钛铁矿碳热还原动力学

利用热重分析法对钛铁矿的碳热还原机理进行了研究。结果表明, 温度是影响钛铁矿还原程度的重要因素, 温度升高导致钛铁矿的还原速率加快、还原程度加深。通过XRD、SEM及EDS等分析手段对碳热还原样品的相变化、化学组成及表面形貌等进行了分析。分析表明, 巴马钛铁矿中高含量杂质阻碍了钛铁矿的还原, 主要在于Mn²⁺形成了富集区限制了Fe²⁺的完全还原。还原样品中的相主要为还原Fe、金红石、还原金红石、Ti₃O₅和假板钛矿固熔体。动力学研究表明还原温度是控制反应速率的关键因素。     

CaF2对褐铁矿型红土镍矿真空焙烧及碳热还原的影响

以CaF₂为添加剂，探究了褐铁矿型红土镍矿在真空条件下焙烧对产物物相及碳热还原的影响。通过XRD、SEM、EDS和化学分析等手段，对焙烧后产物的物相以及还原后富镍铁剩余物中物相的种类进行分析。真空焙烧结果表明：在10~50 Pa的真空条件下焙烧，物料的形态（即焙烧温度）对焙烧结果影响较大，在未熔化的物相中Ni和Fe的最大富集程度分别仅有1.84%和53.10%，而在物料熔化后聚集的NiFe₂O₄、Fe₂O₃中，Ni、Fe的最大富集程度分别达到67.35%和75.16%。热力学分析和还原结果表明：CaF₂在反应过程中会与原料中的Fe、Ni反应形成FeF₂、FeF₃、NiF₂等低熔点共熔体促进物料熔化，加速反应物的传质与传热，有效促进Ni、Fe的团聚，另外，添加CaF₂对真空碳热还原褐铁矿型红土镍矿剩余物的物相没有明显影响；褐铁矿型红土镍矿最佳的还原条件为还原温度1 450 ℃、CaF₂添加量5%，还原后Ni、Fe的回收率分别达到99.05%和88.23%。     

机械活化石墨-Fe2O3体系碳热还原反应的热力学分析

为揭示石墨的机械活化对石墨-Fe₂O₃体系碳热还原反应热力学的影响机理, 以机械力储能作为活化程度的量度, 探讨了石墨的储能对气化反应热力学、Fe₂O₃碳热还原反应热力学的影响。结果表明, 随着储能的增加, 石墨气化反应的平衡CO压力分数增大, 从而影响石墨-Fe₂O₃体系的碳热还原热力学, 具体为: 石墨储能导致铁氧化物的碳热还原温度降低, 使Fe₂O₃的各还原产物的热力学稳定区此消彼长。以临界储能19.05 kJ/mol为界限, 石墨-Fe₂O₃体系中Fe₂O₃的碳热还原遵循两种不同顺序: 储能低于19.05 kJ/mol时:Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO→Fe; 储能高于19.05 kJ/mol时:Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe。     

机械活化铁氧化物的碳热还原热力学

为了从理论上揭示机械活化对铁氧化物碳热还原的影响规律,分析了机械活化铁氧化物的储能构成,并建立了铁氧化物机械力储能与碳热还原热力学之间的联系。研究结果表明：对铁氧化物碳热还原热力学产生显著影响的机械力储能形式是位错吉布斯自由能和无定形化吉布斯自由能;铁氧化物的碳热还原温度随机械力储能的增加而降低（其中Fe₂O₃的碳热还原温度降低不显著）;另外,Fe₃O₄从按照1/4Fe₃O₄+CO=3/4Fe+CO₂发生还原转为按照Fe₃O₄+CO=3FeO+CO₂发生还原的转折温度随Fe₃O₄机械力储能的增加而线性下降。     

机械力储能对石墨-磁铁矿体系碳热还原热力学的影响

分析了石墨和磁铁矿的机械活化能, 并就其对碳气化反应及磁铁矿碳热还原反应热力学的影响进行了理论探讨。研究结果表明, 石墨或磁铁矿的储能均可使磁铁矿碳热还原温度降低。磁铁矿的储能对还原热力学的影响方式是直接的, 而石墨的储能对还原热力学的影响是间接的: 石墨储能导致气化反应平衡常数增大, 从而间接影响磁铁矿的碳热还原热力学。另外, 磁铁矿的两个还原反应1/4Fe₃O₄+CO=3/4Fe+CO₂和Fe₃O₄+CO=3FeO+CO₂的转折温度随磁铁矿储能的增加而线性下降, 但不受石墨储能的影响。     

