而铁还原率较低的特点.将得到的金属化球团热 装热送至电炉,熔融分离得到高品位镍铁合金:利 1.1实验原料 用转底炉排出的900~1100℃的烟气对助燃空气及 实验所用矿物、还原煤和石灰石均来源于印度 燃气进行预热以期达到提高转底炉内温度和降低能 尼西亚,其中红土镍矿属于硅镁型,其成分如表1 源消耗的目的.此工艺与不经过转底炉预还原的电 所示. 表1红土镍矿的主要化学成分(质量分数) Table 1 Main chemical composition of the nickel laterite ore % G TFe Cr AL203 Si02 Ca0 Mgo 灼减 Co 1.89 23.00 0.64 3.36 29.10 0.77 16.20 13.70 0.0340 0.01 0.0370 图1为红土镍矿的X射线衍射谱.红土镍矿物 表3实验用石灰石主要化学成分(质量分数) 相复杂,主要有蛇纹石(Mg,Fe,Ni),Si2O,(OH)、尖 Table 3 Main chemical composition of limestone samples 晶石(Mg,Fe,Zn,Mn)(Al,Cr,Fe)2O,、滑石 Si02Al203Fc20gMg0Ca0P205烧蚀量 Mg[Si,0o](OH)2、赤铁矿Fez03、磁铁矿Fe,0,、角 1.111.09 0.211.3953.420.033042.850.0180 闪石(Ca,Na)2-3(Mg2+,Fe2+,Fe3+,A3+)sAl, 1.2选择性还原热力学分析 Si)02](OH),和石英SiO2,其中镍主要赋存于蛇 表4所示为还原反应过程中主要反应及相关热 纹石中,利用传统选矿方法无法有效进行镍的富集 力学数据.由表4和图2分析可知,与还原铁氧化 700 蛇纹石 物相比,还原镍氧化物所需的温度及还原势要低得 600 。一尖品石 多的.为达到选择性还原、获得理想产物的目的, 一滑石 500 4一赤铁矿 要求还原尽可能多的镍氧化物,而铁氧化物按需求 400 ?一磁铁矿 一角闪石 进行还原,通常采取减少还原剂加入量或降低焙烧 300 一石英 温度的方法,以达到红土镍矿中绝大部分镍氧化物 200 还原成金属镍,部分铁氧化物还原为金属铁的目的 100 经过高温熔融一渣铁分离形成镍品位较高的镍铁合 20 40 60 80 100 金,剩余的铁氧化物还原为低价的FO,与渣中的 图1红土镍矿X射线衍射图谱 Si0,等物质结合生成炉渣.根据表4中反应式(5) Fig.1 XRD pattern of the nickel laterite ore 和(6)的计算可知,加入Ca0可使Fe,SiO,的开始还 表2所示为煤的化学成分,表3所示为石灰石 原温度由1036.7K下降到757.4K 化学成分 1.3研究方法 表2煤的工业分析及化学成分(质量分数) 采用转底炉一矿热炉工艺进行实验研究.为得 Table 2 Industrial analysis and composition of the coal 到高品位镍铁合金,进行选择性还原,通过改变配碳 水分 固定碳 挥发分 灰分 量、碱度等实验条件,进行四因素三水平正交试验制 4.67 45.28 48.56 1.30 0.10 备金属化球团,将金属化球团在1500℃下熔融分离
第 5 期 郭亚光等: 红土镍矿选择性还原--熔分制备镍铁合金 目前,国内外对红土镍矿的处理工艺主要有两 种: 火法和湿法. 湿法工艺有高压酸浸法、氨浸法和 常压酸浸法[8--10]; 火法工艺有回转窑--电炉熔炼工 艺、竖炉--电炉冶炼工艺、鼓风炉冶炼工艺等. 火法 冶炼镍铁主要采用回转窑--电炉( RKEF) 冶炼工艺, 此工艺技术可靠、工艺成熟,但对原料要求较高,矿 热炉对入炉原料要求镍高铁低[11--14]. 笔者对转底 炉--电炉流程采用选择性还原--熔分工艺处理红土 镍矿生产镍铁合金的过程进行了深入探索. 该工艺 流程利用转底炉将红土镍矿含碳球团进行选择性还 原而得到金属化球团,此金属化球团具有镍还原率 高而铁还原率较低的特点. 将得到的金属化球团热 装热送至电炉,熔融分离得到高品位镍铁合金. 利 用转底炉排出的 900 ~ 1100 ℃的烟气对助燃空气及 燃气进行预热以期达到提高转底炉内温度和降低能 源消耗的目的. 此工艺与不经过转底炉预还原的电 炉冶炼镍铁合金工艺相比,电耗和原材料消耗显著 降低; 与回转窑--电炉冶炼工艺相比,预还原过程具 有还原率高、操作方便、效率高、可降低能源消耗、原 料范围更广等特点. 本文以低品位红土镍矿为原料,对转底炉--电 炉流程采用选择性还原--熔分工艺处理红土镍矿生 产镍铁合金过程进行了实验室实验,采用快速升温 箱式电炉制备红土镍矿金属化球团,并对其进行高 温熔融分离制备镍铁合金珠铁,研究了选择性还原-- 熔分制备镍铁合金的影响因素及最佳工艺参数. 1 实验原料及流程 1. 1 实验原料 实验所用矿物、还原煤和石灰石均来源于印度 尼西亚,其中红土镍矿属于硅镁型,其成分如表 1 所示. 表 1 红土镍矿的主要化学成分 ( 质量分数) Table 1 Main chemical composition of the nickel laterite ore % Ni TFe Cr Al2O3 SiO2 CaO MgO 灼减 S P Co 1. 89 23. 00 0. 64 3. 36 29. 10 0. 77 16. 20 13. 70 0. 0340 0. 01 0. 0370 图 1 为红土镍矿的 X 射线衍射谱. 红土镍矿物 相复杂,主要有蛇纹石( Mg,Fe,Ni) 3 Si2O5 ( OH) 4、尖 晶石 ( Mg,Fe,Zn,Mn ) ( Al,Cr,Fe ) 2 O4、滑 石 Mg3[Si4O10]( OH) 2、赤铁矿 Fe2O3、磁铁矿Fe3O4、角 闪石( Ca,Na) 2 ~ 3 ( Mg2 + ,Fe2 + ,Fe3 + ,Al3 + ) 5 [( Al, Si) 8O22]( OH) 2和石英 SiO2,其中镍主要赋存于蛇 纹石中,利用传统选矿方法无法有效进行镍的富集. 图 1 红土镍矿 X 射线衍射图谱 Fig. 1 XRD pattern of the nickel laterite ore 表 2 所示为煤的化学成分,表 3 所示为石灰石 化学成分. 表 2 煤的工业分析及化学成分( 质量分数) Table 2 Industrial analysis and composition of the coal % 水分 固定碳 挥发分 灰分 S 4. 67 45. 28 48. 56 1. 30 0. 10 表 3 实验用石灰石主要化学成分( 质量分数) Table 3 Main chemical composition of limestone samples % SiO2 Al2O3 Fe2O3 MgO CaO P2O5 烧蚀量 S 1. 11 1. 09 0. 21 1. 39 53. 42 0. 0330 42. 85 0. 