红土镍矿熔融还原制备镍铁研究-sup-①-_sup-_庞清海.pdf

红土镍矿熔融还原制备镍铁研究 ① 庞清海, 田 晨, 刘吉辉, 何志军, 张军红, 湛文龙 （辽宁科技大学 辽宁省化学冶金重点实验室，辽宁 鞍山 １１４０５１） 摘 要 以红土镍矿为主要原料，通过熔融还原制备镍铁颗粒，研究了熔分温度、还原时间、配碳量等因素对还原熔分过程的影响。 结果表明，最佳熔融还原实验条件为熔分温度 １ ４５０ ℃，恒温时间 ６０ ｍｉｎ，Ｃ／ Ｏ 比 １．４，生石灰配加量 １０％，此时得到镍铁颗粒铁含 量 ８７．０１％，镍含量 ７．８２％。 经高温熔化和还原反应后，铁镍合金在渣相中不断聚集长大，最后完成富集；残渣主要以钙和镁的硅酸 盐化合物形式存在。 熔分出的镍、铁主要以镍铁合金形式存在，并含有一定量的 ＦｅＣ 和 ＦｅＮｉＣＳ 固溶体。 关键词 红土镍矿； 熔融还原； 镍铁粒 中图分类号 ＴＦ１１１文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１７．０６．０２３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１７）０６－００９１－０４ Pｒｅpａｒａtｉｏｎ ｏf Ｆｅｒｒｏ-Ｎｉcｋｅｌ Ｇｒａｎｕｌｅs fｒｏm Ｎｉcｋｅｌ Lａtｅｒｉtｅ ｂｙ Ｓmｅｌtｉｎｇ Rｅｄｕctｉｏｎ ＰＡＮＧ Ｑｉｎｇ⁃ｈａｉ， ＴＩＡＮ Ｃｈｅｎ， ＬＩＵ Ｊｉ⁃ｈｕｉ， ＨＥ Ｚｈｉ⁃ｊｕｎ， ＺＨＡＮＧ Ｊｕｎ⁃ｈｏｎｇ， ＺＨＡＮ Ｗｅｎ⁃ｌｏｎｇ （Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｃｈｅｍｉｃａｌ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｏｆ Ｌｉａｏｎｉｎｇ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ａｎｓｈａｎ １１４０５１， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂstｒａct Ｔｈｅ ｆｅｒｒｏ⁃ｎｉｃｋｅｌ ｇｒａｎｕｌｅｓ ｗｅｒｅ ｐｒｅｐａｒｅｄ ｂｙ ｓｍｅｌｔｉｎｇ⁃ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ （ＳＲ） ｐｒｏｃｅｓｓ ｗｉｔｈ ｌａｔｅｒｉｔｉｃ ｎｉｃｋｅｌ ａｓ ｒａｗ ｍａｔｅｒｉａｌ． Ｅｆｆｅｃｔｓ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ， ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｔｉｍｅ ａｎｄ ｃａｒｂｏｎ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｎ ｔｈｅ ＳＲ ｐｒｏｃｅｓｓ ｗｅｒｅ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｆｏｌｌｏｗｉｎｇ ｏｐｔｉｍｕｍ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ， ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ａ ｓｍｅｌｔｉｎｇ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ １ ４５０ ℃ ｔｈａｔ ｗａｓ ｋｅｐｔ ｃｏｎｓｔａｎｔ ｆｏｒ ６０ ｍｉｎ， ａｎｄ Ｃ／ Ｏ ａｔ ｔｈｅ ｍｏｌａｒ ｒａｔｉｏ ｏｆ １．４， ａｄｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｑｕｉｃｋｌｉｍｅ ａｔ ａｎ ａｍｏｕｎｔ ｏｆ １０％， ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｎｉｃｋｅｌ ｉｒｏｎ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｃｏｎｔａｉｎ ８７．０１％ Ｆｅ ａｎｄ ７．８２％ Ｎｉ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ａｆｔｅｒ ａ ｈｉｇｈ⁃ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ＳＲ ｐｒｏｃｅｓｓ， ｔｈｅ ｆｅｒｒｏｎｉｃｋｅｌ ｇｒａｄｕａｌｌｙ ｇｒｅｗ ｉｎ ｔｈｅ ｓｌａｇ ｐｈａｓｅ ａｎｄ ｗａｓ ｆｉｎａｌｌｙ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｉｄｕｅ ｐｒｅｄｏｍｉｎａｎｔｌｙ ｃｏｎｓｉｓｔｓ ｏｆ ｓｉｌｉｃａｔｅ ｃｏｍｐｏｕｎｄｓ ｏｆ ｃａｌｃｉｕｍ ａｎｄ ｍａｇｎｅｓｉｕｍ， ｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｎｉｃｋｅｌ ａｎｄ ｉｒｏｎ ａｆｔｅｒ ＳＲ ｐｒｏｃｅｓｓ ｐｒｉｎｃｉｐａｌｌｙ ｅｘｉｓｔｓ ｉｎ ｔｈｅ ｆｏｒｍ ｏｆ ｆｅｒｒｏｎｉｃｋｅｌ， ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ａ ｃｅｒｔａｉｎ ａｍｏｕｎｔ ｏｆ ｓｏｌｉｄ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｏｆ ＦｅＣ ａｎｄ ＦｅＮｉＣＳ． Ｋｅｙ wｏｒｄs ｎｉｃｋｅｌ ｌａｔｅｒｉｔｅ； ｓｍｅｌｔｉｎｇ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ； ｆｅｒｒｏ⁃ｎｉｃｋｅｌ ｇｒａｎｕｌｅｓ 目前，红土镍矿的主要处理方法包括湿法和火法 ２ 种［１－２］。 其中典型的湿法冶炼工艺为还原焙烧⁃氨浸 法和高压酸浸法，但这 ２ 种方法多用来处理高褐铁矿， 且存在能耗和成本高、金属回收率低等缺点。 在火法 冶炼中，目前比较成熟的工艺主要包括回转窑⁃电炉熔 炼（ＲＫ⁃ＥＦ）法、回转窑直接还原法（大江山法）、烧结⁃ 鼓风炉熔炼法以及烧结⁃高炉还原熔炼法［３－９］。 前人 对红土镍矿的还原熔炼工艺进行了大量研究［１０－１３］。 为了在提取红土镍矿中镍、铁元素的同时提高熔分还 原效率，本文利用高温熔融还原法制备镍铁颗粒，探究 了还原温度、恒温时间以及配碳量等因素对还原熔分 过程的影响。 １ 实 验 １.１ 实验原料 实验用红土镍矿化学成分及 Ｘ 射线衍射图谱分 别如表 １ 和图 １ 所示。 从表 １ 可以看出，矿石中镍品 位 ３％左右，铁含量较低，ＳｉＯ２、ＭｇＯ 含量较高，属于硅 表 １ 红土镍矿化学成分（质量分数） / ＴＦｅＦｅＯＮｉＯＣａＯＭｇＯ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ ＳＰ烧减 ２１．５６０．５１３．２６０．７３１５．７２ ３１．１３４．２３０．０１０．０１１４．３３ ①收稿日期 ２０１７－０６－０３ 基金项目 国家自然科学基金（５１４７４１２４， ５１５０４１３１， ５１５０４１３２， ５１６７４１３９， ５１６０４１４８） 作者简介 庞清海（１９８３－），男，辽宁鞍山人，讲师，博士，主要从事冶金质能优化与新技术的研究工作。 通讯作者 田 晨（１９９３－），男，辽宁辽阳人，硕士研究生，主要从事冶金质能优化与新技术的研究工作。 