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1、 1 原料性能及其研究方法 1.1 原料物化性能 原矿来自印尼爪洼岛和苏拉维奇的红土镍矿，来样有四种，分别为Cy-1-A（破碎干燥后呈红色），Cy-2-A（破碎干燥后呈橙色），Cy-1-B（破碎干燥后呈橙色），Cy-2-B（破碎干燥后呈绿色），A为散料，B为块矿。对来样分别测其水分，经过晒矿后再测水分，结果如表1-1。晒后对块矿进行粗破，测其粒度组成，结果如表1-2。对四种原矿采用鄂式破碎机粗破（＜5mm），再经过干燥（这种矿石的外在水分以吸附水状态存在，不易脱除，所以干燥是在120℃的风箱中干燥8小时后才进行下一步操作）、对辊机破碎，然后按重量比混合，形成一种混合原料，混合料的水分6.2
2、2%，作为我们的试验原料，混合料中Cy-1-A占43.0%，Cy-2-A占29.7%，Cy-1-B占13.7%，Cy-2-B占13.6%，各组分的堆密度和粒度组成结果如表1-3，各组分取样磨细（＜0.075mm占90%）后送矿冶研究院分析，分析结果如表1-4。 表1-1 来样的水分变化 名称 Cy-1-A Cy-2-A Cy-1-B Cy-2-B 来样水分/% 23.20 34.30 15.62 36.28 晒后水分/% 13.65 23.84 6.69 4.73 注：由于块矿不好测水分，只取块矿中的散料测其水分，而块矿中的实际水分比较大。 表1-2
3、 来样的粒度组成/% 种类 粒度组成/mm +40 -40~+25 -25~+16 -16~+10 -10~+5 -5 Cy-1-A 10.2 9.8 12.3 13.1 19.7 34.9 Cy-2-A 0.8 2.9 5.9 10.9 16.2 63.1 Cy-1-B 45.2 19.9 8.6 5.8 6.0 14.4 Cy-2-B 64.6 10.4 3.7 2.9 4.3 14.1 注：对两组块矿进行粗破（手工锤击），来样中细小颗粒（-5mm）很少，大部分是在筛分过程中产生。 表1-3 各组分的堆密度和粒度
4、组成/% 种类 堆密度/t·m-3 粒度组成/mm +0.830 -0.830~+0.212 -0.212~-+0.106 -0.106~+0.074 -0.074 Cy-1-A 0.897 18.4 42.0 15.4 9.1 15.2 Cy-2-A 0.973 12.5 42.3 18.9 7.8 18.5 Cy-1-B 0.887 19.3 42.6 16.4 5.9 15.8 Cy-2-B 0.933 13.5 45.9 18.0 7.1 15.5 试验原料 1.006 14.7 42.1 18.1 7
5、2 17.9 表1-4 各组分的化学成分分析/% 种类 TFe FeO Fe2O3 Ni Co Cu SiO2 Al2O3 CaO MgO MnO2 Cr2O3 S Ig Cy-1-A 12.62 0.77 17.18 1.84 0.026 0.0028 44.48 4.18 0.68 15.30 0.24 0.81 0.016 12.76 Cy-2-A 16.96 0.33 23.88 1.78 0.063 0.0028 35.64 4.18 0.66 12.12 0.38 1.08 0.060
6、 16.03 Cy-1-B 10.48 1.18 13.67 1.58 0.013 0.0035 45.34 4.27 0.70 19.85 0.19 0.72 0.015 11.62 Cy-2-B 8.14 1.17 10.34 1.20 0.0085 0.0018 44.68 3.41 0.37 24.34 0.17 0.69 0.035 13.52 混合料 12.54 0.77 17.07 1.70 0.036 0.0028 43.35 3.96 0.65 16.70 0.26 0.93 0.030
