印尼某红土镍矿的探索性试验报告hkha.docx

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1、1 原料料性能及及其研究究方法1.1 原料物化化性能原矿来自自印尼爪爪洼岛和和苏拉维维奇的红红土镍矿矿，来样样有四种种，分别别为Cyy-1-A（破破碎干燥燥后呈红红色），CCy-22-A（破破碎干燥燥后呈橙橙色），CCy-11-B（破破碎干燥燥后呈橙橙色），CCy-22-B（破破碎干燥燥后呈绿绿色），AA为散料料，B为为块矿。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

2、，然后按重量比混合，形成一种混合原料，混合料的水分6.22%，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1-11 来样样的水分分变化名称Cy-11-ACy-22-ACy-11-BCy-22-B来样水分分/%23.22034.33015.66236.228晒后水分分/%13.66523.8846.6994.733注：由于于块矿不不好测水水分，只只取块矿矿中的散散料测其其水分，而而块矿中中

3、的实际际水分比比较大。表1-22 来样样的粒度度组成/%种类粒度组成成/mmm+40-40+255-25+166-16+100-10+5-5Cy-11-A10.229.812.3313.1119.7734.99Cy-22-A0.82.95.910.9916.2263.11Cy-11-B45.2219.998.65.86.014.44Cy-22-B64.6610.443.72.94.314.11注：对两两组块矿矿进行粗粗破（手手工锤击击），来来样中细细小颗粒粒（-55mm）很很少，大大部分是是在筛分分过程中中产生。表1-33 各组组分的堆堆密度和和粒度组组成/%种类堆密度/tmm-3粒度组成成/

4、mmm+0.8830-0.8830+0.2122-0.2212-+0.1106-0.1106+0.0744-0.0074Cy-11-A0.899718.4442.0015.449.115.22Cy-22-A0.977312.5542.3318.997.818.55Cy-11-B0.888719.3342.6616.445.915.88Cy-22-B0.933313.5545.9918.007.115.55试验原料料1.000614.7742.1118.117.217.99表1-44 各组组分的化化学成分分分析/%种类TFeFeOFe2OO3NiCoCuSiO22Al2OO3CaOMgOMnO2

5、2Cr2OO3SIgCy-11-A12.6620.77717.1181.8440.02260.0002844.4484.1880.68815.3300.2440.8110.011612.776Cy-22-A16.9960.33323.8881.7880.06630.0002835.6644.1880.66612.1120.3881.0880.066016.003Cy-11-B10.4481.18813.6671.5880.01130.0003545.3344.2770.70019.8850.1990.7220.011511.662Cy-22-B8.1441.17710.3341.2000.00

6、0850.0001844.6683.4110.37724.3340.1770.6990.033513.552混合料12.5540.77717.0071.7000.03360.0002843.3353.9660.65516.7700.2660.9330.033013.337从表1-4可以以看出，试试验原料料全铁品品位122.544%，FFe2O317.07%，烧损损13.37%，可见见铁矿石石中主要要以褐铁铁矿形式式存在。全全镍品位位1.770%。其其中主要要脉石矿矿物二氧氧化硅，含含量为443.335%，氧氧化镁116.770%，为为高镁质质红土镍镍矿。还原煤是是来自新新疆的褐褐煤，经经鄂式破

7、破碎机粗粗破（10mmm）后再再用对辊辊破碎机机细破（1mm），既为我们的试验内配煤，煤的工业分析结果如表1-5。表1-55 煤的的工业分分析水分/%灰份/%挥发份/%固定碳/%焦渣特性性4.5884.74437.22257.0072从表1-5可以以看出，这这种煤的的挥发份份含量高高，灰分分低，配配入铁矿矿石中焙焙烧后对对铁镍的的品位降降低不大大。1.2研研究方法法前期探索索性试验验对原料料分别进进行了物物理分选选研究，火火法研究究，火法法和物理理分选相相结合试试验研究究。物理理分选研研究主要要是对原原料进行行摇床试试验、反反浮选试试验、强强磁选试试验；火火法研究究主要是是试验采用用原料内内配

