恩施高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原的试验

 为最大限度地利用恩施黑石板地区的铁矿资源,先通过XRD、扫描电镜、金相显微镜等手段研究了它的矿相组成和结构,得知其主要成分是赤铁矿和石英,矿的显微结构以鲕粒群簇为主,鲕粒中赤铁矿与磷灰石呈环带状分布。矿相结构决定了用一般的选矿方法分离铁、磷非常困难,为此用实验室煤基直接还原法研究了还原温度、还原时间、煤种、添加剂、磁选工艺等对精矿中铁品位和铁回收率的影响规律,得到了提高还原率的合理工艺参数：以哈密煤为还原剂,焙烧还原温度1573K,还原时间40min,一段磨矿时间15min,磁场强度280kA/m。采用此工艺可使精矿产率、铁品位、铁回收率分别达到43.21%、 95.77%和92.18%,磷品位由0.76%降至0.097%。该研究为该地区高磷鲕状赤铁矿工业化的开发利用提供了依据。     

难选鲕状赤铁矿深度还原-磁选实验研究

针对国内某种难选鲕状赤铁矿的特点,进行了深度还原-磁选实验研究,探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对渣铁分离效果和产品指标的影响.通过光学显微分析、X射线衍射分析、SEM和化学分析等手段确定了原矿与产品的物相组成与特点.在还原温度为1200℃、还原时间为2h及二元碱度为0.2的工艺条件下,获得了品位为91.94%、回收率为95.85%的铁精矿粉.分析表明,所得铁精粉的品位高,有害杂质少.     

温度对高磷鲕状赤铁矿含碳球团直接还原影响

对高磷鲕状赤铁矿含碳球团直接还原进行了研究。结果表明,1100℃以下时,提高温度可以显著提高球团金属化率;1100℃以上时,继续提高温度对球团金属化率影响不大。球团金属化率越高,磁选精矿铁品位越高。还原温度不仅显著影响球团的金属化率,还影响金属铁相的长大及磁选效果。因此,控制适宜的温度对高磷鲕状赤铁矿含碳球团直接还原至关重要。     

鲕状高磷赤铁矿熔融还原过程脱磷技术研究

针对"宁乡式"鲕状高磷赤铁矿的矿物学特点,研究用熔融还原法处理"宁乡式"鲕状赤铁矿脱磷的技术。热力学及动力学分析和熔融还原脱磷实验表明,碱度、萤石比例等因素影响脱磷率。鲕状高磷赤铁矿熔融还原过程中配加CaO、CaF2脱磷效果显著,脱磷率最高可达97.3%。合适的二元碱度在1.8~2.2之间,CaF2的合理加入量在6%~9%。     

1173～1473K下鲕状赤铁矿石墨还原动力学研究

采用热重法研究了1 173～1 373 K下鲕状赤铁矿的石墨还原动力学。研究了温度对还原度和还原速率的影响,采用不同固相反应机理函数对反应过程进行拟合,分析了不同还原阶段反应限制性环节,并对还原样品进行了XRD、SEM和EDX表征分析。结果表明,随着温度增加,还原度和还原反应速率增加,随着还原度增加,还原反应速率先增加后降低;在1 173～1 273 K和1 273～1 373 K两个阶段,反应过程分别符合界面化学反应1-(1-α)~(1/3)和杨德模型[1-(1-α)~(1/3)]~2,对应的表观活化能分别为60.657 kJ/mol和301.662 kJ/mol,反应的限制环节分别为界面化学反应和固态扩散;还原样品的物相组成和微观形貌分析结果与前述反应动力学机理分析结果相符合。     

高磷鲕状赤铁矿脱磷技术研究

为合理利用我国储量丰富的高磷鲕状赤铁矿,针对其矿物学特点,提出了利用直接还原法处理高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷的技术思想.实验表明,通过控制渣相碱度、还原温度和内配碳比等,可提高铁的收得率和脱磷率.     

高磷鲕状赤铁矿直接还原法脱磷技术的试验研究

为了经济、合理地利用高磷赤铁矿资源,在掌握试验用高磷鲕状赤铁矿理化特性和微观特性的基础上,采用直接还原法进行了固态直接还原+高强度磁选和直接生产珠铁2种工艺的试验研究。试验结果表明,高温度、低碱度以及高配碳量有利于铁矿石中磷灰石还原进入铁水中,不利于磷的脱除;通过工艺参数的优化,采用固态还原焙烧-磁选工艺,高磷赤铁矿脱磷率能达到60%以上,而采用珠铁工艺,其脱磷率能够达到80%以上。为合理高效地处理高磷鲕状赤铁矿奠定理论基础和技术依据。     

高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移规律

 针对鄂西某地高磷鲕状赤铁矿进行了深度还原技术研究,考查了还原温度、还原时间、配碳系数和CaO添加量对磷迁移规律的影响。结果表明：进入铁粉中磷的品位和回收率随着还原温度的升高和还原时间的延长而升高,随着配碳系数的增大先升高后降低,并在配碳系数为2.0时达到最大;而受CaO添加量的影响较小。还原物料的XRD和SEM分析表明大部分磷被还原为单质迁移进入了铁粉中。对高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移规律进行了初步探索,为进一步研究高磷鲕状赤铁矿提供了一定的理论基础。     