7、 13.37 从表1-4可以看出，试验原料全铁品位12.54%，Fe2O317.07%，烧损13.37%，可见铁矿石中主要以褐铁矿形式存在。全镍品位1.70%。其中主要脉石矿物二氧化硅，含量为43.35%，氧化镁16.70%，为高镁质红土镍矿。 还原煤是来自新疆的褐煤，经鄂式破碎机粗破（＜10mm）后再用对辊破碎机细破（＜1mm），既为我们的试验内配煤，煤的工业分析结果如表1-5。 表1-5 煤的工业分析 水分/% 灰份/% 挥发份/% 固定碳/% 焦渣特性 4.58 4.74 37.22 57.07 2 从表1-5可以看出，这种煤的挥发份含量高，灰分低，配入铁矿
8、石中焙烧后对铁镍的品位降低不大。 1.2 研究方法 前期探索性试验对原料分别进行了物理分选研究，火法研究，火法和物理分选相结合试验研究。物理分选研究主要是对原料进行摇床试验、反浮选试验、强磁选试验；火法研究主要是试验采用原料内配煤的方法进行还原焙烧，通过改变焙烧的反应器（竖炉、马弗炉和微波炉）、焙烧的温度、时间等来研究焙烧制度对还原的影响， 混合料（<1mm） 煤（<1mm） 混 匀 成 型 加 水 干 燥 干 燥 块 焙 烧 焙 烧 块 重 磨 弱 磁 选 尾 矿 精 矿 过 滤
9、干 燥 球 磨 强 磁 选 尾 矿 精 矿 棒磨（85%<150目） 化验 化验 化验 化验 矿相鉴定 湿法处理 图1-1 试验主流程图 焙烧后经过破碎、磨矿、磁选，从而来实现铁镍和其他元素的分离富集；火法和湿法相结合研究主要是对原料内配煤与不配煤两种情况进行焙烧后再做湿法处理。试验主流程如图1-1。 2 试验结果及其分析 2.1 物理分选试验结果及其分析 2.1.
10、1摇床试验 取原矿50g，湿磨5min,-200目达95%，进行摇床试验，试验过程中矿石分为中矿及尾矿带，但分带不是很明显。过滤烘干制样后中矿和尾矿分别送去化验.化验结果如表2-1。 表2-1矿石磨细后摇床重选试验结果 产品名称 产率/% 铁品位/% 镍品位/% 铁回收率/% 镍回收率/% 中矿 20.00 11.16 1.62 16．00 26.00 尾矿 80.00 14.62 1.15 84.00 74.00 从试验结果可以看出，中矿和尾矿中的铁镍出现了一些分离，中矿中镍高铁低，可见镍所存在的物质比较轻，而铁存在的物质要重，只是分离的效果不是
11、很明显。 2.1.2反浮选试验 由原矿性质得知，原矿中硅所占的比例较大达43.35%，因此可以利用反浮选脱除其中的硅。反浮选试验采用的铁矿抑制剂为可溶性淀粉；采用十二胺作为捕收剂，浮选铝硅酸盐矿物；Ph调整剂为NaOH；起泡剂为2#油，整个试验流程如图2-1所示。 搅拌 NaOH（pH=9） 可溶性淀粉800g/t 4ml 十二胺200g/t 10ml 2#油 1滴 1＇ 3＇ 3＇ 3＇ 3＇ 5＇ 5＇ 图2-1反浮选试验流程 取原矿50g,磨矿时间为5min,可溶性淀粉用量800g/t,十二胺用量200g/t. 十二胺的活性在pH值为9时
12、最强，所以试验过程中用NaOH溶液调节矿浆的pH值为9左右。 试验过程中气泡上的矿比较少。试验数据如表2-2. 从试验数据看出：尾矿中硅品位并没有得到降低，镍也没有出现分离。 表2-2反浮选试验结果 产品名称 产率/% 硅品位/% 镍品位/% 硅回收率/% 镍回收率/% 精矿 9.87 43.68 1.58 10.06 10.28 尾矿 90．13 42.80 1.51 89.94 89.72 2.1.2.1改变调整剂对反浮选试验的影响 调整剂改用碳酸钠与氧化钙的混合调整剂，碳酸钠：氧化钙按重量比为1：4，取碳酸钠0.2g,氧化钙0.8g配制成1
13、00ml溶液。该调整剂既可以调整ph值，而且其中Ca2+是石英的活化剂。试验流程如图2-2， 搅拌 调整剂（PH=9） 可溶性淀粉800g/t 4ml 十二胺200g/t 10ml 2#油 1滴 1＇ 3＇ 3＇ 3＇ 3＇ 5＇ 5＇ 图2-2 调整剂对反浮选试验的影响流程 原矿（50g） 表2-3 改变调整剂的反浮选试验结果 产品名称 产率/% 硅品位/% 镍品位/% 硅回收率/% 镍回收率/% 精矿 5.37 40.94 1.60 5.00 6.00 尾矿 94.63 41.35 1.51 95.00
