D0I:10.13374/i.i8sn1001t53.2011.03.011 第33卷第3期 北京科技大学学报 Vol 33 No 3 2011年3月 Journal of Un iversity of Science and Techno lgy Beijing Mar.2011 红土镍矿含碳球团深还原一磁选富集镍铁工艺 林重春 张建良)黄冬华12)毛瑞)邵久刚) 1)北京科技大学治金与生态工程学院，北京1000832)北京科技大学期刊中心，北京100083 区通信作者，Email linchongl101@126.cm 摘要以红土镍矿为原料，利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁，再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁 精矿.对深还原焙烧工艺参数进行了优化，得到最佳的工艺条件如下：内配碳量(C6原子比)为1.3还原时间为80mnC0 质量分数为10%，还原温度为1300℃·在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为5.17%，全铁品位为65.38%，镍和铁的回收 率分别为89.29%和91.06%·利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)对深还原矿及磁选后的镍铁精矿 进行了分析，发现深还原矿中出现金属粒，为N~F合金，镍全部溶于镍铁合金中，铁还有少部分以FO的形式存在：磁选过 程除去大量的脉石，精矿中主要物相为FeN一FeF0及少量的CO-M02SD2· 关键词镍矿；磁选分离；回收；直接还原 分类号TF802.67 Enrichm ent of nickel and iron from nickel laterite ore/coal com posite pellets by deep reduction and m agnetic separation LIN Chong "chun),ZHANG Jian-liang,HUANG Donghua2),MAO Ru,SHAO Jiu gang) 1)School ofMetallugical and Ecobgical Engineering University of Seience and Technology Beijing Beijing 100083 China 2)Joumals Publishing Centm University of Science and Technology Beijng Beijing 100083 China Coresponding author Email linchongl101@126.can ABSTRACT Iron and nickelm inerals n a nickel laterite ore were deeply reduced to metallic iron and nickel and then they were magnetic-separated for the enrichment of an iron mickel concentrate The reductive roasting parameters were optin ized and the optial conditions are obtained as the C/O atom ic ratio of 1.3 the reduction tie of80m in the Cao content of 10%,and the reduction tem- perature of 1300C.Under these optial conditions the grades of nickel and total iron in the iron nickel concentrate are 5.17%and 65.38 and the recovery mates of nickel and iron are89.29%and 91.06%,respectively The deeply reduced ore and the magnetic separated concentrate were characterized by X-ray diffraction (XRD).scanning electron m icroscopy (SEM )and energy dispersive X- ray spectrometer (EDS).The results show thatmetal particles of feronickel are found in the reduced ore Nickel is dissolved in fero- nickel and a little portion of irn exists as Fe0.A large am ount of gangue is removed by magnetic separation and the concentrate con- tains iron fermomickel Feo.and little Cao.Mgo.2S02. KEY WORDS nickel ores magnetic separation:recovery direct reduction 镍具有抗腐蚀、抗氧化、耐高温、强度高和延展 面临着资源日益枯竭的局面，在低碳经济方面也将 性好等特点，已广泛用于不锈钢、高温合金、电镀、电 面临着越来越大的压力，因此，随着镍铁行业的发 池等关键材料和高新技术领域1-)，近年来，随着不 展和镍铁冶炼技术的成熟，人们逐渐将目光转移到 锈钢和特钢行业的快速发展，镍的需求量快速增加， 了丰富的红土镍矿研究利用上-) 目前世界上约60%的镍产量来源于硫化镍矿，但红 目前，国内外对红土镍矿的研究越来越多，处理 土镍矿有着比硫化镍矿更大的储量，约占陆基镍资 工艺主要是火法和湿法两种.火法分镍锍和镍铁工 源的70%3).从硫化镍矿中提取金属镍的工艺已 艺，镍铁工艺路线主要是以下两条-：一是回转 收稿日期：2010-05-21