8、煤的的方法进进行还原原焙烧，通通过改变变焙烧的的反应器器（竖炉炉、马弗弗炉和微微波炉）、焙焙烧的温温度、时时间等来来研究焙焙烧制度度对还原原的影响响，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1-11 试验验主流程图图焙烧后经经过破碎碎、磨矿矿、磁选选，从而而来实现现铁镍和和其他元元素的分分离富集集；火法法和湿法法相结合合研究主主要是对对原料内内配煤与与不配煤煤两种情情况进行行焙烧后后再做湿湿法处理理。试验验主流程程如图

9、11-1。2 试验验结果及及其分析析2.1 物理分分选试验验结果及及其分析析2.1.1摇床床试验取原矿550g，湿磨5mmin,-2000目达达95%，进行行摇床试试验，试试验过程程中矿石石分为中中矿及尾尾矿带，但但分带不不是很明明显。过过滤烘干干制样后后中矿和和尾矿分分别送去去化验.化验结结果如表表2-11。表2-11矿石磨磨细后摇摇床重选选试验结结果产品名称称产率/%铁品位/%镍品位/%铁回收率率/%镍回收率率/%中矿20.00011.1161.6221600026.000尾矿80.00014.6621.15584.00074.000从试验结结果可以以看出，中矿和尾矿中的铁镍出现了一些分离

10、，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反浮选选试验由原矿性性质得知知，原矿矿中硅所所占的比比例较大大达433.355%，因因此可以以利用反反浮选脱脱除其中中的硅。反反浮选试试验采用用的铁矿矿抑制剂剂为可溶溶性淀粉粉；采用用十二胺胺作为捕捕收剂，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 10ml2#油 1滴1333355图2-1反浮选试验流程取原矿550g,磨矿时时间为55minn,可溶溶性淀粉粉用量8800gg/t,十

11、二胺胺用量2200gg/t. 十二二胺的活活性在ppH值为为9时最最强，所所以试验验过程中中用NaOOH溶液液调节矿矿浆的ppH值为为9左右右。试验过程程中气泡泡上的矿矿比较少。试试验数据据如表22-2. 从从试验数数据看出出：尾矿矿中硅品位并并没有得得到降低低，镍也也没有出出现分离离。表2-22反浮选选试验结结果产品名称称产率/%硅品位/%镍品位/%硅回收率率/%镍回收率率/%精矿9.87743.6681.58810.00610.228尾矿9011342.8801.51189.99489.7722.1.2.11改变调调整剂对对反浮选选试验的的影响调整剂改改用碳酸酸钠与氧氧化钙的的混合调调整剂

12、，碳碳酸钠：氧化钙钙按重量量比为11：4，取取碳酸钠钠0.22g,氧氧化钙00.8gg配制成成1000ml溶溶液。该该调整剂剂既可以以调整pph值，而而且其中中Ca22+是石石英的活活化剂。试试验流程程如图22-2，搅拌调整剂（PH=9）可溶性淀粉800g/t 4ml十二胺200g/t 10ml2#油 1滴1333355图2-2 调整剂对反浮选试验的影响流程原矿（50g）表2-33 改变变调整剂剂的反浮浮选试验验结果产品名称称产率/%硅品位/%镍品位/%硅回收率率/%镍回收率率/%精矿5.37740.9941.6005.0006.000尾矿94.66341.3351.51195.00094.0

13、00试验现象象为：气气泡较少少，浮矿矿不多。试试验结果果如表22-3.结果果表明改改变条件件后，反反浮选脱脱硅效果仍仍然不明明显。可可能是捕捕收剂捕捕收不到到矿物。做做了水筛筛试验，磨磨矿5mmin后后-2000目大大于955%，所所以并不不是磨矿矿细度太太粗的问问题，可可能原因因是：十十二胺的的捕收能能力不大大或加淀淀粉过多多矿物都都被抑制制。2.1.2.2改改变抑制制剂和捕捕收剂对对反浮选选试验的的影响改用变性性淀粉做做抑制剂剂、季胺胺与羟戊戊酸作为为组合捕捕收剂。用用量为变变性淀粉粉8000g/tt，季胺胺2000g/tt，羟戊戊酸2000g/t，试验流流程如图图2-33。搅拌NaOH（