14、 94.00 试验现象为：气泡较少，浮矿不多。试验结果如表2-3.结果表明改变条件后，反浮选脱硅效果仍然不明显。可能是捕收剂捕收不到矿物。做了水筛试验，磨矿5min后-200目大于95%，所以并不是磨矿细度太粗的问题，可能原因是：十二胺的捕收能力不大或加淀粉过多矿物都被抑制。 2.1.2.2改变抑制剂和捕收剂对反浮选试验的影响 改用变性淀粉做抑制剂、季胺与羟戊酸作为组合捕收剂。用量为变性淀粉800g/t，季胺200g/t，羟戊酸200g/t，试验流程如图2-3。 搅拌 NaOH（PH=9） 变性淀粉800g/t 4ml 季胺200g/t 2ml，羟戊酸200g/t 1滴
15、 2#油 1滴 1＇ 3＇ 3＇ 3＇ 3＇ 5＇ 5＇ 原矿（50g） 图2-3 改变抑制剂和捕收剂对反浮选试验的影响流程 试验中加羟戊酸以后气泡由大变为小，并且很丰富，比较正常。试验结果如表2-4。试验结果表明：反浮选脱硅效果还是不明显，可见二氧化硅以硅酸盐状态存在，或者以其它复杂形式存在，采用反浮选的方法不易脱除。 表2-4改变抑制剂与捕收剂后的试验结果 产品名称 产率/% 硅品位/% 镍品位/% 硅回收率/% 镍回收率/% 精矿 17．68 39.96 1.59 19.44 20.12 尾矿 74．42 39.33
16、 1.50 80.56 78.99 2.1.3 强磁选试验 取原矿50g，磨矿5min，大致分为两份，配成矿浆浓度为25%的矿浆，分别在电流30A、磁场强度0.7T及电流40A、磁场强度0.9T的磁场中磁选。磁选后过滤、烘干、称重、磨样、化验。试验结果如表2-5. 表2-5不同磁场强度的原矿强磁选试验结果 磁场强度/T 精矿/% 尾矿/% r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi 0.7 27.10 22.74 1.21 45.25 24.19 72.90 10.23 1.41 54.75 75.8
17、1 0.9 30.00 16.69 1.59 40.73 34.39 70.00 10.41 1.30 59.27 65.61 从表2-5可以有以下一些推测：原矿中大部分镍不是与铁赋存在一起，而可能以硅酸镍的形式存在；当磁场强度增大，反而不利于铁镍的分离；同时也能说明，原矿中的铁镍很分散，和其它元素的堪布紧密，不易分离，采用强磁选的方法来分离富集铁和镍是很困难的。 2.2 火法试验结果及其分析 原料准备后，根据红土镍矿中铁和镍的含量，按照化学反应：Fe2O3+3C=2Fe+3CO↑和NiO+C=Ni+CO↑，配加2倍煤粉，试验煤矿比为0.19∶1，配料后加水调匀
18、进行压团，干燥团块进行焙烧试验，采用竖炉、马弗炉、微波炉还原焙烧，通过改变还原焙烧的时间和温度，研究焙烧的情况，焙烧后通过改变磨矿的矿浆浓度和磨矿时间，研究磨矿对后续磁选分离的影响，并通过调节磁场强度来实现铁镍和其它元素的分离。 2.2.1 采用竖炉进行还原焙烧 2.2.1.1 焙烧温度对实验的影响 通过采用竖炉进行还原焙烧，研究竖炉焙烧制度下，镍铁的还原情况，试验是在原料条件不变的情况下，改变还原焙烧的温度，各组的温度大致在设定温度左右10℃波动，还原焙烧的时间为2.5h，取焙烧块20g破碎后进行湿式球磨，矿浆浓度50%，焙烧1050℃和1100℃两组条件磨矿2min，其它磨矿
19、1min，磁场强度1600Oe，试验的结果如表2-6。结果分析如图2-4，图2-5。 表2-6 不同焙烧温度下实验结果分析 焙烧温度/℃ 精矿/% 尾矿/% 物料（焙烧矿） r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi TFe/% (反算) TNi/% (反算) 850 27.80 72.10 11.20 1.33 950 30.35 69.55 10.96 1.33 1000 30.40 69.35 11.20 1.
