氧化还原法制备镍铁合金粉的研究.pdf

第 4期 2005年8月 矿 产 综 合 利 用 M ultipurpose Utilization ofM ineral Resources No. 4 Aug. 2005 选冶试验 氧化还原法制备镍铁合金粉的研究 刘岩,翟玉春 东北大学材料与冶金学院,辽宁 沈阳 110004 摘要以镍、 铁含量分别为2. 85和6. 92的镍精矿为原料,研究了氧化焙烧时间、 氧气流量 及镍精矿粉的平均粒度对脱硫率的影响,并通过L9 3 4 正交实验找到氧化焙烧的最佳条件;焙烧 产物在低温下用H2还原后,采用磁选分离的方法可得到镍铁含量为40. 1的合金粉。产品可以 作为镍合金原料用于冶炼不锈钢、 合金钢和合金铸铁。与传统的镍铁冶炼相比,本方法有利于节 约能源、 降低成本。 关键词镍铁;氧化;还原;镍火法冶金;镍精矿 中图分类号 TF801. 04 文献标识码A 文章编号 1000265322005 0420003204 我国镍矿资源主要是硫化铜镍矿,占全 国总保有储量的86 ,主要分布在甘肃、 新 疆、 云南、 吉林、 湖北和四川等地。我国镍资 源的保证程度虽然较好,储量约为800万t 工业储量400万t ,但已消耗的和现有的 生产矿山占总储量的67左右。磐石镍矿 已进入中晚期,储量最多的金川镍矿80的 资源集中在矿区深部,开发难度增加。我国 是世界前十大镍生产国之一,同时也是前五 位的镍需求国之一。我国的强劲需求以及替 代品的不足,令目前的镍价处于1990年以来 最高水平。布卢姆斯伯里矿业经济机构公布 的报告指出,由于镍产量增长缓慢而需求快 速增长,全球镍供给十分短缺。2003年全球 不锈钢的产量约为2000万t,不锈钢生产镍 需求约占全球镍需求的63。从需求地区 分布看,如果将不锈钢生产商需求计算在内, 中国镍需求约占全球需求的17。未来10 年内,中国旺盛的需求仍将是全球镍需求增 长的主要推动力,中国镍短缺的问题越来越 严重。因此,提高资源的利用率、 增加镍来源 已成为当前主要课题。 镍铁可以作为冶炼不锈钢、 合金钢和合 金铸铁的镍合金剂使用,镍铁合金的使用可 以减少金属镍的消耗,增加镍元素的来源,使 生产单位和用户双方均获得良好的经济效 益,因此人们对镍铁的熔炼技术十分关 注 [1～8 ] ,不断改革冶炼工艺,达到降低能耗、 提高效益的目的。但传统的镍铁冶炼需要在 1450～1650℃ 的高温进行,对能源、 设备的要 求较高。本文以镍含量为2. 85的镍精矿 为原料,在实验室内用氧化焙烧、 氢气还原、 磁选分离的方法在较低的温度下直接制备了 镍铁合金粉。 1 实验原料 镍精矿的主要成分为镍黄铁矿、 磁黄铁 矿、 黄铁矿、 碱式镍硅酸盐、 滑石、 石英等。原 收稿日期 2004209209 作者简介刘岩1973 - ,女,博士研究生,讲师,冶金物理化学专业。 矿产综合利用2005年 料中各元素含量分析见表1。 表1 镍精矿主要化学成分/ SiO2Al2O3CaOMgOSTFeNiCuCoV 32. 543. 765. 3813. 0821. 106. 922. 850. 930. 150. 07 2 实验方法 镍精矿的氧化焙烧和还原过程均在竖式 炉中进行,反应温度用DWK - 702精密温控 仪控制。氧化焙烧过程产生的SO2气体用浓 度为5mol/L的NaOH溶液二级吸收后排出 室外。氢气作为还原气体,尾气点燃。还原 产物经磨制,用DXLS磁选管磁选分离,得到 镍铁含量较高的磁性产品。具体工艺流程如 图1所示。 图1 氧化还原法制备镍铁合金粉工艺流程 3 结果与讨论 3. 1 氧化焙烧条件对脱硫的影响 3. 1. 1 氧化焙烧时间 焙烧 温 度 为950℃,氧 气 流 量 为2. 868mL /s,氧化焙烧时间分别为1. 5h、2. 0h、 2. 5h、3. 0h、3. 5h,氧化焙烧时间与氧化产物 含硫量的关系见图2。由图2可知,氧化焙 烧产物中的硫含量随焙烧时间的增加而减 少,即增加氧化焙烧时间有利于脱硫反应的 进行。 图2 氧化焙烧时间与氧化产物含硫量的关系 3. 1. 2 氧气流量 焙烧温度为900℃,时间为2. 5h,氧气流 量分别为0. 478mL /s、0. 956mL /s、1. 912mL / s、3. 824mL /s,氧气流量与氧化产物含硫量的 关系见图3。由图3可知,随着氧气流量的 增加焙烧产物中的硫含量逐渐减少,即增加 氧气的流量有利于脱硫反应的进行。 图3 氧气流量与氧化产物含硫量的关系 3. 1. 3 粒度 焙烧温度为900℃,时间为2. 5h,氧气流 量为2. 868mL /s,镍精矿的平均粒度分别为 5. 52μm、3. 18μm、2. 