第 33卷 第 3期 2011年 3月 北 京 科 技 大 学 学 报 ＪｏｕｒｎａｌｏｆＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＢｅｉｊｉｎｇ Ｖｏｌ．33Ｎｏ．3 Ｍａｒ．2011 红土镍矿含碳球团深还原 －磁选富集镍铁工艺 林重春 1） 张建良 1） 黄冬华 12） 毛 瑞 1） 邵久刚 1） 1） 北京科技大学冶金与生态工程学院北京 100083 2） 北京科技大学期刊中心北京 100083 通信作者Ｅ-ｍａｉｌ：ｌｉｎｃｈｏｎｇ1101＠126．ｃｏｍ 摘 要 以红土镍矿为原料利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁 精矿．对深还原焙烧工艺参数进行了优化得到最佳的工艺条件如下：内配碳量 （Ｃ／Ｏ原子比 ）为 1∙3还原时间为 80ｍｉｎＣａＯ 质量分数为 10％还原温度为 1300℃∙在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为 5∙17％全铁品位为 65∙38％镍和铁的回收 率分别为 89∙29％和 91∙06％∙利用 Ｘ射线衍射 （ＸＲＤ）、扫描电镜 （ＳＥＭ）及能谱分析 （ＥＤＳ）对深还原矿及磁选后的镍铁精矿 进行了分析发现深还原矿中出现金属粒为 Ｎｉ--Ｆｅ合金镍全部溶于镍铁合金中铁还有少部分以 ＦｅＯ的形式存在；磁选过 程除去大量的脉石精矿中主要物相为 Ｆｅ、Ｎｉ--Ｆｅ、ＦｅＯ及少量的 ＣａＯ·ＭｇＯ·2ＳｉＯ2． 关键词 镍矿；磁选分离；回收；直接还原 分类号 ＴＦ802∙67 Ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔｏｆｎｉｃｋｅｌａｎｄｉｒｏｎｆｒｏｍ ｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅ／ｃｏａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｅｐｅｌｌｅｔｓｂｙ ｄｅｅｐｒｅｄｕｃｔｉｏｎａｎｄｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ＬＩＮＣｈｏｎｇ-ｃｈｕｎ 1） ＺＨＡＮＧＪｉａｎ-ｌｉａｎｇ 1）ＨＵＡＮＧＤｏｎｇ-ｈｕａ 12）ＭＡＯＲｕｉ 1）ＳＨＡＯＪｉｕ-ｇａｎｇ 1） 1） ＳｃｈｏｏｌｏｆＭｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａｌａｎｄＥｃｏｌｏｇｉｃａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＢｅｉｊｉｎｇＢｅｉｊｉｎｇ100083Ｃｈｉｎａ 2） ＪｏｕｒｎａｌｓＰｕｂｌｉｓｈｉｎｇＣｅｎｔｒｅＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＢｅｉｊｉｎｇＢｅｉｊｉｎｇ100083Ｃｈｉｎａ ＣｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇａｕｔｈｏｒＥ-ｍａｉｌ：ｌｉｎｃｈｏｎｇ1101＠126．ｃｏｍ ＡＢＳＴＲＡＣＴ Ｉｒｏｎａｎｄｎｉｃｋｅｌｍｉｎｅｒａｌｓｉｎａｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅｗｅｒｅｄｅｅｐｌｙｒｅｄｕｃｅｄｔｏｍｅｔａｌｌｉｃｉｒｏｎａｎｄｎｉｃｋｅｌａｎｄｔｈｅｎｔｈｅｙｗｅｒｅ ｍａｇｎｅｔｉｃ-ｓｅｐａｒａｔｅｄｆｏｒｔｈｅｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔｏｆａｎｉｒｏｎ-ｎｉｃｋｅｌｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ．Ｔｈｅｒｅｄｕｃｔｉｖｅｒｏａｓｔｉｎｇｐａｒａｍｅｔｅｒｓｗｅｒｅｏｐｔｉｍｉｚｅｄａｎｄｔｈｅｏｐｔｉｍａｌ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓａｒｅｏｂｔａｉｎｅｄａｓｔｈｅＣ／Ｏａｔｏｍｉｃｒａｔｉｏｏｆ1∙3ｔｈｅｒｅｄｕｃｔｉｏｎｔｉｍｅｏｆ80ｍｉｎｔｈｅＣａＯｃｏｎｔｅｎｔｏｆ10％ａｎｄｔｈｅｒｅｄｕｃｔｉｏｎｔｅｍ- ｐｅｒａｔｕｒｅｏｆ1300℃．Ｕｎｄｅｒｔｈｅｓｅｏｐｔｉｍａｌｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓｔｈｅｇｒａｄｅｓｏｆｎｉｃｋｅｌａｎｄｔｏｔａｌｉｒｏｎｉｎｔｈｅｉｒｏｎ-ｎｉｃｋｅｌｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅａｒｅ5∙17％ ａｎｄ 65∙38％ａｎｄｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｓｏｆｎｉｃｋｅｌａｎｄｉｒｏｎａｒｅ89∙29％ ａｎｄ91∙06％ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ．Ｔｈｅｄｅｅｐｌｙｒｅｄｕｃｅｄｏｒｅａｎｄｔｈｅｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｅｄｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｅｒｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄｂｙＸ-ｒａｙｄｉｆｆｒａｃｔｉｏｎ（ＸＲＤ）ｓｃａｎｎｉｎｇｅｌｅｃｔｒｏｎｍｉｃｒｏｓｃｏｐｙ（ＳＥＭ）ａｎｄｅｎｅｒｇｙｄｉｓｐｅｒｓｉｖｅＸ- ｒａｙｓｐｅｃｔｒｏｍｅｔｅｒ（ＥＤＳ）．Ｔｈｅｒｅｓｕｌｔｓｓｈｏｗｔｈａｔｍｅｔａｌｐａｒｔｉｃｌｅｓｏｆｆｅｒｒｏ-ｎｉｃｋｅｌａｒｅｆｏｕｎｄｉｎｔｈｅｒｅｄｕｃｅｄｏｒｅ．Ｎｉｃｋｅｌｉｓｄｉｓｓｏｌｖｅｄｉｎｆｅｒｒｏ- ｎｉｃｋｅｌａｎｄａｌｉｔｔｌｅｐｏｒｔｉｏｎｏｆｉｒｏｎｅｘｉｓｔｓａｓＦｅＯ．Ａｌａｒｇｅａｍｏｕｎｔｏｆｇａｎｇｕｅｉｓｒｅｍｏｖｅｄｂｙｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎａｎｄｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｃｏｎ- ｔａｉｎｓｉｒｏｎｆｅｒｒｏ-ｎｉｃｋｅｌＦｅＯａｎｄｌｉｔｔｌｅＣａＯ·ＭｇＯ·2ＳｉＯ2． ＫＥＹＷＯＲＤＳ ｎｉｃｋｅｌｏｒｅｓ；ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ；ｒｅｃｏｖｅｒｙ；ｄｉｒｅｃｔｒｅｄｕｃｔｉｏｎ 收稿日期：2010--05--21 镍具有抗腐蚀、抗氧化、耐高温、强度高和延展 性好等特点已广泛用于不锈钢、高温合金、电镀、电 池等关键材料和高新技术领域 ［1--2］．近年来随着不 锈钢和特钢行业的快速发展镍的需求量快速增加． 目前世界上约 60％的镍产量来源于硫化镍矿但红 土镍矿有着比硫化镍矿更大的储量约占陆基镍资 源的 70％ ［3--4］．从硫化镍矿中提取金属镍的工艺已 面临着资源日益枯竭的局面在低碳经济方面也将 面临着越来越大的压力．因此随着镍铁行业的发 展和镍铁冶炼技术的成熟人们逐渐将目光转移到 了丰富的红土镍矿研究利用上 ［5--6］． 目前国内外对红土镍矿的研究越来越多处理 工艺主要是火法和湿法两种．火法分镍锍和镍铁工 艺．镍铁工艺路线主要是以下两条 ［7--10］：一是回转 DOI :10．13374／j．issn1001－053x．2011．03．011