20、52 1050 25.00 20.04 1.99 36.65 32.53 73.70 11.75 1.40 63.35 67.47 13.67 1.53 1100 5.50 43.15 2.17 16.42 7.36 94.45 12.79 1.59 83.58 92.64 14.45 1.62 1150 20.34 20.43 2.24 28.09 30.96 79.38 13.40 1.28 71.91 69.04 14.79 1.47 图2-4 不同焙烧温度下的精矿产率
21、 图2-5 不同焙烧温度下尾矿Fe、Ni品位 由以上图2-4可知，精矿产率随着温度上升有下降趋势，在1100℃达最低点，然而随着温度的继续升高，产率也随之增加。其中，1050℃和1100℃温度下磨矿时间为2min。可见，磨矿时间对产率有较大影响。由图2-5可看出，随着温度的升高尾矿中Fe品位缓慢增加，在焙烧温度为950℃出现最低点。而Ni品位有所波动，在焙烧温度为950℃时为1.33。综合精矿产率考虑，认为焙烧温度在950℃焙烧－分选效果较好。 2.2.1.2 1150℃下焙烧炉、磨矿时间以及焙烧时间对实验的影响 混合料内配2倍煤，压团，干燥后作为实验原料。焙烧时罐底铺煤50g，罐顶
22、铺煤至满保护，分别放入1#和2＃竖炉焙烧2.5h。烧后进行磨矿—弱磁选试验：矿浆浓度为50%，1＃炉焙烧矿分两组分别球磨5min和2min,2＃炉焙烧矿则磨矿2min和1min进行弱磁选。矿浆浓度为50%，磁场强度1600 Oe。磨矿磁选后实验结果如下表2-7。其中1＃炉焙烧矿烧损为19.53％，2＃炉焙烧矿烧损为25.60％。 表2-7 1150℃下炉型及磨矿时间对实验结果的影响 磨矿时间/min 精矿/% 尾矿/% 物料（焙烧矿） r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi TFe/% (反算) TNi/% (反算) 5
23、 3.45 62.27 1.82 14.54 4.11 96.5 13.08 1.52 85.46 95.89 14.77 1.53 2 6.05 35.87 2.35 14.50 8.60 93.25 13.72 1.62 85.50 91.40 14.96 1.65 2 6.55 33.21 2.34 15.55 9.50 92.40 12.79 1.58 84.45 90.50 13.99 1.61 1 20.34 20.43 2.24 28.09 30.96 79.38 13.40 1.28
24、 71.91 69.04 14.79 1.47 注：第一、二组为1＃炉焙烧矿，三、四组为2＃炉焙烧样。 由表2-7可知，随着磨矿时间的缩短，精矿产率明显增加，虽然精矿中Fe,Ni品位有所下降，但Fe,Ni的回收率明显上升。其中Ni的回收效果更为显著。从尾矿品位和回收率来看，磨矿1分钟时，分选效果最好。而且从磨矿时间为2min的两组数据来看，采用2＃炉焙烧效果更好。 在1150℃的温度条件下做了两组焙烧时间的实验，分别在2＃竖炉焙烧2.5h和3.5h。磨矿时间均为1min，其他实验参数保持不变，对比两组实验结果如下表2-8。其中焙烧2.5h烧损为22.09％，焙烧3.5h的焙烧矿烧损
25、为22.49％。 表2-8 1150℃下不同焙烧时间实验结果分析 焙烧时间/h 精矿/% 尾矿/% 物料（焙烧矿） r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi TFe/% (反算) TNi/% (反算) 2.5 25.23 74.85 11.38 1.45 3.5 24.57 21.50 2.31 38.66 35.74 73.40 11.42 1.39 61.34 64.26 13.66 1.59 由表2-8可知，在一定焙烧时间的基础上，再对焙烧时间