钒钛磁铁精矿含碳球团直接还原工艺分析

采用煤基直接还原技术研究了钒钛磁铁矿含碳球团直接还原工艺, 考察了还原工艺条件及硼砂添加量对球团金属化率的影响, 并通过对不同温度下所得还原产物进行XRD分析, 得出了钒钛磁铁矿直接还原过程的相变历程。研究结果表明, 适当提高还原温度、配碳比和反应时间均有利于提高球团金属化率。在自然碱度下, 还原温度1 300 ℃、还原时间30 min、C/O=1.4时, 金属化率达到96%。向含碳球团中添加适量硼砂, 可以促进钒钛磁铁矿的还原。XRD分析结果表明, 铁氧化物主要经历Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO→Fe的还原过程, 而钛氧化物主要经历Fe₂TiO₅→Fe₂TiO₄→FeTiO₃→Ti₂O₃、TiO₂、Ti₃O₅、TiO的还原过程。     

海砂矿的深度还原研究

基于煤基深度还原技术,采用SEM和XRD等方法,考察了还原温度、还原时间及碳氧比的变化对海砂矿含石墨粉压块在还原过程中微观形貌的影响,并探讨了海砂矿还原体系中渣铁的分离聚合行为及金属矿物的还原效果,明确了海砂矿的微观还原机理。结果表明：在还原温度为1 300 ℃、还原时间为30 min、碳氧比为1.1的条件下,球团的铁金属化率和抗压强度分别可达94.23%和243.3 N/个;还原温度升高和还原时间延长,产物的铁金属化率和抗压强度上升,内部形成更多的铁连晶和渣相连接,有利于提高压块的强度;合适的碳氧比可为海砂矿深度还原提供充足的还原剂,且不因石墨粉过剩而造成压块抗压强度下降;固态还原海砂矿过程中的物相转变过程为Fe_3-xTi_xO₄→Fe+FeTiO₃→Fe+Fe₂TiO₅。     

钛磁铁矿直接还原—磁选钛铁分离主要影响因素探析

从钛磁铁矿还原历程和焙烧方式、还原条件、磨选条件对钛磁铁矿直接还原—磁选钛铁分离的影响等4个方面分析总结了钛磁铁矿直接还原—磁选技术的研究进展。在直接还原过程中,钛磁铁矿的还原历程为Fe_2.75Ti_0.75O₄→Fe₂TiO₅→Fe₂TiO₄→FeTiO₃→FeTi₂O₅→Ti₂O₃;从现阶段看,钛磁铁矿直接还原常用的焙烧方式主要有内配法和包埋法,其中内配法还原温度低、还原时间短、还原剂用量低,成本低且钛铁分离效果更好,包埋法所得富钛产品中TiO₂品位高,有利于钛资源回收利用;还原剂、还原温度、还原时间和添加剂均对钛铁分离效果有影响,适宜的还原条件有利于钛铁矿物的还原和金属铁颗粒的聚集长大,从而促进钛铁分离;磨矿细度和磁场强度也对钛铁分离效果有影响,磨矿细度不宜过粗/过细,磁场强度不宜过大/过小。通过分析比较可以看出,钛磁铁矿直接还原过程中还原历程和强化钛铁分离的深入研究对钛、铁资源的综合利用具有重要意义,最后指出了钛磁铁矿直接还原—磁选钛铁分离技术发展和进步的主要方向。     

攀西某钒钛铁精矿矿物特性及提质

这是一篇矿物加工工程领域的论文。利用筛析、偏光显微镜、X射线衍射仪、Zeiss Sigma 500扫描电子显微镜+Bruker能谱仪+AMICS自动矿物分析系统对攀西某钒钛铁精矿样品进行了矿物特性研究。样品主要脉石矿物为磁黄铁矿、粒状钛铁矿及辉石、长石等，粗细粒级TFe、S、SiO₂、Al₂O₃和MgO及脉石矿物含量有较大差异，Fe少量以钛铁矿、磁黄铁矿及非金属矿物存在，Ti主要以钛磁铁矿形式存在，钛铁矿及镁铝尖晶石以格片状、细脉状、细条带状、网格状及针状镶嵌于钛磁铁矿中，且客晶矿物粒度很细，磨矿解离、选别分离及产品后处理难度较大，物理选矿方法降低其TiO₂较难。采用磨矿磁选工艺可使钒钛铁精矿TFe品位提高2～3个百分点，提质本质为降低精矿中SiO₂、Al₂O₃、MgO，降幅SiO₂>MgO>Al₂O₃，提质过程精矿TiO₂含量虽变化不...     

