摘  要  对某低品位腐殖土型红土镍矿（镍和铁质量分数分别为 1.01%和 15.72%）进行压块—还原焙烧—磁选试验，研究还原温度、还原时间、复合添加剂用量和预热温度对镍和铁回收效果的影响。研究结果表明：在碱度（即CaO与SiO2质量比）为0.2、复合添加剂质量分数为 14%、预热温度为 900 ℃、预热时间为 15 min、还原温度为1250 ℃、还原时间为35 min、煤与矿质量比为2.7、磨矿细度小于0.074 mm 的质量分数为（95±4）%、磁选磁场强度为 131.34 kA/m 的条件下，获得镍和铁品位分别为4.22%和69.75%的镍精矿，镍和铁回收率分别为 92.22%和 85.73%；适宜的预热制度有利于团块中镍、铁的富集；复合添加剂促进了镍铁晶粒的聚集、长大，提高了镍、铁回收效果。

关键词  腐殖土型红土镍矿  直接还原  复合添加剂  镍精矿

Study on DirectReduction-Magnetic 

Separation to Concentrate Nickel from Low Grade Laterite Ore

PAN Jian, TIAN Hongyu, ZHU Deqing

School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, China

Abstract  The enrichment of Ni from a low-grade saprolite laterite assaying with 1.01% Ni and 15.72% Fe was studied through briquetting—reduction—magnetic separation process and the effects of reduction temperature, reduction duration, dosage of composite additive, preheating temperature on the recovery of Ni and Fe were examined to optimize the process. The results show that nickel concentrate with 4.22% Ni and 69.75% Fe was achieved with recoveries of 92.22% and 85.73% for Ni and Fe respectively at the following conditions: basicity （mass ratio of CaO to SiO2） 0.2, dosage of composite additive 14%, preheating at 900℃ for 15 min, reduction at 1 250 ℃ for 35 min, mass ratio of coal to ore 2.7, grinding fineness of （95±4）% passing 0.074 mm and magnetic intensity of 131.34 kA/m, the enrichment of Ni and Fe is improved by preheating the briquettes of laterite ores. The composite additive can promote the growth of ferro-nickel grains, enhance the separation process and improve the recovery of Ni and Fe. 

Key words  saprolite laterite; direct reduction; composite additive; nickel concentrate.

镍由于具有抗蚀性能强、耐热性好等特点在不锈钢、特殊合金钢等多种领域获得广泛应用[1]。它的矿物资源主要有岩浆型硫化镍矿和风化型氧化镍矿（大 部分为红土镍矿）两大类，

大约70wt.%的镍资源量存在于红土镍矿中[2-3]，而现在全世界大约55wt.%的镍产品是从硫化矿中提取出来的[3]。随着镍需求量增长及原生硫化镍资源减少，以及开发利用红土镍矿还具有勘查和采矿成本低、选冶工艺渐趋成熟、运输方便等优势[4]，如何有效地利用红土镍矿日益受 到人们的重视。红土镍矿是由含有铁、镁、硅矿物的 超基性岩长期风化形成的[3]，由于镍含量较低，很少出现镍的独立矿物，其矿床一般分为3层[5-7]：上层是褐铁矿层，其中常含有较多的针铁矿，这层矿石铁、钴含量高，硅、镁、镍含量较低，宜采用还原焙烧-氨浸、加压酸浸等湿法工艺处理；下层是腐殖土层（硅镁镍矿层），硅和镁含量较高，铁和钴含量较低，但镍的含量较高，采用湿法工艺时酸耗大，不经济，适宜采用还原熔炼镍铁、还原硫化熔炼镍锍等火法工艺处理，尤其是其中回转窑预还原-电炉冶炼镍铁流程应用较多；中间层是过渡层,各主要金属含量介于上层和下层之间，火法和湿法工艺都得到应用[8]。然而，目前得到研究和利用的主要是高品位红土镍矿[9-12]以及褐铁矿型红土镍矿[13]；对于腐殖土型或过渡型的低品位（含镍1%左右）红土镍矿，直接采用还原熔炼镍铁等火法工艺处理生产成本过高，因此，一般采用还原-磁选[14]、含硫添加剂强化还原-磁选或氯化离析−磁选[15]火湿法结合工艺等富集获得高品位镍铁精矿，再用于后续处理。但含硫添加剂或氯化剂的使用容易造成环境污染，不添加试剂时镍回收效果不好。为此，本文作者以某低品位腐殖土型红土镍矿为原料，用烟煤作还原剂，研究其在不含氯化物和硫的复合添加剂作用下的还原−湿式磁选效果，以便为这类红土镍矿的利用提供依据。