0180 1. 2 选择性还原热力学分析 表 4 所示为还原反应过程中主要反应及相关热 力学数据. 由表 4 和图 2 分析可知,与还原铁氧化 物相比,还原镍氧化物所需的温度及还原势要低得 多[15]. 为达到选择性还原、获得理想产物的目的, 要求还原尽可能多的镍氧化物,而铁氧化物按需求 进行还原,通常采取减少还原剂加入量或降低焙烧 温度的方法,以达到红土镍矿中绝大部分镍氧化物 还原成金属镍,部分铁氧化物还原为金属铁的目的. 经过高温熔融--渣铁分离形成镍品位较高的镍铁合 金,剩余的铁氧化物还原为低价的 FeO,与渣中的 SiO2等物质结合生成炉渣. 根据表 4 中反应式( 5) 和( 6) 的计算可知,加入 CaO 可使 Fe2 SiO4的开始还 原温度由 1036. 7 K 下降到 757. 4 K. 1. 3 研究方法 采用转底炉--矿热炉工艺进行实验研究. 为得 到高品位镍铁合金,进行选择性还原,通过改变配碳 量、碱度等实验条件,进行四因素三水平正交试验制 备金属化球团,将金属化球团在 1500 ℃ 下熔融分离 · 585 ·
·586 北京科技大学学报 第36卷 表4还原反应及相关热力学数据 Table 4 Reduction reactions and thermodynamic data 编号 反应式 △Ge/(Jmol-1) 反应开始温度/K 1 3Fe203+C=2Fe304+C0 124429-224.2T 555.0 2 Fe304+C=3F0+C0 207510-217.62T 953.4 3 Fe0+C=Fe+CO 149600-150.36T 994.9 4 Ni0+C=Ni +CO 124090-170.08T 729.6 Fe2 SiO +2C =2Fe Si0,+2C0 354140-341.59T 1036.7 Fe2 Si0 +2C +2Ca0 =2Fe+Ca2 SiO +2C0 235347-310.71T 757.4 0 -Fe.0. 表5正交试验方案及直观分析 4Fe,0+0,=6Fe,0 +Fe 0 Table 5 Scheme and intuitive analysis of orthogonal experiment -200 +6Fe,0 +2Fe0. 焙烧 焙烧 C/0 碱度, -400车 序号 时间/min 摩尔比 mFe/% Nio 温度/℃ R -600 +S0 1 1200 0.4 0.8 40.4 -Cao 80 Mno 20 1200 20 0.6 1.0 57.2 →MgO 1200 25 0.8 1.2 62.1 -10 w -1 4* 1250 15 0.6 1.2 65.7 -1200 ALO. 4008001200160020002400 w 1250 20 0.8 0.8 69.6 T/K 6 1250 25 0.4 1.0 52.0 图2氧势图 7* 1300 15 0.8 1.0 71.2 Fig.2 Oxygen-potential diagram 8 1300 20 0.4 1.2 48.8 9 1300 25 0.6 0.8 66.7 30min制备高品位镍铁合金.具体实验步骤如下. 均值1 53.2 59.1 47.1 58.8 (1)红土镍矿(-1mm)在105℃条件下烘烤干 均值2 62.4 58.5 63.2 60.1 燥至恒重,称取200g红土镍矿并配加适量煤粉 均值3 62.2 60.3 67.6 58.9 (-1mm)及石灰石,充分混匀后采用高压球机压制 极差 9.2 1.8 20.5 1.3 成规则的、大小一致的含碳球团.将球团置于快速 升温箱式电炉中还原焙烧、空冷,对所得金属化球团 从表5的极差分析可知,由于配料及实验条件 进行化学成分、X射线衍射和扫描电镜分析. 不同,金属化球团中铁的金属化率相差较大.对比 (2)将金属化球团置于刚玉坩埚中,在1500℃ 影响铁金属化率的四个因素,发现C/O摩尔比为主 下熔融分离30min后取出,使得渣铁分离,对所得 要影响因素,其余三个因素影响程度从大到小依次 珠铁进行化学成分分析、尾渣进行化学成分和X射 为焙烧温度、焙烧时间和碱度 线衍射分析. 2.2金属化球团显微分析 2结果及分析 2.2.1扫描电镜-能谱分析 为研究不同金属化率的金属化球团微观组成, 2.1选择性还原 选取正交试验中金属化率相差最大的两组进行扫描 本实验主要探索焙烧温度、焙烧时间、C/0摩 电镜观察及能谱分析.图3~图5和表6~表9为 尔比和碱度四个因素对选择性还原制备金属化球团 1"(金属化率40.4%)和7(金属化率71.2%)实验 的影响,进行四因素三水平正交试验.正交试验结 扫描电镜图像、能谱图及对应点成分.从图中可以 果及分析见表5 得出:金属化率较高的7实验铁、镍聚集长大现象 表中Fe的金属化率定义为 优于1"实验,铁晶粒出现明显连接.图3显示出,由 mr.=o(MFe)/u(TFe) (1) 于反应时间为15min时煤粉中碳与金属氧化物反 式中,ms.为Fe的金属化率,w(MFe)为金属化球团 应气化、挥发分高温挥发逸出造成金属化球团中产 中金属铁的质量分数,w(TFe)为金属化球团中铁元 生较多的空隙,且图3(b)空隙度远大于图3(a).产 素的质量分数 生此现象的主要原因是7"实验C/0摩尔比和反应
北 京 科 技 大 学 学 报 第 36 卷 表 4 还原反应及相关热力学数据 Table 4 Reduction reactions and thermodynamic data 编号 反应式 ΔG— /( J·mol - 1 ) 反应开始温度/K 1 3Fe2O3 + C 2Fe 3O4 + CO 124429 - 224. 2T 555. 0 2 Fe3O4 + C 3FeO + CO 207510 - 217. 62T 953. 4 3 FeO + C Fe + CO 149600 - 150. 36T 994. 9 4 NiO + C Ni + CO 124090 - 170. 08T 729. 6 5 Fe2 SiO4 + 2C 2Fe + SiO 2 + 2CO 354140 - 341. 59T 1036. 7 6 Fe2 SiO4 + 2C + 2CaO 2Fe + Ca 2 SiO4 + 2CO 235347 - 310. 7lT 757. 4 图 2 氧势图 Fig. 2 Oxygen-potential diagram 30 min 制备高品位镍铁合金. 具体实验步骤如下. ( 1) 红土镍矿( - 1 mm) 在 105 ℃条件下烘烤干 燥至恒重,称取 200 g 红土镍矿并配加适量煤粉 ( - 1 mm) 及石灰石,充分混匀后采用高压球机压制 成规则的、大小一致的含碳球团. 将球团置于快速 升温箱式电炉中还原焙烧、空冷,对所得金属化球团 进行化学成分、X 射线衍射和扫描电镜分析. ( 2) 将金属化球团置于刚玉坩埚中,在 1500 ℃ 下熔融分离 30 min 后取出,使得渣铁分离,对所得 珠铁进行化学成分分析、尾渣进行化学成分和 X 射 线衍射分析. 