铁水熔池中钛和硅的扩散能力

采用毛细管—熔池法测定及分析了铁水中钛、硅的扩散系数和铁水中钒对钛扩散系数的影响。结果表明，钛和硅的扩散活化能为ＥＤＴｉ＝４４２３０４Ｊ／ｍｏｌ，ＥＤＳｉ＝４９７６６Ｊ／ｍｏｌ；扩散系数与温度的关系为ＤＴｉ＝７．７６×１０８ｅｘｐ（－５３２２５．５／Ｔ）ｃｍ２／ｓ，ＤＳｉ＝１．８４×１０－３ｅｘｐ（－５９８８．７／Ｔ）ｃｍ２／ｓ。铁水中的钒会降低钛的扩散能力，这有利于抑制钒钛磁铁矿冶炼时钛的还原     

攀钢高炉含钒铁水成分的优化

根据钒钛磁铁矿的冶金特性及大型高炉冶炼含钒铁水的特点，分析了攀钢高炉含钒铁水成分对铁水在线脱硫，含钒铁水提钒炼钢的影响，建议在充分发挥钒钛磁铁矿冶炼流程中各个工艺环节的作用的基础上，通过试验研究，使高炉含钒铁水成分达到最佳化，从而使整个冶炼工艺取得更大的经济效益。     

基于工艺理论与数据挖掘的铁水提钒关键措施分析

“高炉+转炉”法是中国主流的钒钛矿冶炼工艺,针对钒钛高炉冶炼数据探究铁水最终钒含量的影响机制,并量化具体的参数调控方案对钒钛烧结矿的高效冶炼具有重大意义。首先梳理了钒钛烧结矿的矿物组成及冶炼机理,结合不同反应的吉布斯自由能变化曲线分析了钒、钛元素的热力学特征,从理论方面确定了铁水钒、钛含量之间存在促进关系以及与渣中TiO₂含量存在抑制关系的主要结论。其次,以承德某钢铁厂的钒钛矿冶炼数据为基础,提出了一种高效的特征选择算法用于提取铁水钒含量的影响特征,计算参数之间的斯皮尔曼相关系数确定相关性;计算参数之间的互信息度判断冗余特征;结合最大相关-最小冗余的思想和工艺原理最终选取17个特征变量作为铁水钒含量的主要影响特征,同时引入“信息传递熵”的概念衡量高炉调参过程中的效果链式传递现象。最后,给出了提高铁水钒含量的具体措施,并结合控制变量法量化了不同的高炉调参策略对铁水钒含量的影响。有利于进一步明确钒、钛元素在高炉冶炼过程中的演变行为,通过试验数据的分析结果为铁水提钒的关键参数调控提供了操作依据,促进了钒钛高炉的稳定顺行与高效冶炼。未来,相关研究应致力于将数据分析与专家经...     

钒钛磁铁矿二步法熔融还原试验研究

与传统高炉流程冶炼钒钛磁铁矿相比,采用二步法熔融还原工艺有利于回收钒钛磁铁矿中的铁、钒和钛等有价元素。本研究分别在990℃、1200℃、1500℃下进行气体预还原、配碳预还原和熔融还原试验,结果表明：熔融还原的渣铁分离效果良好且铁损较低,铁水钒含量高于高炉流程铁水,钛渣品位可以达到或超过理论品位。攀枝花精矿二步法熔融还原适宜预氧化后采用固体碳预还原,其还原温度应等于或高于1200℃;熔态终还原时可不配碳,终还原应控制钛还原度、（FeO）含量在适宜的范围内。     

钒累积法还原新工艺

针对攀枝花钒钛磁铁矿钢铁冶炼新流程渣深还原方案,目前存在的终点控制技术问题及冶炼电耗高、含钒铁水中硅、钛等杂质高等问题,对冶炼工艺进行改进完善,以达到降低冶炼电耗、控制含钒铁水中硅钛夹杂含量的目的。为此,提出了熔池留铁操作的钒累积法还原新工艺。     

钒钛磁铁矿碳热钠化还原工艺

 为了降低钒钛磁铁矿的还原和熔分温度,提高钛与钒的回收率,采取碳热钠化还原法处理钒钛磁铁矿,研究了钠化剂对钒钛磁铁矿还原以及熔分后钛、钒分布的影响。结果表明,钠化剂能显著改善钒钛磁铁矿的还原性以及磁选和熔分效果,钠化比为1.2时,1 100 ℃还原60 min即可达到90%以上的金属化率,磁选后铁的收得率达到92%以上,铁品位接近80%。1 450 ℃以上的温度熔分后,铁的收得率高于95%,钒在铁水中的分配比为91%,熔分渣水洗后[w(TiO2)]达到56%。     