1  实验 

1.1  实验原料

1.1.1  红土镍矿 

红土镍矿化学组成所示。可见：其镍和铁质量分数较低，而硅和镁较高，为低铁高硅镁的腐殖土型低品位红土镍矿。红土镍矿X线衍射所示。由可知：原矿的主要矿物为褐铁矿（Fe2O3•nH2O）、石英（SiO2）、蛇纹石（Mg6[Si4O10]（OH）8），同时有少量的绿泥石（（R2+,R3+）6[（Si,Al）4O10]（OH）8）和滑石（Mg3[Si4O10]（OH）2） 等。其扫描电镜分析结果。可见：红土镍矿中褐铁矿与石英、蛇纹石等混杂交生，嵌布粒度很小，这为镍和铁的富集增加了难度。

1.1.2  还原剂 

试验中使用的还原剂为产于国内某地的烟煤，其工业分析、灰分主要化学成分（质量分数）分别。可以看出，还原煤固定碳高、灰分低、挥发份高，是良好的还原剂。

1.1.3  其他试剂 

试验所用碳酸钙为分析纯试剂，复合添加剂组成见文献[16]。

1.2  实验方法 

试验采用压团-还原焙烧-磁选流程，所示：称取一定量细度为粒度小于0.074 mm 的质量分数为t63.06%的红土镍矿并加入一定比例的复合添加剂，通过加入碳酸钙使混合料碱度（CaO与SiO2质量比）为0.2（前人研究表明，添加适量的碳酸钙[11]或氧化钙[17]可以促进镍的还原），充分混匀再加一定量的水拌匀后每次称取2.5 g装入高度×直径为50 mm×11 mm 不锈钢制压模中以一定压力压成高度为16 mm的团块；团块在105 ℃烘箱干燥后，装入刚玉坩埚并放入马弗炉中，在设定温度下预热一定时间后取出刚玉坩埚并将团块倒出，再依次往刚玉坩埚中加入所需加煤量（煤与矿质量比为2.7）的1/3、预热团块、所需加煤量的 2/3。还原结束后，盖煤冷却至100 ℃以下，还原矿破碎到粒度小于0.9 mm，在球磨机（型号为 PK/ZQM，武汉洛克粉磨设备有限公司生产）中以50%（质量分数）的矿浆浓度磨矿，磨矿细度固定在粒度小于 0.074 mm 的质量分数为（95±4）%；在直径为50 mm的磁选管（型号为 XCGS，唐山宏达矿山设备研究所生产）中以磁场强度131.34 kA/m磁选分离，得到镍精矿和尾矿，分别过滤、烘干、称质量、化验，计算镍、铁回收率。

2  结果与讨论 

2.1  还原温度对红土镍矿还原焙烧−磁选的影响 

试验条件为：复合添加剂质量分数为 8%，预热温度和时间分别为900 ℃和15 min，还原时间为80 min，磨矿粒度小于0.074 mm的质量分数为 （95±4）%。试验结果如图4所示。从图4可以看出：总体上精矿镍、铁品位以及镍、铁回收率均随还原温度的升高而提高，说明高温有利于镍、铁的还原，但试验发现，当温度高于到1 300 ℃时矿块局部熔化，黏结在一起。因此，适宜的还原温度为1 250 ℃左右，在此温度下，精矿镍、铁品位及镍、铁回收率分别达到 4.42wt.%，73.65wt.%，83.98%和 91.12%。