26、进行延长。对于Fe,Ni的分选效果，影响不大。 2.2.1.3 焙烧温度950℃配煤量对实验的影响 根据表2-6的数据结果,当焙烧温度为950℃时,尾矿中的铁镍的品位下降明显,尾矿产率也有所降低,效果最佳，现改变配煤量为1倍煤进行实验。其他实验条件不作改变，实验结果如下表2-9。 表2-9 950℃下不同配煤量实验结果分析 配煤量/倍 物料（焙烧矿） 精矿/% 尾矿/% 物料（焙烧矿） TFe/% (计算) TNi/% (计算) r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi TFe/% (反算) TNi/%
27、 (反算) 1 13.68 1.85 11.50 88.10 13.25 1.76 2 12.91 1.75 30.35 69.55 10.96 1.33 由表2-9可知，内配1倍煤焙烧－磁选效果明显不如内配2倍煤的情况。可见，煤量对还原焙烧的影响很大。 取内配2倍煤，焙烧温度950℃焙烧矿进行矿相鉴定，如下图2-6、2-7。从 图2-6 950℃焙烧2.5h矿样边缘部位 图2-7 950℃焙烧2.5h矿样边缘中心部位 图可以看出，焙烧块中已经有金属的迁移长大，只是尚不完整。可
28、能与焙烧的时间，煤粉的用量有关。 2.2.1.4 配加1％CaF2竖炉焙烧实验 混合料内配2倍煤，并配入1%的CaF2压团，干燥后作为实验原料。焙烧时 表2-10 添加CaF2焙烧－磁选实验 焙烧温度/℃ 磨矿时间/min 精矿/% 尾矿/% r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi 950 3 3.20 96.20 12.49 1.56 950 2 57.20 42.57 12.09 1.53 1050 3 4.90 94.55
29、 13.01 1.59 950 3 7.50 89.38 13.36 1.66 注：第一组为球磨,第二、三、四组为重磨；第四组焙烧时间为4h，其他三组为2.5h。 罐底铺煤30.51g，灌顶铺煤至满保护。放入竖炉焙烧，进行焙烧温度为950℃和1050℃两组焙烧实验，焙烧时间为2.5h。烧后进行磨矿－弱磁选试验：矿浆浓度为50%，磁场强度1600 Oe。实验结果如下表2-10。 由表2-10可知，950℃下焙烧2.5h，重磨2min精矿产率为57.20%，一方面，重磨下有利于颗粒的均匀化，湿磨时颗粒要么很粗，要么就非常细，不利于磁性物质很少，
30、分布又很散的物料；另一方面，焙烧时间长，配有CaF2的情况下，易形成低熔点物质，磁性降低。 2.2.2 采用马弗炉进行还原焙烧 混合料内配2倍煤，压团（直径30mm,厚度10mm），干燥后作为实验原料。放入马弗炉焙烧，进行焙烧温度为1200℃和1250℃的两组实验，焙烧时间2.5h。还原焙烧后进行磨矿－弱磁选试验：矿浆浓度为50%，磁场强度1600 Oe。磨矿磁选后实验结果如下表2-11。 表2-11 马弗炉焙烧实验结果 焙烧温度/℃ 磨矿时间/min 烧损/% 精矿/% 尾矿/% r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe ε