通过热力学多因素耦合控制氧化铁碳热还原顺序

鉴于实现氧化铁按Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe顺序碳热还原的重要实际意义,提出了将碳储能、总压和惰气分压这几个热力学因素进行耦合的新思想,并导出了使这些热力学因素得以耦合的定量关系式。此外,从节能的角度出发,还研究了如何在使上述热力学因素满足耦合定量关系式的同时尽量降低碳储能。结果表明,在惰气分压（或总压）一定的前提下,通过在一定范围内调节总压（或惰气分压）,可使所需碳储能得以降低,甚至可降至零。     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。     

Al2O3添加量对锆英石合成ZrN-Sialon的影响

借助XRD和SEM手段,研究了以锆英石和工业氧化铝为原料,在不同温度下采用碳热还原氮化工艺合成ZrN-Sialon复相材料时,氧化铝添加量对复相材料中Sialon相z值的影响。结果表明：在1 500和1 550 ℃下,产物形貌以颗粒状的ZrN和长柱状的β-Sialon为主;当Al₂O₃用量为理论量和过量5%时,Sialon相主要为Si₃Al₃O₃N₅（β-Sialon,z=3）;当Al₂O₃用量为过量10%和20%时,Sialon相出现Si₂Al₄O₄N₄（β-Sialon,z=4）。在1 600 ℃下,产物均为ZrN和Sialon相,其中Sialon相转化为具有片状形貌特征的SiAl₄O₂N₄（15R型AlN多型体）;增加Al₂O₃添加量会促进Sialon相的转化。合成ZrN-Sialon复相材料的适宜氧化铝用量为理论量或过量5%,适宜温度为1 550 ℃。     

鞍山某难选混合铁矿石预富集精矿磁化焙烧过程物相转变研究

基于流态化焙烧手段,对鞍山某含菱铁矿难选混合铁矿预富集精矿的磁化焙烧过程物相转变行为进行了研究。参照工业还原气条件的直接磁化焙烧结果显示,预富集精矿中的菱铁矿会产出弱磁FeO,降低磁化率。采用氧化—还原的工艺,可以将菱铁矿改性为弱磁赤铁矿α-Fe₂O₃和磁赤铁矿γ-Fe₂O₃,避免分解产物FeO存在。但后续500~550 ℃长时间还原仍会出现弱磁FeO,只有在还原温度450 ℃磁赤铁矿γ-Fe₂O₃的还原产物Fe₃O₄能够稳定存在。据此提出了“低温预氧化—超低温还原”磁化焙烧工艺,能够实现含菱铁矿混合难选铁矿的稳定磁性转化,且满足生产适应性需求。经该流态化工艺磁化焙烧后,预富集精矿焙烧矿经弱磁选可达到铁精矿产品铁品位65.15%、铁回收率92.02%的良好指标。实验结果为含菱铁矿混合难选铁矿的磁化焙烧生产工艺开发提供了参考依据。     

酸性H2O2氧化预处理浮选金精矿及其机理研究

酸性 H₂O₂ 氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁 矿、毒砂等载金矿物被有效溶解, 从而使金暴露出来,提高金浸出率。 研究了酸性 H₂O₂ 体系中黄铁矿的氧 化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、 H₂SO₄ 和 H₂O₂浓度等对浮选金精矿的预处理效果。 结果表明:H₂O₂ 氧化 过程中没有固相生成物,黄铁矿中的 Fe 转 化为 Fe²⁺和 Fe³⁺ 于溶液中,Fe²⁺ 与 H₂O₂ 可发生 Fenton 反应生成氧 化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有 H₂SO₄ 生成,体系的 pH 值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性 H₂O₂ 、·OH 和 Fe³⁺氧化,体系中 S 最终转化为 SO₄ ^2-或 HSO₄^- 。 浮选金精矿在温度为 30 ℃ 、矿浆浓度为 100 g/L、 H₂SO₄ 初始浓度为 0. 18 mol/L 和 H₂O₂ 初始浓度为 1. 76 mol/L 的条件下氧化预处理后,Fe 浸出率、试样失重率分别为 95. 33%和 51. 42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出 率仅为 11. 68%,而经过酸性 H₂O₂预处理—浸出后,金浸出率可达 92. 69%。     