2.2  还原时间对红土镍矿还原焙烧−磁选的影响 

试验条件如下：复合添加剂为8%，预热温度和时间分别为900 ℃和15 min，还原温度为1 250 ℃，磨矿粒度小于0.074 mm的质量分数为（95±4）%。在此条件下，还原时间对精矿镍、铁品位以及镍和铁回收率的影响可以看出：随着还原时间的延长，精矿镍和铁品位不断升高，分别从3.63wt.%和59.77wt.%提高到4.42wt.%和73.65wt.%；还原时间增大使铁回收率不断上升，到80 min时达到91.12%，但在35 min时就获得较高的镍回收率，再延长还原时间提高幅度较小。考虑到还原时间越长能耗越高，适宜还原时间取35 min，此时，精矿镍和铁品位分别为 3.54wt.% 和 59.47wt.%，镍和铁回收率分别为85.19%和86.37%。

2.3  复合添加剂用量对红土镍矿还原焙烧−磁选的影响 

试验条件如下：预热温度和时间分别为900 ℃和15 min，还原温度为1 250 ℃，还原时间为 35 min，磨矿粒度小于0.074 mm所占质量分数为（95±4）%。试验结果可以看出：随着复合添加剂加入量由2wt.%增加到14wt.%，精矿镍、铁品位不断提高，分别从2.74wt.%和50.95wt.%提高到4.22wt.%和69.75wt.%；镍回收率总体也呈上升趋势，而铁回收率先上升较快后趋于平缓。这说明较多的添加剂促进了镍和铁的还原及其富集。从图7可以看出：较高的复合添加剂加入量有利于镍铁晶粒的聚集和长大；当复合添加剂加入量为2wt.%时，只有个别镍铁颗粒粒度接近50 µm；当添加剂加入量达到14wt.%时，还原矿中出现了粒度大于500µm的镍铁颗粒：因此，在一定范围内，增加复合添加剂用量有利于后续磨矿-磁选对镍和铁的回收。

2.4  预热温度对红土镍矿还原焙烧−磁选的影响 

试验条件如下：复合添加剂为14wt.%，预热时间为15 min，还原温度为1250 ℃，还原时间为35 min，磨矿粒度小于 0.074 mm 所占质量分数为（95±4）%。试验结果所示。可以看出：随着团块预热温度从800 ℃上升到1100 ℃，精矿镍、铁品位呈不断增加趋势，而镍和铁回收率在900 ℃达到最大值，然后下降；红土镍矿中的蛇纹石脱水生成的镁橄榄石在800~900 ℃发生再结晶[18]，此时活性较大，容易与添加剂反应，促进以硅酸盐形式的镍和铁释放出来，提高回收效果。当预热温度过高时，镍和铁回收率下降，可能是因为较高的预热温度使团块中的低熔点硅酸盐在预热过程中发生软熔，甚至出现一些液相，阻碍了后续还原过程中还原气体在红土镍矿团块中的扩散，降低了还原效果：因此，适宜的预热温度为 900 ℃左右，此时，精矿镍和铁品位分别为4.22wt.%和 69.75wt.%，镍和铁回收率分别为92.22%和85.73%。经扫描电镜−能谱分析，在最佳试验条件下还原矿的主要矿物组成是镍铁合金、镁橄榄石、石英等物质。可见：褐铁矿还原出来的金属铁与镍结合成为镍铁合金；蛇纹石经反应后变成镁橄榄石；而部分石英未参与反应，这与文献[9]中的结果一致。