第3期 林重春等：红土镍矿含碳球团深还原磁选富集镍铁工艺 ,271. 窑矿热炉流程(RKEF),生产高镍铁；另一条是高 煤粉中的固定碳与C02发生反应，产生的C0 炉流程，生产中镍和低镍铁产品，但是，这两个最主 参与红土镍矿的间接还原，该过程吸收大量热量，总 要的流程对原料的要求高，矿热炉所需红土镍矿镍 的结果为消耗的是碳]，这是目前公认的固体碳还 高铁低山，而高炉为避免产生大量的渣，所需红土 原氧化铁的二步还原机理，它同样适合于本次实验 镍矿为低镍高铁，这样就造成大量不符合上述两种 中红土镍矿的深还原， 流程需要的红土镍矿大量堆积，湿法工艺分为还原 1.2原料 焙烧氨浸工艺和高压酸浸工艺，这两个工艺由于 1.2.1红土镍矿 存在能耗、药剂及对反应条件的要求比较苛刻等问 实验所用的原料为印尼红土镍矿，化学成分见 题，因此应用并不广泛，采用直接还原磁选工艺可 表1.利用X射线衍射(XRD)研究了红土镍矿的物 以富集低品位红土镍矿中的镍和铁2，但当还 相组成，从图1可见，该红土镍矿中的主要物相有 原温度低于1200℃时，镍铁和脉石成分不能很好地 高岭石(AkSO(OH)4)、针铁矿(F0(OH))、蛇 分离，镍和铁的回收率低2-).石清侠等在1200~ 纹石(Mg SiO5(OH)4)、赤铁矿(FeO3)及暗镍蛇 1320℃下对红土镍矿进行了碳热还原研究，采用较 纹石((NiMg)3SO5(OH)4)其中铁主要以针铁 高的磁场强度(0.25T)对还原产物进行磁选，获得 矿(F0(OH))和赤铁矿(FeO3)形式存在，镍主要 了较高的回收率，由于存在磁团聚现象，部分无磁的 以含镁硅酸盐的形式存在， 脉石也被磁选进入精矿.因此，为了减轻熔炼工 表1红土镍矿化学成分（质量分数） 序的压力，有必要对金属与脉石的充分分离进行研 Table I Chen ical camposition of the nickel laterite one 究.本文通过对红土镍矿进行深还原磁选富集镍 Ni TFe SD2 Cao Mgo AkOs Co Cr S P 铁研究，并取得了一定成果. 1.5318.940.51.4115.93.520.0510.500.0260.008 1实验部分 200 。高岭石(A1,Si,0,OH,) 160 1.1实验原理 ☆● 鲁针铁矿(FOOH功 a蛇纹石(MgSi.0,OH) 根据镍、铁氧化物还原的吉布斯自由能可知，镍 英120 *赤铁矿(F:Oj (Ni.Mg)Si.O.(OH) 和铁都很容易还原，其中镍在500℃左右时就开始 80 还原，铁紧随其后；而红土镍矿中SD2、MO等脉石 氧化物的还原温度都在1300℃以上，因此，可利用 镍和铁氧化物先还原的特点，控制还原温度，使得脉 石氧化物还未开始还原，而镍和铁已经还原彻底 0 20 深还原矿再经磁选分离，镍铁便能与脉石成分等杂 质分离 图1红土镍矿X射线衍射谱 用煤粉还原红土镍矿时，可能发生的化学反 Fig 1 XRD pattem of the nickel laterite ore 应有 1.2.2还原剂 C十C02=2C0 实验所用的还原剂为阳泉无烟煤，破碎磨细至 △G=166550-171T♪mo厂1 (1) 一80目，还原剂的工业分析结果如表2所示，从表 ND+C=Ni计CO个， 2可看出，实验用的煤粉固定碳高，灰分和挥发分含 △G=134610-179.08TmoT (2) 量相对较低，是良好的还原剂 N0+CO=Ni+COz 表2煤粉的工业分析（质量分数） △G=40590-0.42Tmo厂 (3) Table 2 Industrial analysis of the pulverized coal % 3Fe03+C0=2Fg04+C02 Cd Vd Ad △G=52195.1-41.05Tmo (4) 79.77 8.63 11.6 Fe04+C0=3F0+C02, 注：Cd表示空气干燥基固定碳，Vd表示干燥无灰基挥发分，Ad △G=35120-41.55Tmo厂 (5) 表示干燥基灰分， Fc0十C0=Fe十CO2, 1.3实验方法 △G=17500+21.00Tmo (6) 考察了熔剂用量、还原剂用量、还原温度及还原
第 3期 林重春等： 红土镍矿含碳球团深还原--磁选富集镍铁工艺 窑--矿热炉流程 （ＲＫＥＦ）生产高镍铁；另一条是高 炉流程生产中镍和低镍铁产品．但是这两个最主 要的流程对原料的要求高矿热炉所需红土镍矿镍 高铁低 ［11］而高炉为避免产生大量的渣所需红土 镍矿为低镍高铁这样就造成大量不符合上述两种 流程需要的红土镍矿大量堆积．湿法工艺分为还原 焙烧--氨浸工艺和高压酸浸工艺这两个工艺由于 存在能耗、药剂及对反应条件的要求比较苛刻等问 题因此应用并不广泛．采用直接还原--磁选工艺可 以富集低品位红土镍矿中的镍和铁 ［12--14］但当还 原温度低于 1200℃时镍铁和脉石成分不能很好地 分离镍和铁的回收率低 ［12--13］．石清侠等在 1200～ 1320℃下对红土镍矿进行了碳热还原研究采用较 高的磁场强度 （0∙25Ｔ）对还原产物进行磁选获得 了较高的回收率由于存在磁团聚现象部分无磁的 脉石也被磁选进入精矿 ［14］．因此为了减轻熔炼工 序的压力有必要对金属与脉石的充分分离进行研 究．本文通过对红土镍矿进行深还原--磁选富集镍 铁研究并取得了一定成果． 1 实验部分 1∙1 实验原理 根据镍、铁氧化物还原的吉布斯自由能可知镍 和铁都很容易还原其中镍在 500℃左右时就开始 还原铁紧随其后；而红土镍矿中 ＳｉＯ2、ＭｇＯ等脉石 氧化物的还原温度都在 1300℃以上．因此可利用 镍和铁氧化物先还原的特点控制还原温度使得脉 石氧化物还未开始还原而镍和铁已经还原彻底． 深还原矿再经磁选分离镍铁便能与脉石成分等杂 质分离． 用煤粉还原红土镍矿时可能发生的化学反 应有 Ｃ＋ＣＯ2＝2ＣＯ ΔＧ ○－ ＝166550－171ＴＪ·ｍｏｌ －1 （1） ＮｉＯ＋Ｃ＝Ｎｉ＋ＣＯ↑ ΔＧ ○－ ＝134610－179∙08ＴＪ·ｍｏｌ －1 （2） ＮｉＯ＋ＣＯ＝Ｎｉ＋ＣＯ2 ΔＧ ○－ ＝-40590－0∙42ＴＪ·ｍｏｌ －1 （3） 3Ｆｅ2Ｏ3＋ＣＯ＝2Ｆｅ3Ｏ4＋ＣＯ2 ΔＧ ○－ ＝-52195∙1－41∙05ＴＪ·ｍｏｌ －1 （4） Ｆｅ3Ｏ4＋ＣＯ＝3ＦｅＯ＋ＣＯ2 ΔＧ ○－ ＝35120－41∙55ＴＪ·ｍｏｌ －1 （5） ＦｅＯ＋ＣＯ＝Ｆｅ＋ＣＯ2 ΔＧ ○－ ＝-17500＋21∙00ＴＪ·ｍｏｌ －1 （6） 煤粉中的固定碳与 ＣＯ2发生反应产生的 ＣＯ 参与红土镍矿的间接还原该过程吸收大量热量总 的结果为消耗的是碳 ［15］这是目前公认的固体碳还 原氧化铁的二步还原机理它同样适合于本次实验 中红土镍矿的深还原． 1∙2 原料 1∙2∙1 红土镍矿 实验所用的原料为印尼红土镍矿化学成分见 表 1．利用 Ｘ射线衍射 （ＸＲＤ）研究了红土镍矿的物 相组成．从图 1可见该红土镍矿中的主要物相有 高岭石 （Ａｌ2Ｓｉ2Ｏ6 （ＯＨ）4）、针铁矿 （ＦｅＯ（ＯＨ））、蛇 纹石 （Ｍｇ3Ｓｉ2Ｏ5 （ＯＨ）4）、赤铁矿 （Ｆｅ2Ｏ3）及暗镍蛇 纹石 （（ＮｉＭｇ）3Ｓｉ2Ｏ5 （ＯＨ）4）其中铁主要以针铁 矿 （ＦｅＯ（ＯＨ））和赤铁矿 （Ｆｅ2Ｏ3）形式存在镍主要 以含镁硅酸盐的形式存在． 表 1 红土镍矿化学成分 （质量分数 ） Ｔａｂｌｅ1 Ｃｈｅｍｉｃａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｏｆｔｈｅｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅ ％ Ｎｉ ＴＦｅ ＳｉＯ2 ＣａＯ ＭｇＯ Ａｌ2Ｏ3 Ｃｏ Ｃｒ Ｓ Ｐ 1∙53 18∙9 40∙5 1∙41 15∙9 3∙520∙0510∙500∙0260∙008 图 1 红土镍矿 Ｘ射线衍射谱 Ｆｉｇ．1 ＸＲＤｐａｔｔｅｒｎｏｆｔｈｅｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅ 1∙2∙2 还原剂 实验所用的还原剂为阳泉无烟煤破碎磨细至 －80目．还原剂的工业分析结果如表 2所示．从表 2可看出实验用的煤粉固定碳高灰分和挥发分含 量相对较低是良好的还原剂． 表 2 煤粉的工业分析 （质量分数 ） Ｔａｂｌｅ2 Ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌａｎａｌｙｓｉｓｏｆｔｈｅｐｕｌｖｅｒｉｚｅｄｃｏａｌ ％ Ｃｄ Ｖｄ Ａｄ 79∙77 8∙63 11∙6 注：Ｃｄ表示空气干燥基固定碳Ｖｄ表示干燥无灰基挥发分Ａｄ 表示干燥基灰分． 1∙3 实验方法 考察了熔剂用量、还原剂用量、还原温度及还原 ·271·