2 结果及分析 2. 1 选择性还原 本实验主要探索焙烧温度、焙烧时间、C /O 摩 尔比和碱度四个因素对选择性还原制备金属化球团 的影响,进行四因素三水平正交试验. 正交试验结 果及分析见表 5. 表中 Fe 的金属化率定义为 mFe = w( MFe) /w( TFe) . ( 1) 式中,mFe为 Fe 的金属化率,w( MFe) 为金属化球团 中金属铁的质量分数,w( TFe) 为金属化球团中铁元 素的质量分数. 表 5 正交试验方案及直观分析 Table 5 Scheme and intuitive analysis of orthogonal experiment 序号 焙烧 温度/℃ 焙烧 时间/min C /O 摩尔比 碱度, R mFe /% 1# 1200 15 0. 4 0. 8 40. 4 2# 1200 20 0. 6 1. 0 57. 2 3# 1200 25 0. 8 1. 2 62. 1 4# 1250 15 0. 6 1. 2 65. 7 5# 1250 20 0. 8 0. 8 69. 6 6# 1250 25 0. 4 1. 0 52. 0 7# 1300 15 0. 8 1. 0 71. 2 8# 1300 20 0. 4 1. 2 48. 8 9# 1300 25 0. 6 0. 8 66. 7 均值 1 53. 2 59. 1 47. 1 58. 8 均值 2 62. 4 58. 5 63. 2 60. 1 均值 3 62. 2 60. 3 67. 6 58. 9 极差 9. 2 1. 8 20. 5 1. 3 从表 5 的极差分析可知,由于配料及实验条件 不同,金属化球团中铁的金属化率相差较大. 对比 影响铁金属化率的四个因素,发现 C /O 摩尔比为主 要影响因素,其余三个因素影响程度从大到小依次 为焙烧温度、焙烧时间和碱度. 2. 2 金属化球团显微分析 2. 2. 1 扫描电镜--能谱分析 为研究不同金属化率的金属化球团微观组成, 选取正交试验中金属化率相差最大的两组进行扫描 电镜观察及能谱分析. 图 3 ~ 图 5 和表 6 ~ 表 9 为 1# ( 金属化率 40. 4% ) 和 7# ( 金属化率 71. 2% ) 实验 扫描电镜图像、能谱图及对应点成分. 从图中可以 得出: 金属化率较高的 7# 实验铁、镍聚集长大现象 优于 1# 实验,铁晶粒出现明显连接. 图 3 显示出,由 于反应时间为 15 min 时煤粉中碳与金属氧化物反 应气化、挥发分高温挥发逸出造成金属化球团中产 生较多的空隙,且图3( b) 空隙度远大于图3( a) . 产 生此现象的主要原因是 7# 实验 C /O 摩尔比和反应 · 685 ·
第5期 郭亚光等:红土镍矿选择性还原熔分制备镍铁合金 ·587· 温度均高于1"实验,反应剧烈.从图4点1和图5 图5中点A(成分如表8所示)的能谱图所示,此处 点B的能谱图中可以看出铁、镍聚集处成分简单, 能谱分析未发现Cr元素,这是由于原矿中C含量 得到纯净的铁、镍金属及少量的C元素,由于7实 很低,分布不均匀.图4中点2(成分如表7所示) 验C/0摩尔比高于1"实验,因此铁还原率较高,使 能谱分析表明,反应后渣部分脉石矿物中存在铝、 得图4点1(成分如表6所示)镍铁比高于点图5点 硅、镁、氧等元素,此外还含有一定量的Ca,这主要 B(成分如表9所示):在本组正交试验中配碳量都 是由于在实验过程中为降低渣熔点,加入了一定比 低于1,导致产生未被还原完全的铁、镍氧化物,如 例的石灰石促进渣铁分离. I mm I mm 图3扫描电镜图像.(a)1实验:(b)7产实验 Fig.3 SEM images:(a)Experiment 1*;(b)Experiment 7 350 点1 300 A点2 Cr 800 250 Fe ) 600 200 400 150 200 10 50 Cr Ni Fe. 123456789 123456789 能量keV 能量keV 图41实验扫描电镜图像及能谱结果 Fig.4 SEM image and energy speetra of Experiment 1 表6点1的化学成分(质量分数) 表7点2的化学成分(质量分数) Table 6 Chemical composition of Point 1 Table 7 Chemical composition of Point 2 心 Fe Ni 0 Mg Al Si Ca Cr Fe 0.67 84.80 14.53 27.113.9114.932.461.2224.4825.89 700 点A Fe 点B Fe 600 800 500 400 ) 600 300 吃 200 0 Fe 100 Fe 200 Fe NiNi Cr NiNi 123456789 123456789 能量keV 能量keV 图57实验扫描电镜图像及能谱结果 Fig.5 SEM image and energy spectra of Experiment 7
第 5 期 郭亚光等: 红土镍矿选择性还原--熔分制备镍铁合金 温度均高于 1# 实验,反应剧烈. 从图 4 点 1 和图 5 点 B 的能谱图中可以看出铁、镍聚集处成分简单, 得到纯净的铁、镍金属及少量的 Cr 元素,由于 7# 实 验 C /O 摩尔比高于 1# 实验,因此铁还原率较高,使 得图 4 点 1( 成分如表 6 所示) 镍铁比高于点图 5 点 B ( 成分如表 9 所示) ; 在本组正交试验中配碳量都 低于 1,导致产生未被还原完全的铁、镍氧化物,如 图 5 中点 A ( 成分如表 8 所示) 的能谱图所示,此处 能谱分析未发现 Cr 元素,这是由于原矿中 Cr 含量 很低,分布不均匀. 图 4 中点 2( 成分如表 7 所示) 能谱分析表明,反应后渣部分脉石矿物中存在铝、 硅、镁、氧等元素,此外还含有一定量的 Ca,这主要 是由于在实验过程中为降低渣熔点,加入了一定比 例的石灰石促进渣铁分离. 图 3 扫描电镜图像. ( a) 1# 实验; ( b) 7# 实验 Fig. 3 SEM images: ( a) Experiment 1# ; ( b) Experiment 7# 图 4 1# 实验扫描电镜图像及能谱结果 Fig. 4 SEM image and energy spectra of Experiment 1# 表 6 点 1 的化学成分( 质量分数) Table 6 Chemical composition of Point 1 % Cr Fe Ni 0. 67 84. 80 14. 53 表 7 点 2 的化学成分( 质量分数) Table 7 Chemical composition of Point 2 % O Mg Al Si Ca Cr Fe 27. 11 3. 91 14. 93 2. 46 1. 22 24. 48 25. 89 图 5 7# 实验扫描电镜图像及能谱结果 Fig. 5 SEM image and energy spectra of Experiment 7# · 785 ·