14、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1333355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加羟戊酸酸以后气气泡由大大变为小小，并且且很丰富富，比较较正常。试试验结果果如表22-4。试验验结果表表明：反反浮选脱脱硅效果还还是不明明显，可可见二氧氧化硅以以硅酸盐盐状态存存在，或或者以其其它复杂杂形式存存在，采采用反浮浮选的方方法不易易脱除。表2-44改变抑抑制剂与与捕收剂剂后的试试验结果果产品名称称产率/%硅品位/%镍品位/%硅回收率率/%镍回收率率/%精矿1766839.9961.59919.4442

15、0.112尾矿7444239.3331.50080.55678.9992.1.3强磁选选试验取原矿550g，磨磨矿5mmin，大大致分为为两份，配配成矿浆浆浓度为为25%的矿浆浆，分别别在电流流30AA、磁场场强度00.7TT及电流流40AA、磁场场强度00.9TT的磁场场中磁选选。磁选选后过滤滤、烘干干、称重重、磨样样、化验验。试验验结果如如表2-5.表2-55不同磁磁场强度度的原矿矿强磁选选试验结结果磁场强度度/T精矿/%尾矿/%rFeNiFeNirFeNiFeNi0.727.11022.7741.21145.22524.11972.99010.2231.41154.77575.8810.

16、930.00016.6691.59940.77334.33970.00010.4411.30059.22765.661从表2-5可以以有以下下一些推推测：原原矿中大大部分镍镍不是与与铁赋存存在一起起，而可可能以硅硅酸镍的的形式存存在；当当磁场强强度增大大，反而而不利于于铁镍的的分离；同时也也能说明明，原矿矿中的铁铁镍很分分散，和和其它元元素的堪堪布紧密密，不易易分离，采采用强磁磁选的方方法来分分离富集集铁和镍镍是很困困难的。2.2火火法试验验结果及及其分析析原料准备备后，根根据红土土镍矿中中铁和镍镍的含量量，按照照化学反反应：FFe2O3+3C=22Fe+3COO和NiOO+C=Ni+CO，配

17、加加2倍煤粉粉，试验验煤矿比比为0.191，配料料后加水水调匀进进行压团团，干燥燥团块进进行焙烧烧试验，采采用竖炉炉、马弗弗炉、微微波炉还还原焙烧烧，通过过改变还还原焙烧烧的时间间和温度度，研究究焙烧的的情况，焙焙烧后通通过改变变磨矿的的矿浆浓浓度和磨磨矿时间间，研究究磨矿对对后续磁磁选分离离的影响响，并通通过调节节磁场强强度来实实现铁镍镍和其它它元素的的分离。2.2.1 采用用竖炉进进行还原原焙烧2.2.1.1 焙焙烧温度度对实验验的影响响通过采用用竖炉进进行还原原焙烧，研研究竖炉炉焙烧制制度下，镍镍铁的还还原情况况，试验验是在原原料条件件不变的的情况下下，改变变还原焙焙烧的温温度，各各组的

18、温温度大致致在设定定温度左左右100波动，还还原焙烧烧的时间间为2.5h，取取焙烧块块20gg破碎后后进行湿湿式球磨磨，矿浆浆浓度550%，焙焙烧10050和11000两组条条件磨矿矿2miin，其其它磨矿矿1miin，磁磁场强度度16000Oee，试验验的结果果如表22-6。结结果分析析如图22-4，图图2-55。表2-66 不同同焙烧温温度下实实验结果果分析焙烧温度度/精矿/%尾矿/%物料（焙焙烧矿）rFeNiFeNirFeNiFeNiTFe/%(反算)TNi/%(反算)85027.88072.11011.2201.33395030.33569.55510.9961.3331000030.