,272 北京科技大学学报 第33卷 时间对镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响，红土镍 选择1300℃作为深还原温度，此时镍和全铁的品位 矿破碎至一2mm,还原剂磨细至一80目，熔剂为 为5.17%和65.38%，镍和铁的回收率分别为 C0分析纯，将磨细的红土镍矿、煤粉和熔剂充分 89.29%和91.06%. 混匀，利用对辊压球机压成球团(40mm×25mm× 2.1.2熔剂用量 20mm),放置于石墨坩埚中，球团表面撒一层焦粉， 在配碳量为C0的原子比1.3还原温度为 在高温电阻炉（型号SX-8-16额定温度1600℃， 1300℃以及还原时间为80mn的条件下，考察了熔 额定功率8kW)中进行深还原，还原至一定时间 剂用量对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影 后，取出石墨坩埚，立即在球团表面再撒一层焦 响，结果见图3随着熔剂量的增加，精矿中镍、全铁 粉，防止球团再氧化，冷却至室温后，将球团破碎 的品位及镍、铁的回收率先增大后降低，当熔剂用 磨细，然后利用磁选管对深还原矿进行湿式磁选， 量为%时，镍、铁的回收率分别为76.7%、 磁场强度选择为0.14T,得到有磁性的镍铁精矿及 81.94%.当熔剂用量增加到10%时，精矿中镍、全 无磁的尾矿16) 铁的品位及镍、铁的回收率达到最大，分别为 5.17%、65.38%及89.29%、91.06%.当熔剂用量 2结果与讨论 为20%时，精矿中镍和铁的回收率有所下降，分别 2.1深还原实验 为87.05%和90.13%，这是因为过多的熔剂会减少 2.1.1深还原温度 红土镍矿粉与还原剂的接触面积，对还原不利，不 温度是对还原过程影响最大的因素，在熔剂用 同熔剂用量对红土镍矿的软熔性能的影响见表3 量为10%（质量分数）、配碳量为C0的原子1.3 当熔剂量达到10%时，红土镍矿的流动温度降到 还原时间为80mn的条件下，考察了温度对精矿中 1270℃，比不加熔剂时降低了185℃，且与熔剂量 镍、全铁品位及回收率的影响，结果见图2随着温 为20%时相比，软化和半球温度也低一些，因此适 度的升高，镍、全铁品位及镍、铁回收率都提高，温度 宜的熔剂量为10% 从1200℃提高到1350℃时，镍、全铁的品位分别从 100 100 3.31%、48.9%提高到5.35%、67.21%，镍、铁的回 190 85 收率分别从69.84%、79.6%提高到91.91%、 180 70 93.47%.温度越高，反应物活性越高，还原性气体 55 分子运动增强，促使反应速率加快.温度从1300℃ 0 一★一Ni品位 50兰 到1350℃时，反应过程中逐渐出现了大量的液相， -●-TFe 40 深还原产物中出现颗粒较大的铁粒，说明温度升高 15 一■-终回收率 一▲一铁问收率 30 对镍铁粒的聚集长大有利，这也更宜于磁选，但是在 深还原过程中出现大量的液相对反应器的要求较 10 1 16 20 高，同时对后期镍铁精矿进行熔炼过程镍品位的提 高作用不明显，而且温度越高能耗越高，因此本实验 图3熔剂用量对精矿镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 100 100 Fig 3 Effects of flux content on the grades and recovery rates of 90 85 nickel and iron in the concentrate 80 70 表3C0添加量对红土镍矿软熔性能特征温度的影响 55 60 Table 3 Effects of Ca0 additions on the soften ng melting characteristic temperatures of the nickel laterite ore 40 一★一N行品位 -●-TFe 40 C0添加量 变形 软化 半球 流动 -■一镍回收率 一▲一铁回收率 30 (质量分数)/%温度心温度心温度心温度心 20 0 1360 1380 1445 1455 J10 5 1235 1270 1360 1380 1200 1250 1300 1350 10 1235 1240 1260 1270 温度 20 1235 1260 1265 1270 图2还原温度对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 Fig2 Effects of reduction temperature on the gmades and re 2.1.3配碳量 covery mates of nickel and imon n the concentrate 配碳量多少影响反应的气氛，配碳量不足，还
北 京 科 技 大 学 学 报 第 33卷 时间对镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响．红土镍 矿破碎至 －2ｍｍ还原剂磨细至 －80目熔剂为 ＣａＯ分析纯．将磨细的红土镍矿、煤粉和熔剂充分 混匀利用对辊压球机压成球团 （40ｍｍ×25ｍｍ× 20ｍｍ）放置于石墨坩埚中球团表面撒一层焦粉 在高温电阻炉 （型号 ＳＸ--8--16额定温度 1600℃ 额定功率 8ｋＷ）中进行深还原．还原至一定时间 后取出石墨坩埚立即在球团表面再撒一层焦 粉防止球团再氧化冷却至室温后将球团破碎 磨细然后利用磁选管对深还原矿进行湿式磁选 磁场强度选择为 0∙14Ｔ得到有磁性的镍铁精矿及 无磁的尾矿 ［16］． 2 结果与讨论 2∙1 深还原实验 2∙1∙1 深还原温度 图 2 还原温度对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 Ｆｉｇ．2 Ｅｆｆｅｃｔｓｏｆｒｅｄｕｃｔｉｏｎｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｏｎｔｈｅｇｒａｄｅｓａｎｄｒｅ- ｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｓｏｆｎｉｃｋｅｌａｎｄｉｒｏｎｉｎｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 温度是对还原过程影响最大的因素．在熔剂用 量为 10％ （质量分数 ）、配碳量为 Ｃ／Ｏ的原子 1∙3、 还原时间为 80ｍｉｎ的条件下考察了温度对精矿中 镍、全铁品位及回收率的影响结果见图 2．