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影响红土镍矿回转窑直还原金属回收率的 因素分析

时间:2019-06-03 11:41来源:北海诚德镍业有限公司 作者:张秋艳 点击:
摘 要 回转窑直还原生产镍铁工艺是采用低品位红土镍矿生产镍铁的工艺,金属回收率的提高可明显降低生产成本。本文分别从原料情况,还原焙烧过程,选矿过程三个方面对回收率的
  • 摘  要  回转窑直还原生产镍铁工艺是采用低品位红土镍矿生产镍铁的工艺,金属回收率的提高可明显降低生产成本。本文分别从原料情况,还原焙烧过程,选矿过程三个方面对回收率的影响因素作出具体分析,并提出了提高回收率措施和办法。

    关键词  直还原  镍铁生产  回收率


    1  前言

    高炉炼铁已有数百年历史,其工艺已达到相当完善的地步。但其日益完善和大型化的同时,也带来了流程长,投资大及污染环境等问题,此外,由于炼焦煤资源日益短缺、焦炉逐渐老化及人们对焦炉污染的日益关注,直接还原作为无焦的、新兴的、开拓性的前沿冶炼技术,越来越受到人们的关注(1),北海诚德回转窑直接还原生产镍铁工艺,于2014年投产生产至今,在原料金属(18%)不变的情况下,每提高一个回收率,则吨镍铁矿耗约减少70公斤,相应的将提高产量,降低能耗,降低成本约90元,且红土镍矿的原料金属品位均在20%以下,甚至低到14%;可见,在直还原生产工艺中采取有效措施提高金属回收率是至关重要的。

    2  原料对金属回收率的影响分析

    2.1  原料镁硅比对回收率的影响

    红土镍矿的成分矿相比较复杂,波动也大,在控制焙烧过程,选矿过程基本相同的条件下,对使用镁硅比不同的红土矿的回收率作出如下对比情况,当原料的镁硅比在0.15~0.25的时候,物料熔点低,约1150℃,SiO2含量大,熔融状态下在渣中形成网状结构,很容易粘窑,导致结圈,影响生产;且SiO2易与亚铁生成难还原的硅酸铁化合物,也阻碍亚铁的进一步还原,水淬后烧结矿块大,且硬,磁性较弱,选矿中渣铁分离效果不佳,选矿综合镍铁比例低,金属回收率一般在78%;

    当镁硅比在0.42的时候,物料熔点约1250℃,且窑内结圈可控,较稳定;窑口物料呈半熔融态棉花状,水淬后的烧结矿粒度均匀,较脆,有少量可见的镍铁颗粒,干选镍铁夹渣很少,磁性较强,此时金属回收率较理想,达90%以上;

    当镁硅比在0.6~0.75;物料熔点很高,且物料在窑内行进速度快,生产中燃料使用大增,稍不注意,就会出现跑散料现象,物料对窑口的磨损较严重,经常出现窑口漏铁水现象,不利于操作;水淬后烧结矿死结,硬,对后道选矿工序的设备磨损及回收率都有影响,一般需要煅烧温度在1350℃以上,才能保证金属回收率达80%;

    生产试验得出,在控制焙烧过程,选矿过程基本相同的条件下,原料镁硅比控制在0.3-0.55之间,是在节能降耗基础上,提高金属回收率的有效措施。

    2.2  原料金属品位对回收率的影响

    在控制焙烧过程,选矿过程基本相同的条件下,生产选取镁硅比均在0.65,不同金属品位的红土矿生产作为研究对象,并得出该研究时间段内的,指标情况;当原矿金属品位在15%时候,物料熔点高,选矿产量少,尾渣多,回收率在78%;当原矿金属品位在18%时候,物料熔点适中,金属回收率在80%;当原矿金属品位达20%时候,物料熔点降低,可见有铁水,渣铁分离好,产量多,回收率在84%;

    可得出在镁硅比一定的情况下,红土镍矿金属品位高,则金属回收率高;金属品位对回收率的影响主要体现在两个方面,一是金属品位高,多是因铁含量多,在MgO-SiO2-FeO形成的渣相图中可得,随着亚铁的增多,渣相熔点是降低的,有利于回转窑节能生产,提高回收率;二是金属品位高,选矿渣量减少,也有利于提高回收率;这两点在使用中镍矿期间,效果尤为明显;

    3  还原焙烧过影响回收率的因素分析

    3.1  入窑粒度的影响

    在回转窑煅烧过程中,入窑原料粒度6mm占80%以上时,可有效消除窑内中低温段的窑壁冷凝结壁现象,保持窑内通风,有利于窑内操作;但是由于物料粒度粗,内扩散慢,会存在物料反应不充分的问题,同时,物料在窑内运行,受热过程中,一部分会膨胀破裂,生成大量粉末,造成窑内物料偏析,致使煅烧不均匀,出料中可见粒状物料,因此,还原率低,回收率也低;当原料粒度为3mm占80%以上,金属还原率不断增加,回收率增高,可使产量增加,但是存在随烟尘抽走量大的问题;因此,本公司分厂把3mm以下的原料进行成球(43mm×42mm×20mm)后再送入窑内,可以有效延缓结圈,并增加入窑量,减少烟尘量,且达到了煅烧充分,均匀的效果,提高还原率,增加回收率。