19、44069.33511.2201.5221050025.00020.0041.99936.66532.55373.77011.7751.40063.33567.44713.6671.533110005.50043.1152.17716.4427.36694.44512.7791.59983.55892.66414.4451.6221150020.33420.4432.24428.00930.99679.33813.4401.28871.99169.00414.7791.477图2-44 不同同焙烧温温度下的的精矿产产率 图2-5 不不同焙烧烧温度下下尾矿FFe、NNi品位位由以上图图2-4可知

20、，精精矿产率率随着温温度上升升有下降降趋势，在在11000达最低低点，然然而随着着温度的的继续升升高，产产率也随随之增加加。其中中，10050和11000温度下下磨矿时时间为22minn。可见见，磨矿矿时间对对产率有有较大影影响。由由图2-5可看出出，随着着温度的的升高尾尾矿中FFe品位位缓慢增增加，在在焙烧温温度为9950出现最最低点。而而Ni品品位有所所波动，在在焙烧温温度为9950时为11.333。综合合精矿产产率考虑虑，认为为焙烧温温度在9950焙烧分选效效果较好好。2.2.1.211550下焙烧烧炉、磨磨矿时间间以及焙焙烧时间间对实验验的影响响混合料内内配2倍倍煤，压压团，干干燥后作

21、作为实验验原料。焙焙烧时罐罐底铺煤煤50gg，罐顶顶铺煤至至满保护护，分别别放入11#和22竖炉炉焙烧22.5hh。烧后后进行磨磨矿弱磁选选试验：矿浆浓浓度为50%，1炉焙烧烧矿分两两组分别别球磨5miin和22minn,2炉焙烧烧矿则磨磨矿2mmin和和1miin进行行弱磁选选。矿浆浆浓度为为50%，磁场强强度16600 Oe。磨磨矿磁选选后实验验结果如如下表22-7。其中中1炉炉焙烧矿矿烧损为为19.53，2炉焙烧烧矿烧损损为255.600。表2-7711550下炉型型及磨矿矿时间对对实验结结果的影影响磨矿时间间/miin精矿/%尾矿/%物料（焙焙烧矿）rFeNiFeNirFeNiFeNi

22、TFe/%(反算)TNi/%(反算)53.45562.2271.82214.5544.11196.5513.0081.52285.44695.88914.7771.53326.05535.8872.35514.5508.60093.22513.7721.62285.55091.44014.9961.65526.55533.2212.34415.5559.50092.44012.7791.58884.44590.55013.9991.611120.33420.4432.24428.00930.99679.33813.4401.28871.99169.00414.7791.477注：第一一、二组组

23、为1炉焙烧烧矿，三三、四组组为2炉焙烧烧样。由表2-7可知，随随着磨矿矿时间的的缩短，精精矿产率率明显增增加，虽虽然精矿矿中Fee,Nii品位有有所下降降，但FFe,NNi的回回收率明明显上升升。其中中Ni的的回收效效果更为为显著。从从尾矿品品位和回回收率来来看，磨磨矿1分分钟时，分分选效果果最好。而而且从磨磨矿时间间为2mmin的的两组数数据来看看，采用用2炉炉焙烧效效果更好好。在11550的温度度条件下下做了两两组焙烧烧时间的的实验，分分别在22竖炉炉焙烧22.5hh和3.5h。磨磨矿时间间均为11minn，其他他实验参参数保持持不变，对对比两组组实验结结果如下下表2-8。其中中焙烧22.

24、5hh烧损为为22.09，焙烧烧3.55h的焙焙烧矿烧烧损为222.449。表2-8811550下不同同焙烧时时间实验验结果分分析焙烧时间间/h精矿/%尾矿/%物料（焙焙烧矿）rFeNiFeNirFeNiFeNiTFe/%(反算)TNi/%(反算)2.525.22374.88511.3381.4553.524.557 21.550 2.31138.66635.77473.44011.4421.39961.33464.22613.6661.599由表2-8可知，在在一定焙焙烧时间间的基础础上，再再对焙烧烧时间进进行延长长。对于于Fe,Ni的的分选效效果，影影响不大大。2.2.1.3 焙烧烧温度9