随着温 度的升高镍、全铁品位及镍、铁回收率都提高温度 从 1200℃提高到 1350℃时镍、全铁的品位分别从 3∙31％、48∙9％提高到 5∙35％、67∙21％镍、铁的回 收 率 分 别 从 69∙84％、79∙6％ 提 高 到 91∙91％、 93∙47％．温度越高反应物活性越高还原性气体 分子运动增强促使反应速率加快．温度从 1300℃ 到 1350℃时反应过程中逐渐出现了大量的液相 深还原产物中出现颗粒较大的铁粒说明温度升高 对镍铁粒的聚集长大有利这也更宜于磁选但是在 深还原过程中出现大量的液相对反应器的要求较 高同时对后期镍铁精矿进行熔炼过程镍品位的提 高作用不明显而且温度越高能耗越高因此本实验 选择 1300℃作为深还原温度此时镍和全铁的品位 为 5∙17％ 和 65∙38％镍 和 铁 的 回 收 率 分 别 为 89∙29％和 91∙06％． 2∙1∙2 熔剂用量 在配碳量为 Ｃ／Ｏ的原子比 1∙3、还原温度为 1300℃以及还原时间为 80ｍｉｎ的条件下考察了熔 剂用量对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影 响结果见图3．随着熔剂量的增加精矿中镍、全铁 的品位及镍、铁的回收率先增大后降低．当熔剂用 量为 5％ 时镍、铁 的 回 收 率 分 别 为 76∙7％、 81∙94％．当熔剂用量增加到 10％时精矿中镍、全 铁的 品 位 及 镍、铁 的 回 收 率 达 到 最 大分 别 为 5∙17％、65∙38％及 89∙29％、91∙06％．当熔剂用量 为 20％时精矿中镍和铁的回收率有所下降分别 为 87∙05％和 90∙13％这是因为过多的熔剂会减少 红土镍矿粉与还原剂的接触面积对还原不利．不 同熔剂用量对红土镍矿的软熔性能的影响见表 3． 当熔剂量达到 10％时红土镍矿的流动温度降到 1270℃比不加熔剂时降低了 185℃且与熔剂量 为 20％时相比软化和半球温度也低一些因此适 宜的熔剂量为 10％． 图 3 熔剂用量对精矿镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 Ｆｉｇ．3 Ｅｆｆｅｃｔｓｏｆｆｌｕｘｃｏｎｔｅｎｔｏｎｔｈｅｇｒａｄｅｓａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｓｏｆ ｎｉｃｋｅｌａｎｄｉｒｏｎｉｎｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 表 3 ＣａＯ添加量对红土镍矿软熔性能特征温度的影响 Ｔａｂｌｅ3 ＥｆｆｅｃｔｓｏｆＣａＯａｄｄｉｔｉｏｎｓｏｎｔｈｅｓｏｆｔｅｎｉｎｇ-ｍｅｌｔｉｎｇｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｓｏｆｔｈｅｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅ ＣａＯ添加量 （质量分数 ） ／％ 变形 温度／℃ 软化 温度／℃ 半球 温度／℃ 流动 温度／℃ 0 1360 1380 1445 1455 5 1235 1270 1360 1380 10 1235 1240 1260 1270 20 1235 1260 1265 1270 2∙1∙3 配碳量 配碳量多少影响反应的气氛．配碳量不足还 ·272·
第3期 林重春等：红土镍矿含碳球团深还原磁选富集镍铁工艺 ,273. 原不彻底；反之，则会造成浪费.在熔剂用量为10% 100 (质量分数)、还原时间为80mn以及还原温度为 90 85 1300℃的条件下，考察了配碳量对精矿中镍、全铁 80 70 品位及镍、铁回收率的影响，结果见图4随着配碳 70 量的增加，镍、全铁品位及回收率先增后降，降幅趋 建 55 于平缓，当C0原子比为1.2时，镍、铁的回收率分 一★一Ni品位 -●-TFc 40 别为83.25%、82.169%；当C0原子比为1.3时，镍 25 一■一镍回收率 一▲一铁回收率 30 品位为5.17%，回收率为89.29%，全铁品位为 65.38%,回收率为91.06%；当C0原子比达到 41 50 1.5时，镍、铁的回收率分别为88.56%、90.08%. 607080901010 时间/min 过多的配碳量不仅会给产物带入更多的灰分，降低 图5还原时间对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 还原矿中镍和铁的品位，还会增硫，影响产品的质 Fig5 Effects of reduction tie on the gmades and recovery rates 量.因此，C0原子比1.3为宜， of nickel and iron in the concentrate 100 100 如下：温度1300℃，时间80min配碳量为C0原子 90 5 80 比1.3熔剂10%（质量分数）所得深还原矿X射 70 70 线衍射图见图6镍完全溶于镍铁合金中，铁还有少 55 60 量以FO的形式存在，而脉石成分也都以复合物的 -★一N品位 -●-TFe 形式(Ca0~M0·2SD2、3Ak03·S02)存在.红土镍 40 一■一镍回收率 40 矿的深还原效果很好，其中金属镍和铁具有磁性，利 一▲一佚回收率 30 用磁选方法可将其与脉石分离，使得镍和铁得到 20 富集 10 1.201.251301.351.401.451.50 2500 配联量 ☆FrFe-Ni 2000 ★FrO 图4配碳量对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 △Ca0.Mg02S0 ◆3Al,0Si0, Fig 4 Effects ofC atom ic ratio on the grades and recovery mates of nickel and imn n the concentrate 2.1.4深还原时间 最1m 在熔剂用量为10%（质量分数）、配碳量为C0 原子比1.3以及温度为1300℃的条件下，考察了还 原时间对精矿镍、全铁品位及回收率的影响，结果见 60 20) 图5随着时间的增加，镍、全铁品位及镍、铁回收率 先增后降.从40mn到80mn时，镍和铁的回收率 图6深还原矿的X射线衍射谱 增幅很大.当时间为40min时，镍、铁的回收率分别 Fig 6 XRD pattem of the deeply reduced or 为30.27%、49.3%；当时间达到80min时，镍、全铁 品位分别为5.17%、65.38%，镍、铁回收率分别为 2.2.2SEM-EDS分析 89.299%、91.06%;超过80min后，镍、全铁品位及 深还原矿的SEM像及EDS能谱见图7.深还原 镍、铁回收率有下降的趋势。这是由于时间延长会 矿中含有大量不同粒度的金属球，分布不均匀，经 消耗更多的还原剂，在还原剂用量相同的情况下，在 EDS分析可知，这些金属球成分为镍和铁，而非球部 还原末期不能提供足够的还原气氛，这会导致已还 分为含镁、钙、铝的硅酸盐及少量的镍和铁，从图7 原的镍和铁再次氧化，从而降低镍和铁的回收率， 也可看出，在1300℃、C0原子比=1.3还原时间 因此，深还原时间为80mn比较合适， 为80min,Ca0添加量为10%的实验条件下，所得的 2.2深还原矿分析 深还原矿中，金属镍和铁与脉石成分分离比较明显， 2.2.1XRD分析 镍和铁以金属状态聚集成球，经过磁选，使得镍和铁 对深还原矿进行了X射线衍射分析·实验条件 得到富集是可行的