鲕状赤铁矿微波加热还原提铁脱磷机制

采用微波加热还原鲕状赤铁矿内配碳球团,考察了还原温度、碱度及添加剂用量对球团含磷组元迁移的影响,对微波碳热还原提铁脱磷机制进行了分析。结果表明,随着还原温度的升高含磷组元逐渐被还原,当还原温度达到1 150℃以上时含磷矿物被大量还原,并且富集到还原铁中造成还原铁粉磷含量过高。在较低还原温度下,通过选择合适的碱度和脱磷剂用量,能有效地抑制含磷组元的还原,促进铁氧化物的还原和聚集。实验采用原矿粒度0.8 mm、碱度0.8、碳氧摩尔比1.0、钠盐添加剂用量20%(质量分数)、还原温度为950℃保温10 min的条件对物料进行还原,将还原物料研磨到0.074 mm在65 mT的场强下进行磁选可得到全铁质量分数82.79%、回收率86.49%、P质量分数0.34%的指标,所得到的还原铁粉杂质较少,而含磷物质主要以磷酸盐的形式存在于磁选渣中。     

高磷鲕状赤铁矿直接还原-磁选试验研究

为了缓解我国铁矿石原料匮乏和进口铁矿石成本太高的压力,有必要开发利用我国现有的难选铁矿资源。对某地高磷鲕状赤铁矿采用添加脱磷剂煤基直接还原—细磨磁选工艺,在配加1号脱磷剂15%,磨矿细度小于0.047mm的比率占81.26%,磁场强度192kA/m的最佳实验条件下取得较好效果,所得产品金属铁的铁品位达到84.56%,铁回收率为87%,w(P)为0.056%,较好地达到了提铁降磷的目的。     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原过程铁还原的影响

采用添加脱磷剂直接还原焙烧-磁选的工艺制备直接还原铁,研究了不同还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原过程铁还原的影响.实验结果和扫描电镜分析表明,还原剂中固定碳和挥发分含量对于焙烧产物中金属铁晶粒的聚集、增多和长大以及所得还原铁指标影响较大.焦炭和无烟煤所得焙烧产物中金属铁晶粒与脉石矿物结合较紧密,难以在磨矿过程中实现单体解离.褐煤所得焙烧产物中金属铁晶粒出现明显的连接和长大,且与脉石矿物界限分明,嵌布粒度较粗,有利于铁颗粒与脉石矿物的解离,从而其铁回收率较其他还原剂高.     

高磷鲕状赤铁矿磷的存在形态及脱磷机理

 针对高磷鲕状赤铁矿石矿物结构复杂导致的脱磷困难现状,为实现深度脱磷的目的,探索矿物还原过程中磷的形态及微观脱磷过程。以铁品位为44.78%、磷的质量分数为0.92%的高磷鲕状赤铁矿为研究对象,根据其面扫描电镜及矿相结构图可知,矿物之间嵌布紧密、逐层形成鲕状结构,石英、鲕绿泥石与赤铁矿等互相包裹,磷元素集中分布在鲕粒内部的氟磷灰石中。通过对焙烧产物做扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS),对高磷鲕状赤铁矿脱磷机理进行研究。研究结果表明,当YM-1脱磷剂质量分数为16%,还原过程中鲕状结构被破坏,金属铁逐渐从鲕粒中析出聚集,脉石与铁颗粒分离明显,磷化为不同形态被脱除。磁选后尾矿、铁分离完全,磷元素几乎全部进入尾矿,添加复合脱磷剂YM-1焙烧磁选后铁精矿的铁品位为90.16%,铁回收率为91.25%,磷质量分数为0.056%,脱磷率为93.91%。铁精粉各项指标满足工业冶炼要求。     

鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷机理

采用XRD和SEM分析方法研究了鄂西高磷鲕状赤铁矿添加脱磷剂后直接还原焙烧的产物及磁选后的最终产品.结果表明,还原焙烧过程中添加的脱磷剂除具有脱磷效果外,对铁的还原也有促进作用.脱磷剂可以使部分磷转化为易去除的可溶性磷酸盐,同时破坏鲕粒结构,使细磨-磁选后铁相易与脉石矿物分离从而达到脱磷效果,并且可以提高产品中铁的品位和回收率.     

Dephosphorisation of high phosphorus oolitic hematite by carbon composite pre-reduction and fast melting separation

High phosphorus oolitic hematite deposit is a kind of refractory iron ore resource of huge amount. At present, it is difficult to be utilised by traditional physical and chemical technology efficiently and economically. A novel process for utilisation of the high phosphorus oolitic hematite based on carbon composite pre-reduction and fast melting separation has been put forward in the paper. High grade pig iron nugget of low phosphorus could be obtained in the present research. The influence of experimental conditions, such as pre-reduction temperature, C/O (molar ratio) and basicity, on the dephosphorisation behaviours was studied in detail. The thermodynamic basis and reduction and melting separation process were also analysed. The phosphorus content in the iron nugget decreased with the increasing of basicity and increased with the increasing of C/O. The optimum parameters were pre-reduction temperature of 1200°C for 30?min, C/O of 0.95 and basicity of 1.7. After melting separation of molten iron and slag at 1400°C for 10?min, the iron nugget containing 0.02?wt-% [P] would be obtained. The dephosphorisation degree and iron yield in the form of iron nugget were 97.5% and 96.9% respectively. The iron nugget may be directly used as the raw materials of steelmaking from the view point of its high grade.     

Recovery of metallic iron from high phosphorus oolitic hematite by carbothermic reduction and magnetic separation

Abstract

This study aims to provide theoretical and technical basis for economical and rational use of high phosphorus oolitic hematite. Following physical, chemical and microscopic characterisation of high phosphorus oolitic hematite ore the feasibility of separation of phosphorus and metallic iron by reduction roasting and magnetic separation process were investigated. The results indicate that such a process is a feasible and efficient method for iron and phosphorus separation of high phosphorus oolitic hematite. The recovery of metallic iron and dephosphorisation rate is relatively low without additives but is significantly improved by appropriate CaO and Na₂CO₃ addition. With 8%CaO and 3%Na₂CO₃ the recovery of metallic iron and dephosphorisation rate reach 95.1 and 94.0% respectively.