25、950配煤量量对实验验的影响响根据表22-6的数据据结果,当焙烧烧温度为为9500时,尾矿矿中的铁铁镍的品品位下降降明显,尾矿产产率也有有所降低低,效果果最佳，现现改变配配煤量为为1倍煤煤进行实实验。其其他实验验条件不不作改变变，实验验结果如如下表22-9。表2-999500下不同同配煤量量实验结结果分析析配煤量/倍物料（焙焙烧矿）精矿/%尾矿/%物料（焙焙烧矿）TFe/%(计算)TNi/%(计算)rFeNiFeNirFeNiFeNiTFe/%(反算)TNi/%(反算)113.6681.85511.55088.11013.2251.766212.9911.75530.33569.55510.9

26、961.333由表2-9可知，内内配1倍倍煤焙烧烧磁选选效果明明显不如如内配22倍煤的的情况。可见，煤量对还原焙烧的影响很大。取内配22倍煤，焙焙烧温度度9500焙烧矿矿进行矿矿相鉴定定，如下下图2-6、2-7。从图2-669500焙烧22.5hh矿样边边缘部位位图2-779500焙烧22.5hh矿样边边缘中心心部位图可以看看出，焙焙烧块中中已经有有金属的的迁移长长大，只只是尚不不完整。可可能与焙焙烧的时时间，煤煤粉的用用量有关关。2.2.1.4 配加加1CCaF22竖炉焙焙烧实验验混合料内内配2倍倍煤，并并配入11%的CCaF22压团，干干燥后作作为实验验原料。焙焙烧时表2-110添加加Ca

27、FF2焙烧磁选实实验焙烧温度度/磨矿时间间/minn精矿/%尾矿/%rFeNiFeNirFeNiFeNi95033.20096.22012.4491.566950257.22042.55712.0091.5331050034.90094.55513.0011.59995037.50089.33813.3361.666注：第一一组为球球磨,第第二、三三、四组组为重磨磨；第四四组焙烧烧时间为为4h，其其他三组组为2.5h。罐底铺煤煤30.51gg，灌顶顶铺煤至至满保护护。放入入竖炉焙焙烧，进进行焙烧烧温度为为9500和10550两组焙焙烧实验验，焙烧烧时间为为2.55h。烧烧后进行行磨矿弱磁选选试

28、验：矿浆浓浓度为50%，磁场强强度16600 Oe。实实验结果果如下表表2-110。由表2-10可知，9550下焙烧烧2.55h，重重磨2mmin精精矿产率率为577.200%，一一方面，重重磨下有有利于颗颗粒的均均匀化，湿湿磨时颗颗粒要么么很粗，要要么就非非常细，不不利于磁磁性物质质很少，分分布又很很散的物物料；另另一方面面，焙烧烧时间长长，配有有CaFF2的情况况下，易易形成低低熔点物物质，磁磁性降低低。2.2.2 采用用马弗炉炉进行还还原焙烧烧混合料内内配2倍倍煤，压压团（直直径300mm,厚度110mmm），干干燥后作作为实验验原料。放放入马弗弗炉焙烧烧，进行行焙烧温温度为112000

29、和12550的两组组实验，焙焙烧时间间2.55h。还还原焙烧烧后进行行磨矿弱磁选选试验：矿浆浓浓度为50%，磁场强强度16600 Oe。磨磨矿磁选选后实验验结果如如下表22-11。表2-111 马弗弗炉焙烧烧实验结结果焙烧温度度/磨矿时间间/miin烧损/%精矿/%尾矿/%rFeNiFeNirFeNiFeNi12500528.9943.62245.0045.2118.30010.33696.33612000125.77620.66079.33015.3321.600120000.525.77629.66070.33515.6621.588注：焙烧烧块具有有很高的的强度，看看似渣化化，部分分边缘

30、熔熔融。由表2-11可以看看出，112500下磨矿矿5分钟钟，精矿矿的产率率很低，但但从精矿矿中的铁铁和镍品品位来看看，已经经出现分分离富集集，在这这么高的的温度下下，可能能发生渣渣和铁镍镍的分离离。12200下的两两组，效效果不明明显，不不能达到到抛尾的的目的，也也没能富富集铁和和镍。比比较前面面的低温温还原焙焙烧，可可以得出出，低温温下铁镍镍缓慢还还原，但但还不会会使得铁铁和镍跟跟其它脉脉石形成成渣，有有利于铁铁镍的分分离富集集，尤其其对镍的的还原分分离有利利。而高高温下，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。马弗炉的的焙烧原原料有两两种成型型方式，即即压团和和球