第 ３７ 卷第 ６ 期 ２０１７ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭIＮIＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡLLＵRＧIＣＡL ＥＮＧIＮＥＥRIＮＧ Ｖｏｌ．３７ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１７ ChaoXing 201030405060708090 2 / θ 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 1 2 3 7 8 2 7 8 5 6 1 2 3 4 1 4 823 10 6 7 9 Mg3Si2O5OH4 Al2Si2O5OH4 Ni3Si2O5OH4 Fe2O3 FeOOH SiO2 Ni, Mg3Si2O5OH4 Mg, Fe3Si2O5OH4 FeO MgSiO3 图 １ 红土镍矿的 X 射线衍射图 镁型镍矿，且原矿中 ＣａＯ 含量低，Ｐ、Ｓ 等有害元素相 对较少。 从图 １ 可以看出，红土镍矿的物相主要有斜纤蛇纹 石（Ｍｇ３Ｓｉ２Ｏ５（ＯＨ）４）、叶蛇纹石（Ｍｇ，Ｆｅ）３Ｓｉ２Ｏ５（ＯＨ）４）、 赤铁矿（Ｆｅ２Ｏ３）、镍纤蛇纹石（Ｎｉ３Ｓｉ２Ｏ５（ＯＨ）４）、暗镍蛇 纹石（（Ｎｉ，Ｍｇ）３Ｓｉ２Ｏ５（ＯＨ）４）、针铁矿（ＦｅＯ（ＯＨ））、高 岭石（Ａｌ２Ｓｉ２Ｏ５（ＯＨ）４）和石英（ＳｉＯ２）。 镍主要分布在 镍纤蛇纹石及暗镍蛇纹石中，铁主要以赤铁矿和针铁 矿形式存在。 实验用还原剂和造渣剂成分如表 ２～３ 所示。 表 ２ 还原剂阳泉煤化学成分（质量分数） / 固定碳挥发分灰分 ８１．４８８．７７９．７５ 表 ３ 造渣剂生石灰化学成分（质量分数） / ＳｉＯ２ ＣａＯ其他 ２．９５８０．０１１７．０４ １.２ 实验方案 还原熔炼在多段式高温电阻炉中进行。 取 １５０ ｇ 红土镍矿烘干和破碎后，根据实验所需 Ｃ／ Ｏ 比进行配 碳后再加入 １０％生石灰作为助熔和造渣剂进行混料， 并在压制力 ２０ ＭＰａ 下压成直径 ３ ｃｍ、高度约 １．５ ｃｍ 的圆饼型块状物料，然后进行还原焙烧。 电阻炉升温 速度 ６ ℃ ／ ｍｉｎ。 待反应后将试样从高温下取出并迅速 放入水中进行冷却后进行破碎、筛选。 ２ 实验结果及讨论 ２.１ 还原熔炼实验 ２．１．１ 熔分温度对镍铁熔分的影响 生石灰配加量 １０％、Ｃ／ Ｏ 比 １．４、熔分时间 ６０ ｍｉｎ， 还原反应温度对镍铁熔分的影响如图 ２ 所示。 反应温度/℃ 30 25 20 15 10 5 0.18 0.17 0.16 0.15 0.14 0.13 0.12 0.11 1350140014501500 熔出镍铁颗粒总量/g 渣中镍含量/ 35 30 25 20 15 10 5 0 渣中全铁含量/ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ 熔出镍铁颗粒总量 渣中全铁含量 渣中镍含量 ■ ● ▲ 图 ２ 还原反应温度对镍铁熔分的影响 从图 ２ 可以看出，随着反应温度升高，反应后经过 破碎筛分得到的镍铁颗粒总质量不断增加，且其颗粒 大小也在不断变大。 １ ３５０ ℃和 １ ４００ ℃时，由于渣系 流动性相对较差，使得还原出的镍铁颗粒很难得到富 集、熔合和长大，同时熔分反应不彻底也导致反应后产 物很难剥离出大块镍铁颗粒，反应后还原出的镍铁小 颗粒镶嵌在渣内，甚至在一些实验中生成了部分海绵 状镍铁，大量铁和镍仍存在于渣相中未能很好熔出。 温度进一步提高后，反应更加充分完全，高温使得渣系 流动性提高，还原后的镍铁颗粒易于富集、熔合、长大； 在对反应后产物进行筛分时发现，其底部存在大型块 状的镍铁合金，小颗粒状的镍铁数量明显减少；对残渣 进行化学分析后发现其渣中镍铁含量较少。 