98μm、2. 25μm,镍精矿 4 第4期刘岩等氧化还原法制备镍铁合金粉的研究 平均粒度与氧化焙烧产物硫含量的关系见表 2。从表2可以看出,随着平均粒度的减小焙 烧产物中硫含量有所增加,即减小粒度不利 于脱硫反应的进行。这是由于氧化焙烧反应 属于气-固反应类型,反应首先在气-固的 界面上发生,氧化反应放出的热量来不及散 失,会使其附近的矿粉颗粒部分熔化、 粘结。 对于粒度较小的颗粒更易形成密实的烧结 层,氧气向内扩散和SO2向外扩散均受到更 大的阻碍,从而造成脱硫率的降低。 表2 镍精矿平均粒度与氧化 产物含硫量的关系 平均粒度/μm5. 523. 182. 982. 25 硫含量/0. 690. 950. 951. 03 3. 1. 4 氧化焙烧最佳条件的确定 为了确定氧化焙烧的最佳条件,使用正 交实验对氧化焙烧工艺进行研究。正交实验 表选择L9 3 4 的设计方案,如表3所示。焙 烧产物中硫含量见表4。对氧化焙烧正交实 验进行硫含量的单指标极差分析 [9 ] ,极差顺 序为RA RB RD RC,即影响脱硫率的最 主要影响因素是氧化焙烧温度,时间和粒度 表3 氧化焙烧的正交实验条件 水平 A温度 /℃ B时间 /h C氧气流量 /mLs- 1 D平均粒度 /μm 18502. 51. 9125. 52 29003. 02. 8683. 18 39503. 53. 8242. 98 表4 氧化焙烧正交实验结果 序号123456789 S/2. 822. 692. 480. 950. 940. 920. 900. 800. 77 次之,气体流量的影响最小。根据氧化焙烧 正交实验结果可知,其最佳条件为温度 950℃、 时间3. 5h、 气体流量3. 824mL /s、 平均 粒度2. 98μm。 3. 2 磁选粒度对镍铁品位的影响 最佳氧化焙烧条件下制备的氧化产物在 600℃、H2流量为1. 748mL /s的条件下还原 4h,然后将还原产物在1. 25T磁场强度下进 行磁选分离。表5为磁选原料粒度与磁性产 品中镍、 铁的含量及镍回收率的关系。从表 5可以看出,磁选时原料的粒度对镍铁品位 的影响较大。当粒度从- 200目68. 5提高 到8 2 时,镍的品位从6. 8 9 提高到 9. 42 ,提高幅度不大。当粒度为- 200目 93时,还原反应生成的镍铁合金颗粒与非 磁性物质的解离更充分,使镍的品位大大提 高,达到21. 30。 3. 3 还原温度对镍铁品位的影响 保持其他还原条件不变,还原温度分别 为400℃、600℃ 和1000℃,磁性产品中镍铁 的品位及镍回收率见表6。从表6可以看 出,随着还原温度的增加,镍、 铁品位及镍回 收率均大幅度提高。 表5 不同磁选粒度下磁性产品 的镍铁品位及镍回收率 指标 粒度/ - 200目 68. 58293 Ni/6. 899. 4221. 30 Fe/10. 513. 618. 8 镍回收率/63. 370. 585. 7 表6 不同还原温度条件下磁性产品 的镍铁品位及镍回收率 指标 温度/℃ 4006001000 Ni/15. 121. 331. 8 Fe/8. 9918. 828. 0 镍回收率/71. 385. 791. 0 4 结 论 1.焙烧产物中的硫含量随氧化时间和氧 5 矿产综合利用2005年 气流量的增加而降低,在2. 25～5. 52μm的 粒度范围随镍精矿粉平均粒度的减小而升 高。在最佳焙烧条件下镍精矿的脱硫率可达 到96. 92 ,氧化焙烧后得到的烧结矿的含 硫率为0. 77 ,脱硫效果好。 2.磁选分离时物料的粒度对镍铁品位影 响明显,粒度小有利于镍铁品位的提高。 3.随着还原温度的提高,镍铁的品位和 镍回收率提高。 4.以镍含量较低的镍精矿为原料,通过 氧化还原、 磁选分离的方法可以制备出镍含 量符合标准的镍铁合金粉。 参考文献 [1 ]Liu Chun2peng .Kinetics and New Technology in NonferrousMetallurgy [M ]. Beijing Metallurgical Industry Press, 2002. [2]Antola O. , Holappa L. , Paschen p. , Nickel Ore Reduction by Hydrogen and CarbonMonoxide Con2 taining Gases[ J ]. Mineral Processing and Extrac2 tiveMetallurgy Review, 1995, 15 169～179. [3]兰兴华.熔炼镍铁的直流电弧炉法[J ].