·588 北京科技大学学报 第36卷 表8点A的化学成分(质量分数) 一氧化 Table 8 Chemical composition of Point A b金属牌 0 Fe Ni 16.04 磁铁矿 82.72 1.23 d一赤铁矿 表9点B的化学成分(质量分数) e金属铁 Table 9 Chemical composition of Point B 一石英上 w Fe Ni g一硅酸亚铁号 2 0.57 95.31 4.12 2.2.2X射线衍射分析 d 8 采用密闭式化验制样粉碎机将不同金属化率的 球团细磨至-200目,用X射线衍射检测分析,如图 1 6所示.随着金属化率的增大,球团物相趋于简单, 20 40 60 80 100 金属相峰值明显增高.当铁金属化率达到57.2% 28 (2)时,己检测不到镍氧化物的存在,表明原矿中 镍氧化物比铁氧化物易还原.对比金属化率较高的 图6不同金属化率球团的X射线衍射谱 3“、7和9实验结果,尽管3”实验的金属化率偏低, Fig.6 XRD patterns of pellets with different metallization rates 但X射线衍射分析中已检测不到赤铁矿,7”和9实 中保温30mi,进行渣铁熔融分离,分析分离后的珠 验仍有少量赤铁矿存在.这是由于原矿矿相复杂, 铁及渣成分,实验结果如表10所示. 需配碱与含铁复杂矿相反应,置换出简单铁氧化物 表中,Fe、Ni收得率定义为: 进行还原,配碱量不足造成在一定的反应条件下,复 7Fe(9=M1/M。×100%. (2) 杂铁氧化物中的赤铁矿难以发生还原反应. 式中,n.为Fe(Ni)的收得率,M,为实验所得到的 2.3熔分实验 珠铁中Fe(Ni)质量分数,M,为原矿中分析Fe(Ni) 将正交试验所得金属化球团置于1500℃电炉 质量分数 表10实验结果(质量分数) Table 10 Experimental results % 尾渣 珠铁 序号 TFe MFe TFe Ni TFe TINi 1# 26.5 3.3 0.046 0.017 80.3 19.0 0.13 0.0063 24.0 84.5 2# 16.1 3.2 0.057 0.014 81.5 18.3 0.17 0.0037 23.2 76.1 3# 15.3 2.8 0.046 0.016 85.1 13.3 0.16 0.0042 39.5 89.2 13.6 2.3 0.046 0.013 85.8 13.2 0.16 0.0042 45.8 96.1 12.8 1.9 0.045 0.012 87.8 10.6 0.24 0.0072 56.2 96.8 6 19.6 2.7 0.043 0.016 85.8 13.5 0.17 0.0035 44.9 96.0 7 13.9 2.4 0.033 0.014 85.7 13.0 0.13 0.0053 45.2 95.2 8 23.1 3.7 0.048 0.022 81.8 16.7 0.10 0.0039 27.1 83.1 98 18.9 2.1 0.042 0.017 84.9 14.1 0.18 0.0058 40.7 95.4 熔分后可获得镍品位高达19%的镍铁合金.综 是由于煤粉硫含量较高,导致实验产物硫含量升高 合考虑能源消耗、合金品位、收得率等条件,当在焙 较多 烧温度为1250℃、焙烧时间25min、C/0摩尔比为 图7所示为Fe和Ni的收得率关系,Fe和Ni收 0.4及碱度R=1条件下制备金属化球团,并于1500 得率正相关,镍收得率增加速率随着铁收得率增长 ℃下熔分30min时,可获得高达96%的镍收得率, 逐渐变缓.当铁收得率达到45%时,镍的收得率达 此时铁收得率为45%,镍品位为13.5%的镍铁合 到95%,此时随着铁收得率的提高,镍收得率趋于 金.熔融分离所得渣、铁中硫含量均高于原矿,主要 稳定
北 京 科 技 大 学 学 报 第 36 卷 表 8 点 A 的化学成分( 质量分数) Table 8 Chemical composition of Point A % O Fe Ni 16. 04 82. 72 1. 23 表 9 点 B 的化学成分( 质量分数) Table 9 Chemical composition of Point B % Cr Fe Ni 0. 57 95. 31 4. 12 2. 2. 2 X 射线衍射分析 采用密闭式化验制样粉碎机将不同金属化率的 球团细磨至 - 200 目,用 X 射线衍射检测分析,如图 6 所示. 随着金属化率的增大,球团物相趋于简单, 金属相峰值明显增高. 当铁金属化率达到 57. 2% ( 2# ) 时,已检测不到镍氧化物的存在,表明原矿中 镍氧化物比铁氧化物易还原. 对比金属化率较高的 3# 、7# 和 9# 实验结果,尽管 3# 实验的金属化率偏低, 但 X 射线衍射分析中已检测不到赤铁矿,7# 和 9# 实 验仍有少量赤铁矿存在. 这是由于原矿矿相复杂, 需配碱与含铁复杂矿相反应,置换出简单铁氧化物 进行还原,配碱量不足造成在一定的反应条件下,复 杂铁氧化物中的赤铁矿难以发生还原反应. 2. 3 熔分实验 将正交试验所得金属化球团置于 1500 ℃ 电炉 图 6 不同金属化率球团的 X 射线衍射谱 Fig. 6 XRD patterns of pellets with different metallization rates 中保温 30 min,进行渣铁熔融分离,分析分离后的珠 铁及渣成分,实验结果如表 10 所示. 表中,Fe、Ni 收得率定义为: ηFe( Ni) = M1 /M0 × 100% . ( 2) 式中,ηFe( Ni) 为 Fe( Ni) 的收得率,M1为实验所得到的 珠铁中 Fe( Ni) 质量分数,M0为原矿中分析 Fe( Ni) 质量分数. 表 10 实验结果( 质量分数) Table 10 Experimental results % 序号 尾渣 珠铁 TFe MFe S P TFe Ni S P ηFe ηNi 1# 26. 5 3. 3 0. 046 0. 017 80. 3 19. 0 0. 13 0. 0063 24. 0 84. 5 2# 16. 1 3. 2 0. 057 0. 014 81. 5 18. 3 0. 17 0. 0037 23. 2 76. 1 3# 15. 3 2. 8 0. 046 0. 016 85. 1 13. 3 0. 16 0. 0042 39. 5 89. 2 4# 13. 6 2. 3 0. 046 0. 013 85. 8 13. 2 0. 16 0. 0042 45. 8 96. 1 5# 12. 8 1. 9 0. 045 0. 012 87. 8 10. 6 0. 24 0. 0072 56. 2 96. 8 6# 19. 6 2. 7 0. 043 0. 016 85. 