利用强磁 铁对不同熔分反应温度下的残渣进行磁性吸引时发 现，随着反应温度升高，残渣被磁铁吸引的能力也在逐 渐降低，１ ４５０ ℃和 １ ５００ ℃下反应后的残渣基本无磁 性。 可见，提高熔分温度有利于提高镍铁回收率。 从 １ ４５０ ℃和 １ ５００ ℃ 下熔分得到的镍铁质量及残渣成 分可以看出，两者间的质量和成分变化差异较小且 １ ４５０ ℃下镍回收率相对较高，因此，反应温度选择 １ ４５０ ℃为宜。 ２．１．２ 反应时间对镍铁熔分的影响 熔分温度 １ ４５０ ℃，其他条件不变，反应时间对镍 铁熔分的影响如图 ３ 所示。 恒温时间/min 30 25 20 15 10 0.17 0.16 0.15 0.14 0.13 0.12 0.11 03060 熔出镍铁颗粒总量/g 渣中镍含量/ 20 16 12 8 4 0 渣中全铁含量/ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ 熔出镍铁颗粒总量 渣中全铁含量 渣中镍含量 ■ ● ▲ 图 ３ 恒温时间对镍铁熔分的影响 ２９矿 冶 工 程第 ３７ 卷 ChaoXing 从图 ３ 可以看出，随着恒温时间增加，熔分出的镍 铁颗粒总量不断增加，主要由于还原出的镍铁颗粒需 要一定时间进行长大、富集。 本实验条件下熔分反应 时间控制在 ６０ ｍｉｎ 为宜。 ２．１．３ 配碳量对镍铁熔分的影响 反应时间 ６０ ｍｉｎ，其他条件不变，配碳量对镍铁熔 分的影响如图 ４ 所示。 从图 ４ 可以看出，配碳量过高 或过低均会影响熔分后的镍铁回收率。 配碳量过低会 导致还原速度较慢且反应进行不彻底，而配碳量过高 虽然可以促进还原反应的进行，但增加了渣的粘度，影 响还原出的镍铁富集，并且过高的配碳量也会导致熔 分出的镍铁合金中碳和硫的负荷相应增加，影响产物 的品位和质量。 本实验中，Ｃ／ Ｏ 比 １．４ 较合适。 C / O比 28 27 26 25 24 0.140 0.136 0.132 0.128 0.124 0.120 0.116 0.112 1.21.41.6 熔出镍铁颗粒总量/ g 渣中镍含量/ 6.0 5.6 5.2 4.8 4.4 4.0 3.6 渣中全铁含量/ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ 熔出镍铁颗粒总量 渣中全铁含量 渣中镍含量 ■ ● ▲ 图 ４ 配碳量对镍铁熔分的影响 ２．１．４ 优化实验及结果 根据上述实验，得到最佳工艺条件为生石灰配加 量 １０％、反应温度 １ ４５０ ℃、恒温时间 ６０ ｍｉｎ、Ｃ／ Ｏ 比 １．４，在此条件下，对红土镍矿进行熔融还原制备了镍 铁颗粒，镍铁回收结果如表 ４ 所示。 表 ４ 优化条件下镍铁回收结果 熔出镍铁总量／ ｇ渣中全铁含量／ ％渣中残镍含量／ ％ ３１．７５３．８７０．１２ 由表 ４ 可知，镍铁熔出总量基本接近最大值，渣中 剩余残铁和残镍量相对较低，红土镍矿中的镍铁化合 物得到了良好的富集回收，基本达到最优效果。 ２.２ 反应产物形貌及结构分析 根据最佳工艺条件对红土镍矿进行熔融还原制备 了镍铁颗粒。 反应前后物料形貌变化如图 ５ 所示。 从 图 ５ 可以看出，反应前物料表面质量相对较好。 反应 时，由于物料熔化及还原反应所形成的气体未完全逸 出（如碳在与氧化物反应时生成一氧化碳），导致反应 后产物表面有较多空隙，同时由于液相的形成而凝聚 在一起；红土镍矿中的氧化铁被还原为深黑色。 对于 溶出的镍铁粒，在较低实验温度下获得的产物中并未 发现大量或大块的金属镍铁颗粒，经破碎筛分后多为 海绵铁或细小的金属铁珠，不易直接收集，需利用磁选 等工艺进行二次回收；而在较高温度下，在坩埚底部可 以发现大块镍铁粒，且筛分后渣中小金属颗粒相对较 少，残渣基本无磁性。 图 ５ 熔融还原反应前后物料外观变化 （ａ） 反应前物料； （ｂ） 反应后产物； （ｃ） 熔出镍铁 生石灰配加量 １０％、反应时间 ６０ ｍｉｎ、Ｃ／ Ｏ 比 １．