红土镍矿的探索性试验报告Word下载.docx
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5.9
10.9
16.2
63.1
45.2
19.9
8.6
5.8
6.0
14.4
64.6
10.4
3.7
4.3
14.1
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组成/%
种类
堆密度/t
•m-3—
+0.830
-0.830~+0.212
-0.212~-+0.106
-0.106~+0.074
-0.074
0.897
18.4
42.0
15.4
9.1
15.2
0.973
12.5
42.3
18.9
7.8
18.5
0.887
19.3
42.6
16.4
15.8
0.933
13.5
45.9
18.0
7.1
15.5
试验原料
1.006
14.7
42.1
18.1
7.2
17.9
表1-4
各组分的化学成分分析/%
Fe
Fe2O
Al2
Ca
MnC「2
种类TFe
Ni
Co
CuSQ2
MgO
S
Ig
O
3
。
O2O3
Cy-1-12.6
0.7
17.1
1.8
0.00244.4
4.1
0.615.3
0.01
12.7
0.026
0.240.81
A2
7
8
4
88
80
6
Cy-2-16.9
0.3
23.8
1.7
0.00235.6
0.612.1
0.06
16.0
0.063
0.381.08
A6
84
62
Cy-1-10.4
1.1
13.6
1.5
0.00345.3
4.2
0.719.8
11.6
0.013
0.190.72
B8
54
05
5
2
Cy-2-
10.3
1.2
0.008
0.00144.6
3.4
0.324.3
0.03
8.14
0.170.69
B
1
74
混合12.5
17.0
0.00243.3
3.9
0.616.7
13.3
0.036
0.260.93
料4
85
50
从表
1-4
可以看出
，试验原料全铁品位
12.54%，
Fe2Oa17.07%，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
含里为
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（v10mm）后再用对辊破
碎机细破（v1mm）
，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
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，
化验
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
2.1.1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/t4ml十二胺200g/t10ml
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：
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
硅品位/%
硅回收率/%
精矿
9.87
43.68
1.58
10.06
10.28
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100ml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，
原矿（50g）
图2-2调整剂对反浮选试验的影响流
表2-3改变调整剂的反浮选试验结果
5.37
40.94
1.60
5.00
6.00
94.63
41.35
95.00
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
图2-3改变抑制剂和捕收剂对反浮选试验的影响
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
17.
68
39.96
1.59
19.44
20.12
74.
42
39.33
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
r
nFe
nNi
£
27.10
22.74
1.21
45.25
24.19
72.90
10.23
1.41
54.75
75.81
0.9
30.00
16.69
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
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