8 13. 5 0. 17 0. 0035 44. 9 96. 0 7# 13. 9 2. 4 0. 033 0. 014 85. 7 13. 0 0. 13 0. 0053 45. 2 95. 2 8# 23. 1 3. 7 0. 048 0. 022 81. 8 16. 7 0. 10 0. 0039 27. 1 83. 1 9# 18. 9 2. 1 0. 042 0. 017 84. 9 14. 1 0. 18 0. 0058 40. 7 95. 4 熔分后可获得镍品位高达 19% 的镍铁合金. 综 合考虑能源消耗、合金品位、收得率等条件,当在焙 烧温度为 1250 ℃、焙烧时间 25 min、C /O 摩尔比为 0. 4 及碱度 R = 1 条件下制备金属化球团,并于 1500 ℃下熔分 30 min 时,可获得高达 96% 的镍收得率, 此时铁收得率为 45% ,镍品位为 13. 5% 的镍铁合 金. 熔融分离所得渣、铁中硫含量均高于原矿,主要 是由于煤粉硫含量较高,导致实验产物硫含量升高 较多. 图 7 所示为 Fe 和 Ni 的收得率关系,Fe 和 Ni 收 得率正相关,镍收得率增加速率随着铁收得率增长 逐渐变缓. 当铁收得率达到 45% 时,镍的收得率达 到 95% ,此时随着铁收得率的提高,镍收得率趋于 稳定. · 885 ·
第5期 郭亚光等:红土镍矿选择性还原一熔分制备镍铁合金 ·589· 100- P量使珠铁中的S、P含量增大:但随着C/0的增 95 大,更多的铁氧化物被还原成金属铁,减少了F0, 降低了脱磷率,但改善了脱硫效果.硫分配比小于 90 磷分配比,主要是由于在配料过程中C/0摩尔比最 85 高为0.8,铁不能完全还原,未被还原的铁氧化物在 熔融分离过程中提供的氧化性条件有利于脱磷,但 80 不利于硫向渣中移动,使得硫、磷分配比差异较大 7025303药404550560 76 0.50 铁收得率/% 0.45 5 图7Fe、Ni收得率关系 0.40 Fig.7 Relationship between the yield rates of Fe and Ni 4 0.35 2.3.1配碳量对收得率及S、P分配比的影响 0.30 3 通过以上分析得知,C/0摩尔比是影响还原过 0.25 020 程铁、镍还原率的主要因素.根据热力学分析得知, 0.15 镍氧化物比铁氧化物更容易还原.配碳量不足导致 0.4 050.60.708 C/O 镍收得率降低,配碳量过高会造成镍铁中镍品位较 图9C/0摩尔比对S、P分配比的影响 低,同时造成资源浪费,因此研究合适的配碳量是非 Fig.9 Effect of C/O on the distribution ratio of S to P 常有意义的.由图8可知:当C/0摩尔比为0.4时, 正交试验过程中镍收得率均值达到87%,铁为 2.3.2碱度对收得率及硫、磷分配比的影响 32%,随着含碳量的增加,铁、镍收得率提高:当C/0 金属化球团熔融分离过程中,在一定的实验温 摩尔比为0.8时,镍、铁收得率分别为90%和47%, 度下,碱度通过影响渣熔化温度影响熔分过程中的 随着配碳量的增加,球团中碳浓度及与金属氧化物 渣黏度,不适宜的碱度会造成渣流动性变差,减缓 接触面积增大,增加了反应Fe,0,+C=Fe0,-1+ 渣、铁分离速率,影响铁、镍金属的收得率,如图10 C0的速率和程度,提高了还原速度;在还原过程中 所示.当碱度由0.8增大到1.2时,铁收得率略有 海绵铁进行渗碳,渗碳量对后续熔分过程有重要影 降低:当碱度由0.8增长到1.0时,镍收得率趋于稳 响,铁熔点(纯铁熔点1536℃)随着渗碳量的增大而 定:当碱度继续增大到1.2时,镍收得率明显降低. 降低,较高的碳含量有利于加速渗碳速度,提升渗碳 由于碱度增加使得渣相向高温区域移动,增加了熔 量,使得海绵铁在较短的时间内熔融分离形成珠铁 渣黏度,减缓铁、镍聚集长大速率,使得一部分金属 因此碳含量大于0.6时,铁收得率增速更快,收得率 铁、镍留在渣中未进入珠铁.因为制取镍铁合金过 提高明显,但镍收得率趋于稳定 程采用选择性还原,配碳量较低,使得铁的收得率整 体偏低 90 90 鲁·铁 80- 70 一镍 50 一铁 40 30 0.4050.60.708 40F C/O 0.8 图8C/O摩尔比对Fe、Ni收得率的影响 091.01.11.2 碱度 Fig.8 Effect of C/O on the yield rates of Fe and Ni 图10碱度对Fe、Ni收得率的影响 Fig.10 Effect of basicity on the yield rates of Fe and Ni 图9表明S、P在渣铁中的分配比随配碳量的增 加而减小,图中直线为各因素参数三组实验的结果 石灰石用量对S、P的影响主要是通过影响渣 数据点拟合而成.当配碳比增加时,煤粉带入的S、 中Ca0含量和碱度实现的.根据熔渣分子理论
第 5 期 郭亚光等: 红土镍矿选择性还原--熔分制备镍铁合金 图 7 Fe、Ni 收得率关系 Fig. 7 Relationship between the yield rates of Fe and Ni 2. 3. 1 配碳量对收得率及 S、P 分配比的影响 通过以上分析得知,C /O 摩尔比是影响还原过 程铁、镍还原率的主要因素. 根据热力学分析得知, 镍氧化物比铁氧化物更容易还原. 配碳量不足导致 镍收得率降低,配碳量过高会造成镍铁中镍品位较 低,同时造成资源浪费,因此研究合适的配碳量是非 常有意义的. 由图 8 可知: 当 C /O 摩尔比为 0. 4 时, 正交试验过程中镍收得率均值达到 87% ,铁 为 32% ,随着含碳量的增加,铁、镍收得率提高; 当 C /O 摩尔比为 0. 8 时,镍、铁收得率分别为 90% 和 47% , 随着配碳量的增加,球团中碳浓度及与金属氧化物 接触面积增大,增加了反应 FexOy + C Fe xOy - 1 + CO 的速率和程度,提高了还原速度; 在还原过程中 海绵铁进行渗碳,渗碳量对后续熔分过程有重要影 响,铁熔点( 纯铁熔点 1536 ℃ ) 随着渗碳量的增大而 降低,较高的碳含量有利于加速渗碳速度,提升渗碳 量,使得海绵铁在较短的时间内熔融分离形成珠铁. 因此碳含量大于 0. 6 时,铁收得率增速更快,收得率 提高明显,但镍收得率趋于稳定. 图 8 C /O 摩尔比对 Fe、Ni 收得率的影响 Fig. 8 Effect of C /O on the yield rates of Fe and Ni 图 9 表明 S、P 在渣铁中的分配比随配碳量的增 加而减小,图中直线为各因素参数三组实验的结果 数据点拟合而成. 当配碳比增加时,煤粉带入的 S、 P 量使珠铁中的 S、P 含量增大; 但随着 C /O 的增 大,更多的铁氧化物被还原成金属铁,减少了 FeO, 降低了脱磷率,但改善了脱硫效果. 硫分配比小于 磷分配比,主要是由于在配料过程中 C /O 摩尔比最 高为 0. 