    3.2  还原温度的影响

    回转窑直还原工艺的还原温度主要受烟煤和无烟煤影响,当无烟煤配入量一定时,主要受窑头喷吹烟煤量影响,烟煤挥发分在30%,挥发物的放出促进煤粉燃烧供热,起着调控反应区域温度的作用,本次生产试验中,原料镁硅比为0.65,金属品位为20%,选矿过程控制条件相同,焙烧过程中,入窑量为20吨/小时,焙烧时间40min,内配碳17%,调整喷煤量达到控制还原温度。

    当窑内还原温度高达1420℃后,窑口出料颜色发白,呈团落下,有明显铁水流出,且窑口磨损非常严重,经选矿后铁和镍的回收率大于95%,渣铁分离非常好;当窑内还原温度在1320℃时,物料在窑口成粒状散落,夹杂的有铁水滴落,经选矿后金属回收率在86%;当窑内还原温度在1250℃,物料呈松散的沙状,并颜色有些微红,无可见镍铁颗粒,经选矿后金属回收率在78%。综合考虑质量成本,窑内衬耐材,可操作性,认为在该条件下,窑内还原温度控制在1300℃到1400℃比较合适。

    3.3  配碳量的影响

    无烟煤的加入量直接影响着窑内的还原气氛,若还原剂不够,镍铁不能充分还原,金属回收率低,成本高;若还原剂过多,虽然回收率会提高,但是存在浪费还原剂,大量的铁被还原成金属状态,使最终产品镍品位降低,还原温度过高容易导致设备损坏等弊端,因此,确定合适的配碳控制回收率也非常重要;

    生产焙烧控制要求:控制原料,选矿过程条件相同,焙烧过程中,入窑量为20吨/小时,焙烧时间45min,窑头喷煤量2.2吨/小时。

    根据生产统计,当配碳量达20%时,窑头出料烧结矿中残碳达5%,镍铁产品中渗碳达3.5%;经选矿铁和镍的回收率可达到90%;当配碳量为16%时,窑头出料中残炭明显降低,在3%以下,经选矿后铁和镍的回收率仍能达到90%;当配碳量为8%时,残炭在1%以下,经选矿后铁回收率低于70%,镍在80%左右,而且操作不当易结圈。经过实践摸索,考虑到成本和质量要求,认为配碳量控制在16%~18%比较合适,此时回收率在85%左右,高于理论配碳量主要原因一是筒体方面,烟气散热较多,二是窑内结圈不可避免,生产通过提高配碳的方式来提高温度进行解决;

    3.4  还原时间的影响

    还原时间是通过调整窑速来控制,在保证还原焙烧温度不变,可通过调整窑速与入窑料量来调整还原时间,焙烧条件为:原料,选矿过程控制条件相同,焙烧过程中, 焙烧温度1350℃,配碳量17%。

    通过降低窑速或者降低料量,物料在回转窑内焙烧(高温还原时间)变长,当焙烧时间在60min以上时,焙烧温度达1350度(喷煤量适当下调来保证温度),物料融团块状,经选矿后回收率可达90%以上,但容易结前圈,且产品镍点稍低;当增加给料量和增加窑速,焙烧时间低于30min,物料呈沙状,窑内还原率低,铁的回收率75%,镍的回收率80%,不结圈;当小时给料量为22吨时,窑速适中,控制焙烧时间在45min,此时出料呈粒状散下,经选矿金属回收率可达90%;经综合分析认为焙烧时间在50min左右较佳,同时可延缓结圈,且回收率高。

    综上,回转窑直还原生产镍铁工艺提高回收率的焙烧过程控制措施如下:原料粒度先破碎至3mm以下占80%以上,成球入窑,还原温度控制在1300℃到1400℃,配碳量控制在16%~18%,焙烧时间在50min左右是合理的。

    4  选矿过程对回收率的影响因素分析

    选矿过程的目的是将烧结矿粉碎,使得烧结矿中的镍铁与矿渣分离,然后利于磁选,得到稳定、高纯度的金属产品;一般来说,破碎粒度越小,分离越完全、磁选机磁选强度越高,则金属回收率越高。但实际生产中,应考虑破碎的动力消耗与磨矿介质(钢球,衬板等)消耗量,还要保证选矿的处理料量。