铅银渣熔化-烟化过程中锌元素的物相演化规律

针对锌元素在熔化-烟化过程中的物相演化规律开展研究。首先分析了铅银渣中锌物相赋存状态, 再通过模拟计算和实验验证相结合的方法研究了锌元素挥发的热力学机制, 表明锌物相由渣中的ZnSO₄、ZnFe₂O₄和Zn₂SiO₄还原为金属Zn, 再到烟尘中氧化为ZnO。同时研究了反应温度、保温时间、配碳比等因素对金属锌回收率的影响规律, 并采用响应面法优化工艺参数, 得到锌元素回收的适宜工艺参数为: 反应温度1 320 ℃、保温时间100 min、配碳比16.00%, 在此条件下锌元素回收率为97.91%。     

含锌电炉粉尘配碳选择性还原的实验研究

为实现含锌电炉粉尘选择性还原、有效分离铁和锌资源,采用热力学计算和实验研究相结合,分析电炉粉尘中主要物相的还原分解行为,研究配碳量、反应温度和反应时间对还原产物的影响。结果表明,含锌电炉粉尘配碳选择性还原为铁氧化物和ZnO是可行的;在582~940 ℃之间,可实现铁酸锌的有效分解、ZnO过还原的抑制;随着反应温度增加和反应时间延长,铁氧化物遵循逐级还原规律,配碳量对产物并未产生明显影响;当温度为950 ℃时,ZnO被还原为锌蒸气而挥发,导致产物中锌含量明显降低。在配碳量1/10、反应温度850 ℃、反应时间1 h的优化条件下,ZnFe₂O₄分解率约为70%。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响

采用深度还原技术处理高磷鲕状赤铁矿可以取得良好的技术经济指标,但添加剂（如CaO和Na₂CO₃）在深度还原过程中的作用仍需深入研究。以鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿石为原料,考察还原温度、还原时间、碳氧摩尔比对还原指标的影响。结果表明,适宜的深度还原条件为还原温度1 523 K、还原时间30 min、碳氧摩尔比2.0,获得的还原物料铁金属化率为86.21%,还原物料经磁选获得的磁选精矿铁品位为91.69%、回收率为92.23%。在最佳还原条件下分别以CaO和Na₂CO₃为添加剂进行深度还原试验,采用化学成分分析和X射线衍射（XRD）探究了CaO和Na₂CO₃用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选指标、脱磷效果和物相转变的影响。结果表明,添加CaO和Na₂CO₃均可抑制深度还原过程中铁橄榄石的生成,有效降低精矿中磷含量,提高铁回收率;CaO可与物料中的SiO2和Al2O3反应生成硅灰石和钙铝黄长石等高熔点硅酸盐,不利于铁品位的提高;Na₂CO₃可与物料中的SiO₂和Al₂O₃反应生成钠长石等低熔点硅酸盐,有利于铁品位的提高。     

冷却方式对钛渣成分和物相的影响研究

应用化学分析、XRD、MLA对不同冷却方式处理的钛渣化学成分、物相及矿物组成进行了研究。结果表明, 不同冷却方式处理钛渣均会降低渣中Ti₂O₃含量, 且粒化渣中Ti₂O₃含量最少, 降幅达27.6%; 粒化渣中Fe₂O₃含量明显高于其它冷却渣, 表明粒化渣较其它冷却渣氧化程度高。冷却渣与现场渣主要矿物组成为铁黑钛石、硅酸盐玻璃相、少量金红石和残余金属铁, 钛渣经冷却处理会降低渣中铁黑钛石含量; 现场渣经水冷或空冷处理渣中金红石相无明显变化, 但经粒化处理渣中金红石相明显增加; XRD结果表明不同冷却方式处理的钛渣主要物相均为TiO₂和(FeMg)_xTi_yO₅, 但粒化渣中TiO₂主要是金红石型, 而水冷和空冷渣中TiO₂主要是锐钛型。