４， 不同反应温度下所得还原产物的 Ｘ 射线衍射图谱如 图 ６ 所示。 201030405060708090 2 / θ 1 9 2 9 3 1 9 9 99 96 7 8 8 9 1 3 43 4 3 4 9 5 6 9 9 9 1350 ℃ 1400 ℃ 1450 ℃ 1500 ℃ 1 2 3 CaSiO3 Ca2SiO4 Fe3O4 MgFe23O4 Mg2Al3 FeO Ni Fe Mg2SiO4 4 5 6 7 8 9 图 ６ 不同反应温度下所得产物 X 射线衍射图谱 结合图 １ 和图 ６ 可以看出，反应后产物物相结构 发生明显变化。 由于还原高温作用，镍矿中结晶水得 以脱除，基本无含水或者 ＯＨ－的矿物质。 渣相中主要为 钙和镁的硅酸盐化合物（如 ＣａＳｉＯ３、Ｃａ２ＳｉＯ４、Ｍｇ２ＳｉＯ４ 等），这主要源于红土镍矿自身成分及额外配加石灰作 为助熔剂所带入。 反应后产物中镍和铁的氧化物均得 到了还原，产物物相不存在 ＮｉＯ，并且有单质铁及单质 镍物相出现。 还原温度对物料物相组成影响并不明 显，不同温度下得到的产物结构基本趋同。 对反应前后物料进行了扫描电镜观测，见图 ７。 由 图 ７ 可知，红土镍矿原矿颗粒表面凹凸不平，表面形状 和内部结构不规则，比表面积大，结构较为疏松。 反应 后产物虽然渣相内部存在一定空隙等缺陷，但由于还原 反应及液相的生成使得产物的结构较原矿明显致密，大 量反应后熔出的金属颗粒镶嵌于渣中，粒度较小，形状 ３９第 ６ 期庞清海等 红土镍矿熔融还原制备镍铁研究 ChaoXing 趋近于圆形。 而有大颗粒镍铁熔出后的渣相中，基本无 较明亮的金属颗粒存在，渣相内部结构较为均匀，渣相 内部分凹陷及小型块状颗粒为未融合的硅酸盐化合物。 图 ７ 反应前后产物扫描电镜图 （ａ） 原样； （ｂ） 反应后未熔出渣； （ｃ） 溶出后渣 ２.３ 不同温度下熔出的镍铁粒比较 在熔分后分离出的镍铁颗粒中选取了部分具有代 表性的镍铁颗粒进行了扫描电镜及能谱分析，结果如图 ８～９ 所示，相应元素含量分析结果如表 ５～６ 所示。 图 ８ １ ４５０ ℃熔出镍铁粒电镜及能谱图 图 ９ １ ５００ ℃熔出镍铁粒电镜及能谱图 表 ５ １ ４５０ ℃熔出镍铁粒元素含量分析结果（质量分数） / ＦｅＮｉＣＳ ８７．０１７．８２４．５１０．６６ 表 ６ １ ５００ ℃熔出镍铁粒元素含量分析结果（质量分数） / ＦｅＮｉ ９１．４８８．５２ 从图 ８～９ 可以发现，镍铁颗粒结构致密、均一、合 金化程度较好，随着还原温度升高，其内部的部分空隙 或缺陷逐渐熔化消失。 从能谱成分可以看出，镍铁颗 粒的镍和铁成分含量较高。 在相对低的温度下，由于 红土镍矿自身成分及配碳操作使得镍铁粒中含有较高 的碳和硫，而此时电镜下的表面结构致密完好，故可判 定此时的碳和硫基本以 ＦｅＣ 和 ＦｅＮｉＣＳ 等固溶体的形 式存在于镍铁合金中。 而在 １ ５００ ℃下，镍铁中未发 现 Ｃ 和 Ｓ 的存在，这主要是由于碳进一步与渣相进行 反应而被消耗，并且温度提升在改善渣相流动性的同 时又促进了 ＣａＯ 与硫之间的反应，从而使碳和硫得到 脱除［１４－１６］，此时镍铁颗粒铁含量为 ９１．４８％，镍含量为 ８．５２％。 ３ 结 论 １） 经高温熔化和还原反应，被还原出的铁镍合金 在渣相中不断聚集长大，最后完成富集，残渣主要为钙 和镁的硅酸盐化合物。 ２） 经还原反应后，还原出的镍、铁基本以合金的 形式存在，且由于渗碳及硫负荷等因素会使其内部含 有一定的 ＦｅＣ 和 ＦｅＮｉＣＳ 固溶体，但提高反应温度及延 长反应时间可使合金中的碳和硫较好脱除。 ３） 在本实验条件下，最佳实验条件为反应温度 １ ４５０ ℃，反应时间 ６０ ｍｉｎ，Ｃ／ Ｏ 比 １．４，生石灰配加量 １０％。 此时得到镍铁颗粒铁含量８７．０１％，镍含量７．８２％。 参考文献 ［１］ 朱景和． 