8,铁不能完全还原,未被还原的铁氧化物在 熔融分离过程中提供的氧化性条件有利于脱磷,但 不利于硫向渣中移动,使得硫、磷分配比差异较大. 图 9 C /O 摩尔比对 S、P 分配比的影响 Fig. 9 Effect of C /O on the distribution ratio of S to P 2. 3. 2 碱度对收得率及硫、磷分配比的影响 金属化球团熔融分离过程中,在一定的实验温 度下,碱度通过影响渣熔化温度影响熔分过程中的 渣黏度,不适宜的碱度会造成渣流动性变差,减缓 渣、铁分离速率,影响铁、镍金属的收得率,如图 10 所示. 当碱度由 0. 8 增大到 1. 2 时,铁收得率略有 降低; 当碱度由 0. 8 增长到 1. 0 时,镍收得率趋于稳 定; 当碱度继续增大到 1. 2 时,镍收得率明显降低. 由于碱度增加使得渣相向高温区域移动,增加了熔 渣黏度,减缓铁、镍聚集长大速率,使得一部分金属 铁、镍留在渣中未进入珠铁. 因为制取镍铁合金过 程采用选择性还原,配碳量较低,使得铁的收得率整 体偏低. 图 10 碱度对 Fe、Ni 收得率的影响 Fig. 10 Effect of basicity on the yield rates of Fe and Ni 石灰石用量对 S、P 的影响主要是通过影响渣 中 CaO 含量和碱度实现的. 根据熔渣分子理论, · 985 ·
·590 北京科技大学学报 第36卷 Ca0是碱性氧化物,而硫、磷等物质形成的氧化物为 纹石,角闪石)等反应生成简单铁氧化物,石灰石加 酸性氧化物,通常认为碱性氧化物和酸性氧化物可 入量不足导致部分难以还原的含铁复杂氧化物未能 完全结合成多种复杂氧化物形成炉渣,且石灰石可 与石灰完全反应,产生如Fe2(SiO,)等中间产物.因 调整渣的熔点,降低熔渣黏度,有利于硫、磷向渣中 此,合适的碱度对红土镍矿还原熔分过程形成的渣 移动的,图11表明红土镍矿还原熔分制备镍铁过 型及降低矿石还原难度、提高效率至关重要 程中S、P在渣铁中分配比随碱度的增加而上升,其 3结论 中图中直线为各因素参数三组实验的结果数据点拟 合而成 (1)选择性还原-一熔分工艺制备镍铁合金效果 好,镍收得率高,且可获得较高品位的镍铁合金,最 0.50 高可达到19%. 0.45 a p 300 (2)影响球团金属化率的四个因素中,C/0摩 尔比为主要因素,其余三个因素影响程度从大到小 0.30 依次为焙烧温度、焙烧时间和碱度 0.25 (3)当焙烧温度为1250℃、焙烧时间25min、 0.20 C/0摩尔比为0.4和碱度R=1时,1500℃下熔分 0.15 30min后,可获得高达96%的镍收得率,此时铁收 0.8 0.9 1.01.1 碱度 得率为45%,镍品位为13.5%,硫、磷质量分数分别 图11碱度对S、P分配比的影响 为0.17%和0.0035%. Fig.11 Effect of basicity on the distribution ratio of S to P (4)配碳量是影响还原过程的重要因素,配碳 2.3.3X射线衍射分析 量不足导致铁、镍收得率降低,造成资源极大浪费: 采用X射线衍射对金属化率相近、碱度不同的 配碳量过高导致铁金属化率大幅度提高,影响熔分 渣进行物相分析,分别选取4"(R=1.2)、7*(R=1) 后合金中镍品位. 和5实验(R=0.8)进行分析,结果如图12所示. (5)石灰石的加入既可与蛇纹石等复杂矿相反 实验所得渣相与原矿物相相比结晶水已完全脱除, 应生成简单金属氧化物,使金属氧化物更容易还原, 不同的碱度得出的渣相差别很大.当碱度为1.2 也可与SiO,等反应生成低熔点化合物造渣,促进渣 时,渣中物相主要为CaMgSiO,(钙镁橄榄石),其次 铁的分离及硫、磷的脱除 为Ca(Fe,Mg)(SiO,)2、Ca(Mga.sFea2)(SiO,)、 CaFe,O,以及少量石英;但随着碱度的降低,增加了 参考文献 物相(Mg,Fe)2SiO,和Fe2(SiO4),甚至在碱度为0.8 [1]Li Y J,Yu H C,Wang D Q,et al.The current status of laterite 时未能产生钙镁橄榄石.主要原因是加入的石灰石 nickel ore resources and its processing technology.Met Mine, 在与原矿反应过程中,石灰与含铁复杂化合物(蛇 2010(11):5 a—CaMgSiO (李艳军,于海臣,王德全,等.红土镍矿资源现状及加工工 b一—Ca(Fe,Mg)(SiO2 艺综述.金属矿山,2010(11):5) e-Ca(MgoFe)(SiO) 2] Zhao C M,Zhai Y C.Research development on nickel recovery technologies from nickel-earing laterite.Mater Rer,2009,23 (6):73 e f(Mg.Fe).Sio. (赵昌明,程玉春.从红土镍矿中回收镍的工艺研究进展.材 -Fe,(SiO 料导报,2009,23(6):73) B] Sun T C,Ji Y N,Jiang M.Influence mechanism of different types of coal on selective nickle reduction in nickel laterite reduction roasting.J Univ Sci Technol Beijing,2011,33(10):1197 (孙体昌,及亚娜,蒋曼.煤种对红土镍矿中镍选择性还原的 影响机理.北京科技大学学报,2011,33(10):1197) 0 60 80 100 4] Zhang Y L,Wang C Y,Xu Z F.Pressure leaching of alkali-pre- 28/ treated limonitic laterite ore.Chin J Process Eng,2010,10(2): 图12不同碱度尾渣X射线衍射谱 263 Fig.12 XRD patterns of slags with different basicities (张永禄,王成彦,徐志峰.低品位碱预处理红土镍矿加压浸