    选矿工艺分为干选段和湿选段,干选具体为:入选烧结矿经过第一次干选处理、第一道破碎处理、第二道破碎处理、第二次干选处理、第三道破碎处理、第四道破碎处理、第三次干选处理进行吸附筛选富集,得到三次干选筛选出的三部分富集矿为干选产品;而第三次干选后的烧结矿作为湿选原料,进入球磨机球磨、湿选,湿选包括三道半溢流式磁选机和一道回收机,经湿选得到湿选产品和尾矿。

    4.1  干选破碎粒度的影响

    当上料量一定,破碎粒度控制在10mm占80%以上,则干选产量少,含渣量多;进入湿选球磨机的矿量多,有明显可见镍铁颗粒,钢球消耗量大,且回收率低;当破碎粒度控制在8mm占80%以上,则干选产量适中,进入湿选球磨机的矿中有少量可见镍铁颗粒,钢球消耗量减少,回收率提高;当破碎粒度控制在5mm占80%以上,则干选干选产量大,进入湿选球磨机的矿中基本无可见镍铁颗粒,钢球消耗量更少,回收率进一步提高;当破碎粒度控制在3mm以下,对于当前破碎设备来说有一定操作难度,综合以上考虑,应尽量减少进入球磨机的量,既提高回收率,也减少成本消耗;因此,认为当前设备情况下,应控制干选粒度在5mm以下占80%较为合适;

    4.2  回收机磁选强度的影响

    当球磨机磨矿粒度一定,回收机磁选强度为1600GS时,尾矿金属流失较多,全铁在4.8%,镍在0.3%;将磁选强度为5000GS的磁铁放入该尾渣中搅拌,可看到磁铁上吸附有少量金属颗粒,搅拌后的尾渣全铁在3.5%,镍在0.20%;将磁选强度为10000Gs的磁力棒放入该尾渣中搅拌,可看到磁力棒上吸附有明显细小金属颗粒,搅拌后的尾渣全铁在3.0%,镍在0.14%;将磁选强度为12000GS的磁力棒放入该尾渣中搅拌,可看到磁力棒上吸附有明显细小金属颗粒,搅拌后的尾渣全铁在2.8%,镍在0.14%;综合以上情况考虑,经球磨磨矿后的物料粒度小,消耗动力及磨矿钢球多,利于磁选分离,应利用好湿选物料粒度细小的优势,尽量提高湿选回收率,把控好生产中提高回收率的最后一道关卡,认为湿选尾矿回收机磁选强度应选用10000GS,可有效提高金属回收率;

    在现有设备基础上,产品的质量指标镍铁粉金属含量越高,则金属回收率也越高,但是金属回收率越高,镍铁粉金属含量则有可能高,也有可能低。因此,要生产出金属含量高的镍铁粉,并且保证回收率,就必须要控制好破碎粒度和磁选强度。

    5  提高回收率的研究发展方向

    (1)在现有基础上,研究利用还原的添加剂向红土镍矿中加入,如含硫酸(2)或者有机添加剂,或者研究利用煅烧水淬后的粉化剂等,有利于金属的还原,矿渣的破碎分离,镍铁的富集,提高回收率。

    (2)研究利用寻求更好的内衬耐材,优化窑体结构设计,使窑体抗结圈,温度控制更稳定,适应当下印尼禁止出口高镍红土矿,国内需要使用菲律宾中镍矿的形势,提高回收率。

    (3)优化选矿工艺,一是可将干选破碎改为采用高压辊磨机,使产品粒度小于3mm达到90%,若回收效率达标,可以在辊磨机之后增加筛分设备实现闭路循环,即可去掉球磨机工序;二是可把溢流式球磨机改造成格子式球磨机,外加螺旋回流系统。

    (4)需要对原矿的矿相进行分析研究,选择针对性的配料,促进原料工艺稳定,降低还原温度,有利于设备寿命和操作,提高回收率。

    (5)加大对尾矿的研究利用,比如在烧结生产中的应用(3)等措施,达到金属二次回收,循环经济的目的。

    6  结语

    红土镍矿回转窑直还原生产镍铁工艺经过三年多的生产实践,但仍存在很多不足,实践证明金属回收率是影响成本的最大因素,在现有原料镁硅比0.6的情况下,应通过提高原料金属品位,混合料压球入窑,煅烧温度在1300℃-1400℃,配碳量在16-18%,煅烧温度在50分钟左右,选矿破碎粒度控制在5mm以下占80%,尾矿回收机磁选强度在10000GS等措施,改善工艺、设备情况,提高回收率,使工艺技术达到成熟。

    7  参考文献

    [1]杨双平等.直接还原与熔融还原冶金技术[M],冶金工业出版社,北京,2013(12)

    [2]童伟锋等.硫酸化氧化焙烧-水浸法从红土镍矿中提取镍钴[J],有色金属(冶炼部分),2013(7)

    [3]潘料庭等.镍铁尾矿用于烧结生产的工业试验[J],烧结球团,2015,40(1):42-44

    (责任编辑:zgltw)
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