世界镍红土矿开发与利用的技术分析［Ｊ］． 中国金属通 报， ２００７（３５）２２－２５． ［２］ Ｎｏｒｇａｔｅ Ｔ， Ｊａｈａｎｓｈａｈｉ Ｓ． Ａｓｓｅｓｓｉｎｇ ｔｈｅ ｅｎｅｒｇｙ ａｎｄ ｇｒｅｅｎｈｏｕｓｅ ｇａｓ ｆｏｏｔｐｒｉｎｔｓ ｏｆ ｎｉｃｋｅｌ ｌａｔｅｒｉｔｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１１（２４）６９８－７０７． ［３］ Ｖａｌｉｘ Ｍ， Ｃｈｅｕｎｇ Ｗ Ｈ． Ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｓｕｌｆｕｒ ｏｎ ｔｈｅ ｍｉｎｅｒａｌ ｐｈａｓｅｓ ｏｆ ｌａｔｅｒ⁃ ｉｔｅ ｏｒｅｓ ａｔ ｈｉｇｈ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２００２，１５（７）５２３－５３０． ［４］ ＭｃＤｏｎａｌｄ Ｒ Ｇ， Ｗｈｉｔｔｉｎｇｔｏｎ Ｂ Ｉ． Ａｔｍｏｓｐｈｅｒｉｃ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｏｆ ｎｉｃｋｅｌ ｌａｔｅｒｉｔｅｓ ｒｅｖｉｅｗ［Ｊ］． Ｐａｒｔ Ｉ． Ｓｕｌｐｈｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｅｓ． Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌ⁃ ｌｕｒｇｙ， ２００８，９１（１－４）３５－５５． ［５］ Ｋａｙａ Ş， Ｔｏｐｋａｙａ Ｙ Ａ． Ｈｉｇｈ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｏｆ ａ ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ ｌａｔ⁃ ｅｒｉｔｉｃ ｎｉｃｋｅｌ ｏｒｅ． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ［Ｊ］， ２０１１，２４（１１）１１８８－ １１９７． ［６］ 郭培民，赵 沛，庞建明． 高炉冶炼红土矿生产镍铁合金关键技术 分析与发展方向［Ｊ］． 有色金属（冶炼部分）， ２０１１（５）３－６． ［７］ 曹志成，孙体昌，杨慧芬，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． ［８］ Ｋｉｍ Ｊ， Ｄｏｄｂｉｂａ Ｇ， Ｔａｎｎｏ Ｈ， ｅｔ ａｌ． Ｃａｌｃｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｌａｔｅｒｉｔｅ ｆｏｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｎｉ ｂｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒ⁃ ｉｎｇ， ２０１０，２３（４）２８２－２８８． ［９］ 刘志国，孙体昌，蒋 曼，等． 红土镍矿原矿性质及其对直接还原焙 烧的影响机理［Ｊ］． 北京科技大学学报， ２０１４，３６（１１）１４４８－１４５５． （下转第 ９６ 页） ４９矿 冶 工 程第 ３７ 卷 ChaoXing 最终得到高浓度 Ｌｉ、低溶度 Ｍｇ 的反萃液。 ２ 结果与讨论 ５ 级逆流萃取结果如表 １ 所示，Ｌｉ、Ｍｇ 分配比随萃 取级数的变化规律见图 １。 水相中 Ｌｉ 浓度随萃取级数 增加而降低，而有机相中 Ｌｉ 浓度随之增加。 此外，Ｌｉ、 Ｍｇ 在两相中的分配比呈逐步增大的趋势。 但由图 １ 可看出，Ｌｉ 浓度增长速率明显快于 Ｍｇ。 并且进行到 ５ 级萃取时，Ｌｉ 的分配比高于 ５，Ｌｉ／ Ｍｇ 分离系数超过了 １４０。 