第 3期 林重春等： 红土镍矿含碳球团深还原--磁选富集镍铁工艺 原不彻底；反之则会造成浪费．在熔剂用量为10％ （质量分数 ）、还原时间为 80ｍｉｎ以及还原温度为 1300℃的条件下考察了配碳量对精矿中镍、全铁 品位及镍、铁回收率的影响结果见图 4．随着配碳 量的增加镍、全铁品位及回收率先增后降降幅趋 于平缓．当 Ｃ／Ｏ原子比为1∙2时镍、铁的回收率分 别为 83∙25％、82∙16％；当 Ｃ／Ｏ原子比为 1∙3时镍 品位为 5∙17％回收率为 89∙29％全铁品位为 65∙38％回收率为 91∙06％；当 Ｃ／Ｏ原子比达到 1∙5时镍、铁的回收率分别为 88∙56％、90∙08％． 过多的配碳量不仅会给产物带入更多的灰分降低 还原矿中镍和铁的品位还会增硫影响产品的质 量．因此Ｃ／Ｏ原子比 1∙3为宜． 图 4 配碳量对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 Ｆｉｇ．4 ＥｆｆｅｃｔｓｏｆＣ／Ｏａｔｏｍｉｃｒａｔｉｏｏｎｔｈｅｇｒａｄｅｓａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅｓｏｆｎｉｃｋｅｌａｎｄｉｒｏｎｉｎｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 2∙1∙4 深还原时间 在熔剂用量为 10％ （质量分数 ）、配碳量为 Ｃ／Ｏ 原子比 1∙3以及温度为 1300℃的条件下考察了还 原时间对精矿镍、全铁品位及回收率的影响结果见 图5．随着时间的增加镍、全铁品位及镍、铁回收率 先增后降．从 40ｍｉｎ到 80ｍｉｎ时镍和铁的回收率 增幅很大．当时间为 40ｍｉｎ时镍、铁的回收率分别 为 30∙27％、49∙3％；当时间达到 80ｍｉｎ时镍、全铁 品位分别为 5∙17％、65∙38％镍、铁回收率分别为 89∙29％、91∙06％；超过 80ｍｉｎ后镍、全铁品位及 镍、铁回收率有下降的趋势。这是由于时间延长会 消耗更多的还原剂在还原剂用量相同的情况下在 还原末期不能提供足够的还原气氛这会导致已还 原的镍和铁再次氧化从而降低镍和铁的回收率． 因此深还原时间为 80ｍｉｎ比较合适． 2∙2 深还原矿分析 2∙2∙1 ＸＲＤ分析 对深还原矿进行了 Ｘ射线衍射分析．实验条件 图 5 还原时间对精矿中镍、全铁品位及镍、铁回收率的影响 Ｆｉｇ．5 Ｅｆｆｅｃｔｓｏｆｒｅｄｕｃｔｉｏｎｔｉｍｅｏｎｔｈｅｇｒａｄｅｓａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｓ ｏｆｎｉｃｋｅｌａｎｄｉｒｏｎｉｎｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 如下：温度1300℃时间80ｍｉｎ配碳量为 Ｃ／Ｏ原子 比 1∙3熔剂 10％ （质量分数 ）．所得深还原矿 Ｘ射 线衍射图见图6．镍完全溶于镍铁合金中铁还有少 量以 ＦｅＯ的形式存在而脉石成分也都以复合物的 形式 （ＣａＯ·ＭｇＯ·2ＳｉＯ2、3Ａｌ2Ｏ3·ＳｉＯ2）存在．红土镍 矿的深还原效果很好其中金属镍和铁具有磁性利 用磁选方法可将其与脉石分离使得镍和铁得到 富集． 图 6 深还原矿的 Ｘ射线衍射谱 Ｆｉｇ．6 ＸＲＤｐａｔｔｅｒｎｏｆｔｈｅｄｅｅｐｌｙｒｅｄｕｃｅｄｏｒｅ 2∙2∙2 ＳＥＭ--ＥＤＳ分析 深还原矿的 ＳＥＭ像及 ＥＤＳ能谱见图7．深还原 矿中含有大量不同粒度的金属球分布不均匀．经 ＥＤＳ分析可知这些金属球成分为镍和铁而非球部 分为含镁、钙、铝的硅酸盐及少量的镍和铁．从图 7 也可看出在 1300℃、Ｃ／Ｏ原子比 ＝1∙3、还原时间 为 80ｍｉｎ、ＣａＯ添加量为 10％的实验条件下所得的 深还原矿中金属镍和铁与脉石成分分离比较明显 镍和铁以金属状态聚集成球经过磁选使得镍和铁 得到富集是可行的． ·273·
274 北京科技大学学报 第33卷 (b) 1000- 800- Fe 600- 400- 200L Fe Al S Cr 0 4 6 10 1155BE6 能量keV 图7深还原矿的SM像(a)和EDS能谱(b) Fig 7 SEM image (a)and EDS spectnm (b)of the deeply meduced ore 2.3镍铁精矿分析 2.3.2SEM-EDS分析 2.3.1XRD分析 镍铁精矿的SEM像及EDS能谱见图9.视场中 磁选后得到的镍铁精矿的XRD衍射图见图& 出现两种颜色不一样的部分：经过EDS分析，浅色 镍铁精刊矿中主要物相为FeNi厂Fe及部分FO,还有 部分（如位置1）主要为镍和铁等金属，其中夹杂有 少量C0·M02SD2,说明磁选分离的效果良好. 少量的Si Ca Mg等氧化物；较暗的部分（如位置2） 主要为C0M0,2SD等脉石氧化物，含少量的Fe 2000 食Ni-Fr 和Cr ★Fe0 1500 △Ca0-Mg02Si0 3结论 1(000 (1)深还原磁选工艺富集镍铁的效果明显， 可以有效提高镍铁精矿中镍、铁的品位及其回收率. 500 (2)温度是影响红土镍矿含碳球团还原过程最 主要的因素，随着还原温度的提高，镍铁金属聚集成 60 0 球趋于容易，镍铁精矿中镍和铁的品位及回收率呈 2( 上升趋势，实验温度控制在1300℃为宜， 图8镍铁精矿的X射线衍射谱 (3)熔剂加入的目的是与红土镍矿中大量的 Fig 8 XRD patlem of the iron nickel concentmate SD形成低熔点化合物，同时能脱除一部分S加入 1200 位置1 800 0 6 能量keV 400 位置2 ) 200 00 0 4 10 能量keN 图9镍铁精矿SEM像及EDs能谱 Fg9 SEM mnage and EDS spectra of the imn nickel concentrate
北 京 科 技 大 学 学 报 第 33卷 图 7 深还原矿的 ＳＥＭ像 （ａ）和 ＥＤＳ能谱 （ｂ） Ｆｉｇ．7 ＳＥＭｉｍａｇｅ（ａ） ａｎｄＥＤＳｓｐｅｃｔｒｕｍ （ｂ） ｏｆｔｈｅｄｅｅｐｌｙｒｅｄｕｃｅｄｏｒｅ 2∙3 镍铁精矿分析 2∙3∙1 ＸＲＤ分析 磁选后得到的镍铁精矿的 ＸＲＤ衍射图见图 8． 镍铁精矿中主要物相为 Ｆｅ、Ｎｉ--Ｆｅ及部分 ＦｅＯ还有 少量 ＣａＯ·ＭｇＯ·2ＳｉＯ2说明磁选分离的效果良好． 图 8 镍铁精矿的 Ｘ射线衍射谱 Ｆｉｇ．8 ＸＲＤｐａｔｔｅｒｎｏｆｔｈｅｉｒｏｎ-ｎｉｃｋｅｌｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 图 9 镍铁精矿 ＳＥＭ像及 ＥＤＳ能谱 Ｆｉｇ．9 ＳＥＭｉｍａｇｅａｎｄＥＤＳｓｐｅｃｔｒａｏｆｔｈｅｉｒｏｎ-ｎｉｃｋｅｌｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ 2∙3∙2 ＳＥＭ--ＥＤＳ分析 镍铁精矿的 ＳＥＭ像及 ＥＤＳ能谱见图9．视场中 出现两种颜色不一样的部分：经过 ＥＤＳ分析浅色 部分 （如位置 1）主要为镍和铁等金属其中夹杂有 少量的 Ｓｉ、Ｃａ、Ｍｇ等氧化物；较暗的部分 （如位置 2） 主要为 ＣａＯ·ＭｇＯ·2ＳｉＯ2等脉石氧化物含少量的 Ｆｅ 和 Ｃｒ． 3 结论 （1） 深还原--磁选工艺富集镍铁的效果明显 可以有效提高镍铁精矿中镍、铁的品位及其回收率． （2） 温度是影响红土镍矿含碳球团还原过程最 主要的因素随着还原温度的提高镍铁金属聚集成 球趋于容易镍铁精矿中镍和铁的品位及回收率呈 上升趋势实验温度控制在 1300℃为宜． （3） 熔剂加入的目的是与红土镍矿中大量的 ＳｉＯ2形成低熔点化合物同时能脱除一部分 Ｓ．加入 ·274·