北 京 科 技 大 学 学 报 第 36 卷 CaO 是碱性氧化物,而硫、磷等物质形成的氧化物为 酸性氧化物,通常认为碱性氧化物和酸性氧化物可 完全结合成多种复杂氧化物形成炉渣,且石灰石可 调整渣的熔点,降低熔渣黏度,有利于硫、磷向渣中 移动[15]. 图 11 表明红土镍矿还原熔分制备镍铁过 程中 S、P 在渣铁中分配比随碱度的增加而上升,其 中图中直线为各因素参数三组实验的结果数据点拟 合而成. 图 11 碱度对 S、P 分配比的影响 Fig. 11 Effect of basicity on the distribution ratio of S to P 2. 3. 3 X 射线衍射分析 图 12 不同碱度尾渣 X 射线衍射谱 Fig. 12 XRD patterns of slags with different basicities 采用 X 射线衍射对金属化率相近、碱度不同的 渣进行物相分析,分别选取 4# ( R = 1. 2) 、7# ( R = 1) 和 5# 实验( R = 0. 8) 进行分析,结果如图 12 所示. 实验所得渣相与原矿物相相比结晶水已完全脱除, 不同的碱度得出的渣相差别很大. 当碱度为 1. 2 时,渣中物相主要为 CaMgSiO4 ( 钙镁橄榄石) ,其次 为 Ca ( Fe,Mg) ( SiO3 ) 2、Ca ( Mg0. 88 Fe0. 12 ) ( SiO4 ) 、 CaFe2O4以及少量石英; 但随着碱度的降低,增加了 物相( Mg,Fe) 2 SiO4和 Fe2 ( SiO4 ) ,甚至在碱度为 0. 8 时未能产生钙镁橄榄石. 主要原因是加入的石灰石 在与原矿反应过程中,石灰与含铁复杂化合物( 蛇 纹石,角闪石) 等反应生成简单铁氧化物,石灰石加 入量不足导致部分难以还原的含铁复杂氧化物未能 与石灰完全反应,产生如 Fe2 ( SiO4 ) 等中间产物. 因 此,合适的碱度对红土镍矿还原熔分过程形成的渣 型及降低矿石还原难度、提高效率至关重要. 3 结论 ( 1) 选择性还原--熔分工艺制备镍铁合金效果 好,镍收得率高,且可获得较高品位的镍铁合金,最 高可达到 19% . ( 2) 影响球团金属化率的四个因素中,C /O 摩 尔比为主要因素,其余三个因素影响程度从大到小 依次为焙烧温度、焙烧时间和碱度. ( 3) 当焙烧温度为 1250 ℃、焙烧时间 25 min、 C /O 摩尔比为 0. 4 和碱度 R = 1 时,1500 ℃ 下熔分 30 min 后,可获得高达 96% 的镍收得率,此时铁收 得率为 45% ,镍品位为 13. 5% ,硫、磷质量分数分别 为 0. 17% 和 0. 0035% . ( 4) 配碳量是影响还原过程的重要因素,配碳 量不足导致铁、镍收得率降低,造成资源极大浪费; 配碳量过高导致铁金属化率大幅度提高,影响熔分 后合金中镍品位. ( 5) 石灰石的加入既可与蛇纹石等复杂矿相反 应生成简单金属氧化物,使金属氧化物更容易还原, 也可与 SiO2等反应生成低熔点化合物造渣,促进渣 铁的分离及硫、磷的脱除. 参 考 文 献 [1] Li Y J,Yu H C,Wang D Q,et al. The current status of laterite nickel ore resources and its processing technology. Met Mine, 2010( 11) : 5 ( 李艳军,于海臣,王德全,等. 红土镍矿资源现状及加工工 艺综述. 金属矿山,2010( 11) : 5) [2] Zhao C M,Zhai Y C. Research development on nickel recovery technologies from nickel-bearing laterite. Mater Rev,2009,23 ( 6) : 73 ( 赵昌明,翟玉春. 从红土镍矿中回收镍的工艺研究进展. 材 料导报,2009,23( 6) : 73) [3] Sun T C,Ji Y N,Jiang M. Influence mechanism of different types of coal on selective nickle reduction in nickel laterite reduction roasting. J Univ Sci Technol Beijing,2011,33( 10) : 1197 ( 孙体昌,及亚娜,蒋曼. 煤种对红土镍矿中镍选择性还原的 影响机理. 北京科技大学学报,2011,33( 10) : 1197) [4] Zhang Y L,Wang C Y,Xu Z F. Pressure leaching of alkali-pretreated limonitic laterite ore. Chin J Process Eng,2010,10( 2) : 263 ( 张永禄,王成彦,徐志峰. 低品位碱预处理红土镍矿加压浸 · 095 ·
第5期 郭亚光等:红土镍矿选择性还原熔分制备镍铁合金 ·591· 出过程.过程工程学报,2010,10(2):263) [11]Li G H,Rao M J,Jiang T,et al.Innovative process for prepar- [Sudol S.The thunder from down under-everything you wanted to ing ferronickel materials from laterite ore by reduction roasting- know about nickel laterites but were afraid to ask.Can Min J, magnetic separation.Chin J Nonferrous Met,2011,21 (12): 2005,126(5):8 3137 [6]Soler J M,Cama J,Gali S,et al.Composition and dissolution ki- (李光辉,饶明军,姜涛,等.红土镍矿还原培烧一磁选制取 netics of gamierite from the Loma de Hierro Ni-aterite deposit, 镍铁合金原料的新工艺.中国有色金属学报,2011,21 Venezuela.Chem Geol,2008,249(1/2):191 (12):3137) Liu Z H,Ma X B.Zhu D Q,et al.Preparation of ferronickel from [12]An Y M.Research on pilot scale experiment for nickel laterite laterite ore in reduction smelting process.Cent South Unie Sci caleining precess.Min Metall,2011,20(1):54 Technol,2011,42(10):2905 (安月明.红土型镍矿格烧工艺中试研究.矿治,2011,20 (刘志宏,马小波,朱德庆,等.红土镍矿还原熔炼制备镍铁 (1):54) 的试验研究.中南大学学报:自然科学版,2011,42(10): [13]Pang J M,Guo P M.Zhao P,et al.Analysis on pyrometallurgy 2905) technologies of laterite-nickel ore.J fron Steel Res,2011,23 [8]MeDonald R C,Whittington B I.Atmospheric acid leaching of (6):1 nickel laterites review:Part I.Sulphuric acid technologies.Hy- (庞建明,郭培民.