世界有 色金属, 20031 15～16. [4 ] KotzI . J. , Pilot plant production of ferronickel from nickel oxide ores and dusts in a DC arc fur2 nace[J ]. Minerals Engineering, 2002, 15 1017～ 1022. [5]Lagendijk H. , SchoukensA. F. S . , Smith P. , et al . The production of ferronickel from nickel2contai2 ning laterite [ P ]. South African Patent, ZA 94/ 6071. [6]Nayak J. C. , Production of ferro2nickel from Sukin2 da laterites in rotary kiln2Electric furnace [ J ]. Transactionsof the Indian institute ofmetals . 1985, 38 241～247. [7]Watanabe T . ,Ono S . ,Arai H. , et al . Direct reduc2 tion of garnierite ore for prodution of ferronickel with a rotary kiln atNippon Yakin Co. Ltd. Oheya2 ma works[J ]. International journal of mineral pro2 cessing . 1987, 19 173～187. [8]FarrenM. ,Matthew S . P. , Hayes P. C. , Reduction of solid wustite in H2/H2O /CO /CO2gas mixtures [J ]. Metallurgical transactions B. 1990, 21B 135 ～139. [9]朱伟勇,胡晨江,等.最优设计的计算机证明与 构造[M ].东北工学院出版社, 1987. Preparation of Ferron ickel Powders from the Nickel Concentrate by Oxidation2Reduction M ethod L I U Yan, ZHA I Yu2chun Northeastern University, Shenyang, Liaoning, China AbstractUsing the nickel concentrate containing 2. 85 Ni and 6. 92 Fe as a raw material, the ferronickel powderswere prepared.The effects of oxidation time, the flow rate ofO2and the average particle size of the nickel concentrate on the desulphurizing rate were studied, and the optimum ex2 perimental conditionswere found by L9 3 4 orthogonal experiment.Then the roasted prod2 uctswere reduced by H2at low temperatures .Finally, the reduced productswere separated bymag2 netic separation.The content of ferronickel in the magnetic product is 40. 1.The product can be used a nickel2alloy raw material for producing stainless steel, alloy steel and alloy cast iron.Com2 pared with the traditional pyrometallurgy, the proposed shows remarkable advantages of ener2 gy saving and lower cost . Key wordsFerronickel; Oxidation; Reduction; Nickel pyrometallurgy; Nickel concentrate 6