第3期 林重春等：红土镍矿含碳球团深还原磁选富集镍铁工艺 ,275. 量过少会影响后面磁选分离的效果；加入量过多会 (赵武壮，我国不锈钢生产快速增长对镍的需求大幅度增加 减小矿粉与还原剂接触的面积，熔剂加入量为10% 值得关注.世界有色金属，2007(3)：5) [7]Gu X Y.Optin ization of fermonickel refinng technolgy Nonfer 最好 mous M eta ll2009,29(2):41 (4)配碳量影响还原过程的气氛，加入量过 (谷新艳.最佳镍铁精炼工艺，有色冶炼，200029(2)：41) 少，还原不彻底，而且容易出现二次氧化：反之，加入 [8]Zhu J H.Technical analysis on devebpment and utilization of 量过多则会造成浪费，同时带入过多的灰分，降低产 nickel laterite ore in the work China Met Bull 2007(35):22 品的质量，C0原子比1.3为宜， (朱景和.世界镍红土矿开发与利用的技术分析·中国金属 (5)还原时间影响着还原的程度.时间短，还 通报，2007(35)：22) [9]LiX M.Tang L Li S L Technolgy of treating nickel-bearing 原不充分；时间长，则会造成能源的浪费，同时在还 laterite Ferm-alloys 2007(4):24 原剂量相同的情况下，不足以提供充分的还原气氛， (李小明，唐琳，刘仕良。红土镍矿处理工艺探讨·铁合金， 还原时间控制在80min最好， 2007(4):24) (6)在红土镍矿含碳球团深还原磁选工艺流 10 Nayak JC Production of ferro-nickel frm Sukinda laterites in motary kih-electric fumace Trans Indian Inst Metall 1985 38 程最优条件(1300℃、80min,C:0质量分数10%及 (3):241 C0原子比为1.3)下脉石除去了6%，降低了熔炼 [11]Moskalyk RR.A lfantazi A M.Nickel laterite processing and 工序的负担，获得的镍铁精矿中镍的品位达到 electrow inning practice M ner Eng 2002 15.593 5.17%,全铁的品位为65.389%，镍和铁的回收率分 [12]Cao ZC Sun TC Yang H F.et al Recovery of imn and nickel 别为89.299%和91.069%6. from laterite ore by direct reduction mastng and magnetic separa" tion J Univ Sci Technol Beijing 2010 32(6):708 参考文献 (曹志成，孙体昌，杨慧芬，等。红土镍矿直接还原焙烧磁选 [1]Mao Q R.The metal of strategic reserve nickel China Resour 回收铁镍.北京科技大学学报，201032(6)708) Reyc1999(10):36 [13]Jungah K.Gjergj D.HileakiT et al Calcination of bw-grade (毛麒瑞.战略储备金属：镍.中国物资再生，1999(10)：36) laterite for concentration of Ni by magnetic separation M ner [2]Cheng MM.Current devebpment statis matket analysis and Eng201023.282 pmspect of fermonickel n Chna Express InfM in Ind 2008(8): [14]ShiQ X.Qiu G X.W ang X M.Study on direet reduction and en- 1 richment of nickel from laterite nickel ore Gol 2009,30(11): 46 (程明明，中国镍铁的发展现状、市场分析与展望.矿业快报， 2008(8):1) (石清侠，邱国兴，王秀美.红土镍矿直接还原富集镍工艺研 究.黄金，2009.30(11).46) [3]Xu Q X.The past and the fiuture of laterite m ine China Nonfer mous Metall 2005(6):1 [15]Lu QC LiH Y.Econan ic discussion of laterite nickel pmoject (徐庆新.红土矿的过去与未来.中国有色冶金，2005(6)：1) Worl Non ferrous Met 2006(6):68 (刘庆成，李洪元.红土型镍矿项目的经济性探讨.世界有色 [4]Gleeson S A.Butt C R M.Elias M.Nickel laterites a review- SEG Newslett 2003 54,9 金属，2006(6)：68) [5]Torries T F.Canparative costs of nickel sulphides and laterites [16 Xu X F.Investigation on Manufacturing Low Ferronickel from Resour Policy 1995,21(3):179 N ickel Laterite Ore by Prenducing-Smelting P rocess [D isserta- [6]Zhao W Z Substantial increase of n ickel demands caused by rapid tion Changsha Central South University 2007:37 gmow th of stain kss steel pmduction deserves close attention Word (徐小锋·红土镍矿预还原富集还原熔炼制取低镍铁合金 Nonferrous Met 2007(3):5 研究[学位论文1长沙：中南大学，2007：37)