31、团。以以下是这这两种焙焙烧矿的的矿相照照片比较较，见图图2-113116。图2-113 压压团12250焙烧边边缘部位位图2-114 压压团12250焙烧中心心部位图2-115球团12550焙烧边缘缘部位图2-116球团12550焙烧中心心部位由图2-1316可可知，焙焙烧球团团的金属属颗粒向向边缘迁迁移长大大，而压压团后的的焙烧块块中心有有少量长长大的金金属颗粒粒，边缘缘有极少少的金属属颗粒，效效果明显显没有球球团的好好。主要要原因可可能是：焙烧前前的成型型强度不不同，球球团用手手捏成，强强度低，而而压团是是用压团团模子高高压下压压制而成成；干燥燥时球团团水分高高，形成成的气孔孔多，球球团松

32、散散，而压压团块水水分少，内内部紧密密。2.2.3采用用微波炉炉进行还还原焙烧烧混合料内内配煤，压压成直径径为300mm团团块。在在无外保保护煤和和有保护护煤两种种情况下下还原焙焙烧，微波炉炉额定功功率3.5KWW，总共共三档，有有两档可可用，试试验过程程中开启启两档，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如下表2-14。表2-114微波焙烧烧试验结果果配煤量/倍焙烧时间间/miin磨矿时间间/miin激磁电流流/A精矿/%尾矿/%rFeNiFeNirFeNiFeNi23011.59.85586.99512.8801.

33、52224511.517.22581.77013.2221.44444521.57.75592.11010.7761.23344531.517.88059.4405.21166.22761.99781.3306.6220.70033.77338.00344532.544.22030.2213.46679.44282.33855.4456.2440.59920.88517.66244534.526.44441.2254.66668.44572.00172.5566.9000.66631.44627.999注：前两两组磨矿矿方式为为球磨，后后四组为为重磨。由表2-14可可知，4倍煤煤的效果果明显比

34、比2倍煤煤好，配配煤量的的多少，对对还原焙焙烧影响响很大，在在微波作作用下，煤煤粉吸波波能力强强，产生生局部高高温和强强的还原原性，在在这一高高温和强强还原气气氛下，有有助于铁铁镍的还还原和晶晶粒长大大，而且且煤粉汽汽化向外外部扩散散，更有有利于金金属铁镍镍的迁移移。焙烧烧时间对对还原焙焙烧的影影响主要要是，焙焙烧时间间长，有有利于晶晶粒的长长大，但但时间太太长，煤煤量势必必增加。煤煤量的增增多，另另一方面面也降低低了铁镍镍的品位位。取内配22倍煤、微微波焙烧烧45mmin焙焙烧矿，对对该组焙焙烧矿磨磨片进行行矿相鉴鉴定，如如图2-17，22-188。图2-117微波波焙烧455minn中心部

35、部位图2-118微波波焙烧455minn边缘部部位由矿相照照片可以以看出，焙焙烧矿边边缘及气气孔附近近所形成成的亮白白色的铁铁，大而而集中。而而中心致致密位置置的铁，小小而分散散。可以以推测，适适当的孔孔隙率有有助于，铁铁粒子的的还原及及结晶。因因此，在在混合料料成型过过程中，我我们应保保持压团团具有合合适的孔孔隙度。而对于中中心致密密位置，我我们可以以从适当当延长焙焙烧时间间、增加加配煤量量等方面面入手，使使其获得得更多的的热量、更更长的时时间，以以促进微微小铁粒粒子的迁迁移和结结晶。2.3火火法和物物理分选选结合试试验结果果及其分分析2.3.1 竖竖炉焙烧烧预处理理2.3.1.11 焙烧烧