31、Ni 1250 5 28.94 3.62 45.04 5.21 8.30 10.36 96.36 1200 1 25.76 20.60 79.30 15.32 1.60 1200 0.5 25.76 29.60 70.35 15.62 1.58 注：焙烧块具有很高的强度，看似渣化，部分边缘熔融。 由表2-11可以看出，1250℃下磨矿5分钟，精矿的产率很低，但从精矿中的铁和镍品位来看，已经出现分离富集，在这么高的温度下，可能发生渣和铁镍的分离。1200℃下的两组，效果不明显，不能达
32、到抛尾的目的，也没能富集铁和镍。比较前面的低温还原焙烧，可以得出，低温下铁镍缓慢还原，但还不会使得铁和镍跟其它脉石形成渣，有利于铁镍的分离富集，尤其对镍的还原分离有利。而高温下，在保证还原气氛的情况下，铁镍的还原迅速，也有利于铁镍的分离富集。 马弗炉的焙烧原料有两种成型方式，即压团和球团。以下是这两种焙烧矿的矿相照片比较，见图2-13～16。 图2-13 压团1250℃焙烧边缘部位 图2-14 压团1250℃焙烧中心部位 图2-15 球团1250℃焙烧边缘部位 图2-16 球团1250℃焙烧中心部位 由图2-13～
33、16可知，焙烧球团的金属颗粒向边缘迁移长大，而压团后的焙烧块中心有少量长大的金属颗粒，边缘有极少的金属颗粒，效果明显没有球团的好。主要原因可能是：焙烧前的成型强度不同，球团用手捏成，强度低，而压团是用压团模子高压下压制而成；干燥时球团水分高，形成的气孔多，球团松散，而压团块水分少，内部紧密。 2.2.3采用微波炉进行还原焙烧 混合料内配煤，压成直径为30mm团块。在无外保护煤和有保护煤两种情况下还原焙烧，微波炉额定功率3.5KW，总共三档，有两档可用，试验过程中开启两档，微波焙烧30min和45min,进行焙烧－弱磁选试验：矿浆浓度为50%，改变磨矿时间和磁场强度。磨矿磁选后的实验结果
34、如下表2-14。 表2-14 微波焙烧试验结果 配煤量/倍 焙烧时间/min 磨矿时间/min 激磁电流/A 精矿/% 尾矿/% r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi 2 30 1 1.5 9.85 86.95 12.80 1.52 2 45 1 1.5 17.25 81.70 13.22 1.44 4 45 2 1.5 7.75 92.10 10.76 1.23 4 45 3 1.5 17
35、80 59.40 5.21 66.27 61.97 81.30 6.62 0.70 33.73 38.03 4 45 3 2.5 44.20 30.21 3.46 79.42 82.38 55.45 6.24 0.59 20.85 17.62 4 45 3 4.5 26.44 41.25 4.66 68.45 72.01 72.56 6.90 0.66 31.46 27.99 注：前两组磨矿方式为球磨，后四组为重磨。 由表2-14可知，4倍煤的效果明显比2倍煤好，配煤量的多少，对还原焙烧影响很大，在微波作用下，煤粉
36、吸波能力强，产生局部高温和强的还原性，在这一高温和强还原气氛下，有助于铁镍的还原和晶粒长大，而且煤粉汽化向外部扩散，更有利于金属铁镍的迁移。焙烧时间对还原焙烧的影响主要是，焙烧时间长，有利于晶粒的长大，但时间太长，煤量势必增加。煤量的增多，另一方面也降低了铁镍的品位。 取内配2倍煤、微波焙烧45min焙烧矿，对该组焙烧矿磨片进行矿相鉴定，如图2-17，2-18。 图2-17 微波焙烧45min中心部位 图2-18 微波焙烧45min边缘部位 由矿相照片可以看出，焙烧矿边缘及气孔附近所形成的亮白色的铁，大而集中。而中心致密位置的铁，小而分散。可以推测，适当的