由此可见，５ 级萃取后，Ｌｉ 得到了高效提取，Ｌｉ、 Ｍｇ 充分分离。 表 １ 逆流萃取实验结果 萃取 级数 水相浓度 ／ （ｇＬ －１ ） 有机相浓度 ／ （ｇＬ －１ ） 分配比 Ｈ１）ＬｉＭｇＬｉＭｇＬｉＭｇ 分离系数 βＬｉ／ Ｍｇ １ 级０．０６０１．４２８９５１．９９７１．３８１．３９８０．０１５９３．２０ ２ 级０．０９０１．１１２９５１．４７５１．３４１．３２６０．０１４９４．７１ ３ 级０．０９４０．６８０９５１．０６６１．８２１．５６８０．０１９８７．１１ ４ 级０．０６６０．２８７９５０．７０１１．６８２．４４３０．０１８１３５．７２ ５ 级０．０２６ ０．０４４ １９５０．２３７３．６２５．３７４０．０３８１４１．４２ １） 单位为 ｍｏｌ／ Ｌ。 萃取级数 ■ 6 5 4 3 2 1 0 12345 分配比 Li Mg ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● 图 １ Ｌi、Ｍg 分配比随萃取级数的变化规律 采用 ５．５ ｍｏｌ／ Ｌ Ｌｉ＋＋０．５ ｍｏｌ／ Ｌ Ｈ＋溶液、洗涤相比 Ｏ／ Ａ＝２５，对有机相进行了 ３ 级逆流洗涤。 洗涤段水 相出口液中的 Ｍｇ 含量为 ２８ ｇ／ Ｌ。 将洗涤后的负载有 机相采用 ６ ｍｏｌ／ Ｌ 盐酸、反萃相比 Ｏ／ Ａ＝１０ 进行反萃。 洗涤 ３、４、５ 排及反萃后 Ｌｉ 和 Ｍｇ 的电感耦合等离子体 （ＩＣＰ）测试结果如表 ２ 所示。 经过 ３ 级洗涤后，有机 相中 Ｌｉ、Ｍｇ 相对浓度较洗涤前显著增加，Ｌｉ／ Ｍｇ 比高 达 １１５，证明经洗涤后大部分 Ｍｇ 被除去。 反萃液中 Ｌｉ 浓度达到 ２５．３５ ｇ／ Ｌ，萃余液中 Ｌｉ 含量低于 ０．０５ ｇ／ Ｌ， 说明在此条件下反萃效果优异。 表 ２ 各洗涤及反萃级数下 Ｌi、Ｍg 的浓度 工序 含量／ （ｇＬ －１ ） ＬｉＭｇ ３ 级洗涤２７．８１０．２１ ４ 级洗涤２７．１２０．５６５ ５ 级洗涤２５．３４０．２２ １ 级反萃１２．６８０．０５５ ２ 级反萃２５．３５１．５１ ３ 结 论 基于盐湖老卤萃取提铿工艺特点及现有工艺研究 和产业化实施过程中暴露的问题，通过实验考察重新 优化设计了“７０％ＴＢＰ⁃３０％２００＃溶剂油”萃取体系盐湖 提铿的工艺流程，优化后的流程将利于工业混合澄清 槽设备中萃取提铿的顺行，为该萃取体系提铿的工程 化实施提供了依据，相关研究成果可用于高镁铿比盐 湖卤水萃取提铿工业化实施过程，该研究成果应用前 景广阔。 参考文献 ［１］ 王高尚． 盐湖提铿技术发展对全球铿矿业的影响 由世界铿矿 业变革引发的思考［Ｊ］． 资源与产业， ２００１（５）３７－３８． ［２］ 戴自希，李树枝． 不可抗拒的趋势 从盐湖中提取铿资源［Ｊ］． 中国地质， １９９９（１）４５－４７． ［３］ 刘元会，邓天龙． 国内外从盐湖卤水中提铿工艺技术研究进展［Ｊ］． 世界科技研究与发展， ２００６（５）６９－７５． ［４］ 张荣国，杨顺林，郭丽萍，等． 盐湖卤水提铿的研究进展［Ｊ］． 无机 盐工业， ２００５（３）１－４． ［５］ 赵 冬，杜雪敏，王士强，等． 高镁、铿比盐湖卤水提铿研究［Ｊ］． 盐科学与化工， ２０１７，４６（６）４０－４４． 引用本文 曾小毛,樊 磊． 高镁锂比盐湖老卤萃取提锂工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程, ２０１７,３７６９５－９６． （上接第 ９４ 页） ［１０］ 毛 瑞，张建良，刘征建，等． 红土镍矿软熔性能及还原过程研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３，３３（６）５７－６１． ［１１］ 黄冬华，张建良，林重春，等． 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