36、预处理理（无保保护煤）对对浮选试试验的影影响原矿进行行压块处处理后在在竖炉9950C（无保保护煤）的的条件下下焙烧22.5小小时后，取取50gg，磨矿115miin,进进行反浮浮选试验验。试验验流程如如图2-19。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13333515竖炉950C焙烧2.5h(有保护煤)取50g压块原矿图2-119 焙烧处处理（无无保护煤煤）的反反浮选试试验流程程试验过程程中，气气泡比较较丰富，并并且有粘粘性，浮浮选效果果较其他他方案相相比效果果比较明明显。试试验结果果如表22-144所示。表2-115

37、 焙焙烧处理理（无保保护煤）的的反浮选选试验结结果产品名称称产率/%硅品位/%镍品位/%硅回收率率/%镍回收率率/%精矿23.0011.81124.558尾矿76.9991.66675.442从表2-15可可以看出出，通过过焙烧后后的矿石石，有利利于二氧氧化硅的的浮选，并并且浮选选后的精精矿对镍镍有了明明显的分分选效果果。2.3.1.11 焙烧烧预处理理（有保保护煤）对对浮选试试验的影影响原矿进行行压块处处理后,在竖炉炉9500C（有保保护煤）的的条件下下焙烧22.5小小时后，取取50gg，进行行以上相相同条件件的试验验。试验验流程如如图2-20。搅拌NaOH（PH=9）30ml变性淀粉800

38、g/t 4ml季胺200g/t 2ml，羟戊酸200g/t 1滴2#油 1滴13333515竖炉950C焙烧2.5h(有保护煤)取50g压块原矿图2-220 焙烧处处理（有有保护煤煤）的反反浮选试试验流程程试验过程程中，矿矿物没有有聚团，泡泡沫没有有粘性，试验失失败。可可以看出出，经过过还原焙焙烧后，二二氧化硅硅可能以以硅酸盐盐形式存存在，反反而不利利于反浮浮选脱硅硅。2.3.2马弗炉焙烧预预处理2.3.2.11不同强强磁选试试验磁场场强度对对马弗炉炉焙烧处处理后弱弱磁尾矿矿强磁选选试验影影响对2.22.2节节马弗炉炉焙烧后后的团块块再进行行强磁选选试验研研究，以以焙烧温温度为112500，经

39、过过弱磁选选后，取取尾矿再进行强强磁选，对对强磁选选过程中中的磨矿矿时间以以及磁场场强度进进行考查查。取一一定量的的弱磁选选尾矿分分别在磁磁场强度度为0.21TT,0.46TT,0.7T,0.99T下进行强强磁选试试验，得得强磁选选精矿和和尾矿。实实验结果果见下表表2-112。分分析见图图2-99122。表2-112 112500尾矿强强磁选结结果磁场强度度/T精矿/%尾矿/%焙烧矿TTFe/%反算算焙烧矿TT Nii/%反反算rFeNiFeNirFeNiFeNi0.995.33214.7792.06697.77498.3384.6886.9880.6992.2661.62214.4422.0

40、000.792.33114.8871.74496.99398.4477.6995.6550.32253.0771.53314.1161.6330.46688.77015.6681.83393.22298.55911.3308.9550.20066.7881.41114.9921.6550.21166.99115.8881.84475.44192.00833.00910.4470.32224.5597.92214.0091.344注：焙烧烧矿全铁铁和全镍镍的结果果，是根根据化验验结果反反算而来来，主要要受化学学分析结结果的影影响。图2-99场强对对精矿FFe品位位和回收收率的影影响 图图2-110场强强对精矿矿Ni品品位和回回收率的的影响图2-111场强对尾矿Fe品品位和回回收率的的影响图图2-112 场场强对尾尾矿Ni品品位和回回收率的的影响由以上图图表可知知，随着着磁场强强度的增增大，精精矿的产产率以及及其中FFe、NNi的回回收率明明显增加加，精矿矿中的铁铁品位下下降，镍镍品位上上升。可可见镍和和铁并没没有结合合到一起起，镍可可能赋存存在硅酸酸盐物质质中，随随着场强强的增大大，被强强磁吸引引到精矿矿中，携携带硅酸酸盐物质质