赵沛.等。火法治炼红土镍矿技术分析 drometallurgy,2008,91(1 -4):35 钢铁研究学报,2011,23(6):1) Zhao Y.Peng B.Guo M,et al.Extraction of nickel and cobalt [14]Qin L J,Zhao J F,Sun Z,et al.Nickel laterite rotary kiln-elec- from laterite using a microwave assisted hydrothermal leaching tric fumace process and development.Nonferrous Min Metall, method.J Unie Sci Technol Beijing,2012,34(6):632 2012,28(2):34 (赵艳,彭葬,郭敏,等.红土镍矿微波水热法浸提镍钻.北 (秦丽娟,赵景富,孙镇,等.镍红土矿RKEF法工艺进展 京科技大学学报,2012,34(6):632) 有色矿治,2012,28(2):34) [0]Liu Y,Zhai Y C,Wang H,et al.Research on production [15]Huang X H.The Principle of Ferrous Metallurgy.3rd Ed.Bei- process of nickel.Mater Rer,2006,20(3):79 jing:Metallurgical Industry Press,2008 (刘岩,翟玉春,王虹,等.镍生产工艺研究进展.材料导 (黄希祜.钢铁治金原理.3版北京:治金工业出版社, 报,2006,20(3):79) 2008)
第 5 期 郭亚光等: 红土镍矿选择性还原--熔分制备镍铁合金 出过程. 过程工程学报,2010,10( 2) : 263) [5] Sudol S. The thunder from down under-everything you wanted to know about nickel laterites but were afraid to ask. Can Min J, 2005,126( 5) : 8 [6] Soler J M,Cama J,Gali S,et al. Composition and dissolution kinetics of garnierite from the Loma de Hierro Ni-laterite deposit, Venezuela. Chem Geol,2008,249( 1 /2) : 191 [7] Liu Z H,Ma X B,Zhu D Q,et al. Preparation of ferronickel from laterite ore in reduction smelting process. J Cent South Univ Sci Technol,2011,42( 10) : 2905 ( 刘志宏,马小波,朱德庆,等. 红土镍矿还原熔炼制备镍铁 的试验研究. 中南大学学报: 自然科学版,2011,42 ( 10) : 2905) [8] McDonald R G,Whittington B I. Atmospheric acid leaching of nickel laterites review: Part Ⅰ. Sulphuric acid technologies. Hydrometallurgy,2008,91( 1 - 4) : 35 [9] Zhao Y,Peng B,Guo M,et al. Extraction of nickel and cobalt from laterite using a microwave assisted hydrothermal leaching method. J Univ Sci Technol Beijing,2012,34( 6) : 632 ( 赵艳,彭犇,郭敏,等. 红土镍矿微波水热法浸提镍钴. 北 京科技大学学报,2012,34( 6) : 632) [10] Liu Y,Zhai Y C,Wang H,et al. Research on production process of nickel. Mater Rev,2006,20( 3) : 79 ( 刘岩,翟玉春,王虹,等. 镍生产工艺研究进展. 材料导 报,2006,20( 3) : 79) [11] Li G H,Rao M J,Jiang T,et al. Innovative process for preparing ferronickel materials from laterite ore by reduction roastingmagnetic separation. Chin J Nonferrous Met,2011,21 ( 12 ) : 3137 ( 李光辉,饶明军,姜涛,等. 红土镍矿还原焙烧--磁选制取 镍铁合 金 原 料 的 新 工 艺. 中 国 有 色 金 属 学 报,2011,21 ( 12) : 3137) [12] An Y M. Research on pilot scale experiment for nickel laterite calcining precess. Min Metall,2011,20( 1) : 54 ( 安月明. 红土型镍矿焙烧工艺中试研究. 矿冶,2011,20 ( 1) : 54) [13] Pang J M,Guo P M,Zhao P,et al. Analysis on pyrometallurgy technologies of laterite-nickel ore. J Iron Steel Res,2011,23 ( 6) : 1 ( 庞建明,郭培民. 赵沛. 等. 火法冶炼红土镍矿技术分析. 钢铁研究学报,2011,23( 6) : 1) [14] Qin L J,Zhao J F,Sun Z,et al. Nickel laterite rotary kiln-electric furnace process and development. Nonferrous Min Metall, 2012,28( 2) : 34 ( 秦丽娟,赵景富,孙 镇,等. 镍红土矿 RKEF 法工艺进展. 有色矿冶,2012,28( 2) : 34) [15] Huang X H. The Principle of Ferrous Metallurgy. 3rd Ed. Beijing: Metallurgical Industry Press,2008 ( 黄希 祜. 钢 铁 冶 金 原理. 3 版. 北京: 冶 金 工 业 出 版 社, 2008) · 195 ·