37、孔隙率有助于，铁粒子的还原及结晶。因此，在混合料成型过程中，我们应保持压团具有合适的孔隙度。 而对于中心致密位置，我们可以从适当延长焙烧时间、增加配煤量等方面入手，使其获得更多的热量、更长的时间，以促进微小铁粒子的迁移和结晶。 2.3 火法和物理分选结合试验结果及其分析 2.3.1 竖炉焙烧预处理 2.3.1.1 焙烧预处理（无保护煤）对浮选试验的影响 原矿进行压块处理后在竖炉950°C（无保护煤）的条件下焙烧2.5小时后，取50g，磨矿15min,进行反浮选试验。试验流程如图2-19。 搅拌 NaOH（PH=9） 变性淀粉800g/t 4ml 季胺200g/t
38、2ml，羟戊酸200g/t 1滴 2#油 1滴 1＇ 3＇ 3＇ 3＇ 3＇ 5＇ 15＇ 竖炉950°C焙烧2.5h(有保护煤)取50g 压块 原矿 图2-19 焙烧处理（无保护煤）的反浮选试验流程 试验过程中，气泡比较丰富，并且有粘性，浮选效果较其他方案相比效果比较明显。试验结果如表2-14所示。 表2-15 焙烧处理（无保护煤）的反浮选试验结果 产品名称 产率/% 硅品位/% 镍品位/% 硅回收率/% 镍回收率/% 精矿 23.01 1.81 24.58 尾矿 76.99 1.66 75.42 从
39、表2-15可以看出，通过焙烧后的矿石，有利于二氧化硅的浮选，并且浮选后的精矿对镍有了明显的分选效果。 2.3.1.1 焙烧预处理（有保护煤）对浮选试验的影响 原矿进行压块处理后,在竖炉950°C（有保护煤）的条件下焙烧2.5小时后，取50g，进行以上相同条件的试验。试验流程如图2-20。 搅拌 NaOH（PH=9）30ml 变性淀粉800g/t 4ml 季胺200g/t 2ml，羟戊酸200g/t 1滴 2#油 1滴 1＇ 3＇ 3＇ 3＇ 3＇ 5＇ 15＇ 竖炉950°C焙烧2.5h(有保护煤)取50g 压块 原矿 图2-20 焙烧处理（有
40、保护煤）的反浮选试验流程 试验过程中，矿物没有聚团，泡沫没有粘性，试验失败。可以看出，经过还原焙烧后，二氧化硅可能以硅酸盐形式存在，反而不利于反浮选脱硅。 2.3.2 马弗炉焙烧预处理 2.3.2.1 不同强磁选试验磁场强度对马弗炉焙烧处理后弱磁尾矿强磁选试验影响 对2.2.2节马弗炉焙烧后的团块再进行强磁选试验研究，以焙烧温度为1250℃，经过弱磁选后，取尾矿再进行强磁选，对强磁选过程中的磨矿时间以及磁场强度进行考查。取一定量的弱磁选尾矿分别在磁场强度为0.21T,0.46T,0.7T,0.9T下进行强磁选试验，得强磁选精矿和尾矿。实验结果见下表2-12。分析见图2-9～12
41、 表2-12 1250℃尾矿强磁选结果 磁场强度/T 精矿/% 尾矿/% 焙烧矿TFe/%反算 焙烧矿T Ni/%反算 r ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi 0.9 95.32 14.79 2.06 97.74 98.38 4.68 6.98 0.69 2.26 1.62 14.42 2.00 0.7 92.31 14.87 1.74 96.93 98.47 7.69 5.65 0.325 3.07 1.53 14.16 1.63 0.46 88.70 15.68
42、 1.83 93.22 98.59 11.30 8.95 0.206 6.78 1.41 14.92 1.65 0.21 66.91 15.88 1.84 75.41 92.08 33.09 10.47 0.32 24.59 7.92 14.09 1.34 注：焙烧矿全铁和全镍的结果，是根据化验结果反算而来，主要受化学分析结果的影响。 图2-9场强对精矿Fe品位和回收率的影响 图2-10场强对精矿Ni品位和回收率的影响 图2-11场强对尾矿Fe品位和回收率的影响 图2-12 场强对尾矿Ni品位和回收率的影响 由以上图表