3  结论 

（1）红土镍矿样品的镍和铁品位低，为低铁高硅镁的腐殖土型低品位红土镍矿，主要矿物石英、蛇纹石和褐铁矿等的嵌布粒度很小。

（2）在碱度为0.2、复合添加剂质量分数为14%、预热温度和时间分别为900 ℃和15 min，还原温度为1250 ℃、还原时间为 35 min、煤与矿质量比为 2.7、磨矿矿浆浓度为50%、磨矿粒度低于0.074 mm所占质量分数为（95±4）%、磁选磁场强度为131.34 kA/m 的条件下，获得镍和铁品位分别为4.22%和69.75%的镍精矿，镍和铁回收率分别为92.22%和85.73%。

（3）适宜的预热制度对红土镍矿镍和铁富集有利；复合添加剂促进了镍铁晶粒的长大，有利于磨矿、磁选过程中镍铁与杂质的分离，提高了镍和铁回收率。

4  参考文献

[1]毛麒瑞. 战略储备金属: 镍[J]. 中国物资再生, 1999（10）: 36−37. 

[2]崔瑜. 低品位红土镍矿选择性还原-磁选富集镍的工艺及机理研究[D]. 长沙: 中南大学资源加工与生物工程学院, 2011: 1−4. 

[3]Warner A E M, Diaz C M, Dalvi A D, et al. JOM world nonferrous smelter survey, part Ⅲ: Nickel: laterite[J]. JOM, 2006, 4: 11−20. 

[4]肖振民. 世界红土型镍矿开发和高压酸浸技术应用[J]. 中国矿业, 2002, 11（1）: 56−59. 

[5]刘大星. 从镍红土矿中回收镍、钴的技术的进展[J]. 有色金属: 冶炼部分, 2002（3）: 6−10. [6] 周晓文, 张建春, 罗仙平. 从红土镍矿中提取镍的技术研究现状及展望[J]. 四川有色金属, 2008（1）: 18−22. 

[7]李建华, 程威, 肖志海. 红土镍矿处理工艺综述[J]. 湿法冶金, 2004, 23（4）: 191−194.

[8]徐小峰. 红土镍矿预富集−还原熔炼制取低镍铁合金研究[D]. 长沙: 中南大学资源加工与生物工程学院, 2007: 9−13. 

[9]曹志成, 孙体昌, 杨惠芬, 等. 红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍[J]. 北京科技大学学报, 2010, 32（6）: 708−712. 

[10]石清侠，邱国兴，王秀美.红土镍矿直接还原富集镍工艺研究[J]. 黄金, 2009, 30（11）: 46−49. 

[11]梁威, 王晖, 符剑刚, 等. 从低品位红土镍矿中高效回收镍铁[J]. 中南大学学报: 自然科学版, 2011, 42（8）: 2173−2177. 

[12]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[J]. 中国有色金属学报, 2011, 21（12）: 3137−3142. 

[13]LI Qihou, CUI Yu, ZHU Deqing, et al. Study on selective reduction of low-grade nickel laterite ore to produce high nickel concentrate[C]//The Australasian Institute of Mining and Metallurgy. 25th International Mineral Processing Congress （IMPC） 2010 Proceedings. Carlton Victoria: The Australasian Institute of Mining and Metallurgy, 2010: 1549−1556. 

[14]Goodall G. Nickel recovery from reject laterite[D]. Montreal, Canada: McGill University. Department of Metals and Materials Engineering, 2007: 78−94.

[15]刘婉蓉. 低品位红土镍矿氯化离析−磁选工艺研究[D]. 长沙: 中南大学冶金科学与工程学院, 2010: 59−65. 

[16]朱德庆, 潘建, 李启厚, 等. 低品位红土镍矿制备高镍精矿的方法: 中国, CN102242252 A[P]. 2011−11−16. 

[17]LI Bo, WANG Hua, WEI Yonggang. The reduction of nickel from low-grade nickel laterite ore using a solid-state deoxidisation method[J]. Minerals Engineering, 2011, 24（14）: 1556−1562.

[18]LUO Wei, FENG Qiming, OU Leming, et al. Fast dissolution of nickel from a lizardite-rich saprolitic laterite by sulphuric acid at atmospheric pressure[J]. Hydrometallurgy, 2009, 96: 91−95.