第 3期 林重春等： 红土镍矿含碳球团深还原--磁选富集镍铁工艺 量过少会影响后面磁选分离的效果；加入量过多会 减小矿粉与还原剂接触的面积．熔剂加入量为10％ 最好． （4） 配碳量影响还原过程的气氛．加入量过 少还原不彻底而且容易出现二次氧化；反之加入 量过多则会造成浪费同时带入过多的灰分降低产 品的质量．Ｃ／Ｏ原子比 1∙3为宜． （5） 还原时间影响着还原的程度．时间短还 原不充分；时间长则会造成能源的浪费同时在还 原剂量相同的情况下不足以提供充分的还原气氛． 还原时间控制在 80ｍｉｎ最好． （6） 在红土镍矿含碳球团深还原--磁选工艺流 程最优条件 （1300℃、80ｍｉｎ、ＣａＯ质量分数 10％及 Ｃ／Ｏ原子比为1∙3）下脉石除去了65％降低了熔炼 工序的负担获得的镍铁精矿中镍的品位达到 5∙17％全铁的品位为 65∙38％镍和铁的回收率分 别为 89∙29％和 91∙06％． 参 考 文 献 ［1］ ＭａｏＱＲ．Ｔｈｅｍｅｔａｌｏｆｓｔｒａｔｅｇｉｃｒｅｓｅｒｖｅ：ｎｉｃｋｅｌ．ＣｈｉｎａＲｅｓｏｕｒ Ｒｅｃｙｃｌ1999（10）：36 （毛麒瑞．战略储备金属：镍．中国物资再生1999（10）：36） ［2］ ＣｈｅｎｇＭ Ｍ．Ｃｕｒｒｅｎｔｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔｓｔａｔｕｓｍａｒｋｅｔａｎａｌｙｓｉｓａｎｄ ｐｒｏｓｐｅｃｔｏｆｆｅｒｒｏｎｉｃｋｅｌｉｎＣｈｉｎａ．ＥｘｐｒｅｓｓＩｎｆＭｉｎＩｎｄ2008（8）： 1 （程明明．中国镍铁的发展现状、市场分析与展望．矿业快报 2008（8）：1） ［3］ ＸｕＱＸ．Ｔｈｅｐａｓｔａｎｄｔｈｅｆｕｔｕｒｅｏｆｌａｔｅｒｉｔｅｍｉｎｅ．ＣｈｉｎａＮｏｎｆｅｒ- ｒｏｕｓＭｅｔａｌｌ2005（6）：1 （徐庆新．红土矿的过去与未来．中国有色冶金2005（6）：1） ［4］ ＧｌｅｅｓｏｎＳＡＢｕｔｔＣＲＭＥｌｉａｓＭ．Ｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｓ：ａｒｅｖｉｅｗ． ＳＥＧＮｅｗｓｌｅｔｔ200354：9 ［5］ ＴｏｒｒｉｅｓＴＦ．Ｃｏｍｐａｒａｔｉｖｅｃｏｓｔｓｏｆｎｉｃｋｅｌｓｕｌｐｈｉｄｅｓａｎｄｌａｔｅｒｉｔｅｓ． ＲｅｓｏｕｒＰｏｌｉｃｙ199521（3）：179 ［6］ ＺｈａｏＷ Ｚ．Ｓｕｂｓｔａｎｔｉａｌｉｎｃｒｅａｓｅｏｆｎｉｃｋｅｌｄｅｍａｎｄｓｃａｕｓｅｄｂｙｒａｐｉｄ ｇｒｏｗｔｈｏｆｓｔａｉｎｌｅｓｓｓｔｅｅｌｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎｄｅｓｅｒｖｅｓｃｌｏｓｅａｔｔｅｎｔｉｏｎ．Ｗｏｒｌｄ ＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔ2007（3）：5 （赵武壮．我国不锈钢生产快速增长对镍的需求大幅度增加 值得关注．世界有色金属2007（3）：5） ［7］ ＧｕＸＹ．Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎｏｆｆｅｒｒｏｎｉｃｋｅｌｒｅｆｉｎｉｎｇｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ．Ｎｏｎｆｅｒ- ｒｏｕｓＭｅｔａｌｌ200929（2）：41 （谷新艳．最佳镍铁精炼工艺．有色冶炼200029（2）：41） ［8］ ＺｈｕＪＨ．Ｔｅｃｈｎｉｃａｌａｎａｌｙｓｉｓｏｎｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔａｎｄｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎｏｆ ｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅｉｎｔｈｅｗｏｒｌｄ．ＣｈｉｎａＭｅｔＢｕｌｌ2007（35）：22 （朱景和．世界镍红土矿开发与利用的技术分析．中国金属 通报2007（35）：22） ［9］ ＬｉＸＭＴａｎｇＬＬｉｕＳＬ．Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆｔｒｅａｔｉｎｇｎｉｃｋｅｌ-ｂｅａｒｉｎｇ ｌａｔｅｒｉｔｅ．Ｆｅｒｒｏ-ａｌｌｏｙｓ2007（4）：24 （李小明唐琳刘仕良．红土镍矿处理工艺探讨．铁合金 2007（4）：24） ［10］ ＮａｙａｋＪＣ．Ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎｏｆｆｅｒｒｏ-ｎｉｃｋｅｌｆｒｏｍＳｕｋｉｎｄａｌａｔｅｒｉｔｅｓｉｎ ｒｏｔａｒｙｋｉｌｎ-ｅｌｅｃｔｒｉｃｆｕｒｎａｃｅ．ＴｒａｎｓＩｎｄｉａｎＩｎｓｔＭｅｔａｌｌ198538 （3）：241 ［11］ ＭｏｓｋａｌｙｋＲ ＲＡｌｆａｎｔａｚｉＡ Ｍ．Ｎｉｃｋｅｌｌａｔｅｒｉｔｅｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇａｎｄ ｅｌｅｃｔｒｏｗｉｎｎｉｎｇｐｒａｃｔｉｃｅ．ＭｉｎｅｒＥｎｇ200215：593 ［12］ ＣａｏＺＣＳｕｎＴＣＹａｎｇＨＦｅｔａｌ．Ｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｉｒｏｎａｎｄｎｉｃｋｅｌ ｆｒｏｍｌａｔｅｒｉｔｅｏｒｅｂｙｄｉｒｅｃｔｒｅｄｕｃｔｉｏｎｒｏａｓｔｉｎｇａｎｄｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａ- ｔｉｏｎ．ＪＵｎｉｖＳｃｉＴｅｃｈｎｏｌＢｅｉｊｉｎｇ201032（6）：708 （曹志成孙体昌杨慧芬等．红土镍矿直接还原焙烧磁选 回收铁镍．北京科技大学学报201032（6）：708） ［13］ ＪｕｎｇａｈＫＧｊｅｒｇｊＤＨｉｄｅａｋｉＴｅｔａｌ．Ｃａｌｃｉｎａｔｉｏｎｏｆｌｏｗ-ｇｒａｄｅ ｌａｔｅｒｉｔｅｆｏｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｏｆＮｉｂｙｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ．Ｍｉｎｅｒ Ｅｎｇ201023：282 ［14］ ＳｈｉＱＸＱｉｕＧＸＷａｎｇＸＭ．Ｓｔｕｄｙｏｎｄｉｒｅｃｔｒｅｄｕｃｔｉｏｎａｎｄｅｎ- ｒｉｃｈｍｅｎｔｏｆｎｉｃｋｅｌｆｒｏｍｌａｔｅｒｉｔｅｎｉｃｋｅｌｏｒｅ．Ｇｏｌｄ200930（11）： 46 （石清侠邱国兴王秀美．红土镍矿直接还原富集镍工艺研 究．黄金200930（11）：46） ［15］ ＬｉｕＱＣＬｉＨＹ．Ｅｃｏｎｏｍｉｃｄｉｓｃｕｓｓｉｏｎｏｆｌａｔｅｒｉｔｅｎｉｃｋｅｌｐｒｏｊｅｃｔ． ＷｏｒｌｄＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔ2006（6）：68 （刘庆成李洪元．红土型镍矿项目的经济性探讨．世界有色 金属2006（6）：68） ［16］ ＸｕＸＦ．ＩｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎｏｎＭａｎｕｆａｃｔｕｒｉｎｇＬｏｗＦｅｒｒｏｎｉｃｋｅｌｆｒｏｍ ＮｉｃｋｅｌＬａｔｅｒｉｔｅＯｒｅｂｙＰｒｅｒｅｄｕｃｉｎｇ-ＳｍｅｌｔｉｎｇＰｒｏｃｅｓｓ［Ｄｉｓｓｅｒｔａ- ｔｉｏｎ］．Ｃｈａｎｇｓｈａ：ＣｅｎｔｒａｌＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ2007：37 （徐小锋．红土镍矿预还原富集--还原熔炼制取低镍铁合金 研究 ［学位论文 ］．长沙：中南大学2007：37） ·275·