43、可知，随着磁场强度的增大，精矿的产率以及其中Fe、Ni的回收率明显增加，精矿中的铁品位下降，镍品位上升。可见镍和铁并没有结合到一起，镍可能赋存在硅酸盐物质中，随着场强的增大，被强磁吸引到精矿中，携带硅酸盐物质，使得铁的品位降低。 2.3.2.2 磨矿时间对马弗炉焙烧处理后弱磁尾矿强磁选试验的影响 取30g弱磁选尾矿分别在磨矿时间为5min,15min,30min条件下（磁场强度为0.7T）进行强磁选，得强磁选精矿和尾矿。实验结果见下表2-13。 表2-13 1250℃尾矿强磁选结果 磨矿时间/min 精矿/% 尾矿/% 焙烧矿TFe/%反算 焙烧矿T Ni/%反算 r
44、 ηFe ηNi εFe εNi r ηFe ηNi εFe εNi 5 80.73 16.59 1.79 85.69 92.31 17.20 13.00 0.70 14.31 7.69 15.63 1.57 15 77.80 17.22 1.83 82.62 91.01 20.67 13.63 0.68 17.38 8.99 16.21 1.56 30 72.00 18.77 1.89 80.40 89.16 23.30 14.14 0.71 19.60 10.84 16.81 1.53
45、 由上表2-13可知，磨矿时间延长，精矿的产率降低，但精矿中铁和镍的品位都上升，结合尾矿可以看出，磨矿时间延长对镍的回收利用影响不大。 2.3.3 微波炉焙烧预处理后反浮选 2.3.3.1 微波处理（无保护煤）后对反浮选试验的影响 原矿进行压块处理后用微波还原（无保护煤）0.5小时后，取50g，进行反浮选脱硅试验。试验流程如图2-21。 搅拌 NaOH（PH=9） 变性淀粉800g/t 4ml 季胺200g/t 2ml，羟戊酸200g/t 1滴 2#油 1滴 1＇ 3＇ 3＇ 3＇ 3＇ 5＇ 15＇ 竖炉950°C焙烧2.5h(有保护煤)取5
46、0g 压块 原矿 图2-21 微波处理（无保护煤）的反浮选试验流程 试验过程中，浮上来的全部是水泡，没有粘性，试验失败。 2.3.3.2磨矿时间对微波处理后弱磁尾矿强磁选试验影响 原矿进行压块处理后用微波还原（无保护煤）0.5小时后，取矿样120g，分成4份，每份30g ，分别用球磨机磨矿3min，7min，10min，15min，再进行磁场强度为0.46T的强磁选。所得试验数据如表2-18所示。 表2-18 不同磨矿时间的微波处理后的强磁选试验数据 磨矿 磁场强度/T 精矿/% 尾矿/% 重量/g 时间/min r ηFe ηNi εFe
47、εNi r ηFe ηNi εFe εNi 30 3 0.46 18.27 21.50 1.53 29.68 18.04 79.87 11.65 1.59 70.32 81.96 30 7 0.46 12.60 24.40 1.25 24.57 10.52 82.70 11.41 1.62 75.43 89.48 30 10 0.46 12.17 23.75 1.28 23.89 10.78 78.63 11.71 1.64 76.11 89.22 30 15 0.46 10.60 28.15 1.15 22.31 8.35 80.60 12.89 1.66 77.69 91.65
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