承钢高炉块状带钒氧化物还原机理研究

对于以钒钛磁铁矿为主要原料的高炉,研究钒在高炉中的行为规律具有重大意义。通过理论分析和模拟试验研究,探索钒在高炉块状带的还原机理。热力学计算表明,钒和铁可以无限互溶;随着铁相的出现,钒氧化物还原的热力学条件将大大改善。经过对承钢钒钛烧结矿的XPS和XRD检测证实:承钢钒钛烧结矿中钒的价态表现为+5价,承钢烧结矿以钛磁铁矿、钛赤铁矿为主,V、Ti固溶于钛磁铁矿中。通过对V_2O_3纯试剂、Fe_2O_3和V_2O_3的1∶1混合试剂及承钢钒钛烧结矿的还原试验研究,结果表明,在1 000℃范围内CO不能还原V_2O_3纯试剂,在高炉块状带间接还原中钒的氧化物不能被还原出单质钒。     

低钛型钒钛磁铁矿深度还原-磨选分离试验

对某低钛型钒钛磁铁矿进行深度还原-磨选分离试验,结果表明:还原温度1 050℃,还原时间10 h,是抑制钒还原的临界条件;使用添加剂和延长还原时间能够强化钒钛磁铁矿还原,其中硼砂能够有效促进钒钛磁铁矿还原,硼砂用量3%时,产物金属化率达98.21%,而Ca F2在本试验条件下对还原起到抑制作用,弱磁选并深度细磨有利于铁、钒分离。     

响应曲面法优化钒钛磁铁矿提钒试验

 钒钛磁铁矿中的铁、钒以及钛等元素的高效回收,对钒钛磁铁矿资源的综合利用有非常重要的意义。研究表明,多种因素对钒钛磁铁矿的钠化-还原-熔分耦合过程的熔分程度及元素的收得率有重要影响。针对钒钛磁铁矿采用钠化-还原-熔分耦合工艺实现铁、钒及钛元素的综合回收,根据Box-Behnke原理设计方案,选取配煤量、配碱量及还原温度3个试验因素,通过响应曲面法研究各因素对钒钠化浸出指数的影响规律,并对试验因素进行优化。通过分析试验结果,建立相应的多项式模型,得到最优的工艺条件为,配煤量25.00%,配碱量58.29%,还原熔分温度1 251.84 ℃,钠化浸出指数响应值90.19%。在最佳条件下做验证试验,发现钠化浸出指数为 87.15%,误差仅为3.37%,证明响应曲面法预测模型具有可靠性和准确性。     

钒钛磁铁矿直接提钒的研究进展

钒和钒合金材料广泛应用于各种领域，而钒资源大多存在于钒钛磁铁矿中。对钒钛磁铁矿直接提钒工艺发展历程及现阶段研究情况进行总结。目前直接提钒的工艺流程主要有钠化焙烧-水浸提钒和钙化焙烧-酸浸提钒两大类，综合现有的研究成果可知，钠化焙烧-水浸提钒工艺的优点是提钒效率相对较高，是中国从钒钛磁铁矿中直接提钒的主要方法；钙化焙烧-酸浸提钒工艺的优点是添加剂易获得，钙化焙烧过程中不产生废气污染，提钒废水中由于不含钠盐而能够循环使用，减少了废水污染，提钒尾矿中无钠盐可直接使用于高炉炼铁。总体而言，钒钛磁铁矿直接提钒的工艺技术适用于高钒钛、低铁型的钒钛磁铁精矿。中国直接提钒工艺目前面临的问题主要有，中国大多数的钒钛磁铁矿的钒品位较低，当直接提钒工艺用于钒品位低(w(V₂O₅)≤1%)的矿物时，物料处理量大；焙烧-浸出过程中造成不同程度的废水废气污染，需要进行相应的处理，导致提钒成本较高、产品市场竞争力弱；提钒尾矿难以满足高炉冶炼的生产要求，提钒后的铁、钛分离技术难度较大，难以实施大规模的工业化应用等。这些问题是直接提钒工艺面临的主要困难，也是广大冶金工作者需要...     

含钒转炉钢渣中钒的提取与回收

针对攀钢目前含钒铁水的工艺流程和含钒转炉钢渣中V2O3含量,提出了从含钒钢渣提钒的新的技术思路和工艺,并对新工艺的关键环节——含钒钢渣冶炼和高钒铁水提钒进行了试验研究。结果表明：采用矿热炉冶炼含钒钢渣,生铁中钒的质量分数达7．45％,对含钒生铁进行提钒,钒渣中V2O3;的质量分数达35．06％,实现了钒资源的有效提取和综合回收。     

CaO－Sio_2－Al_2O_3－MgO－TiO_2－V_2O_5渣系熔融还

在实验室条件下，模拟铁浴法熔融还原过程，探讨了在ＣａＯ－ＳｉＯ＿２－Ａｌ＿２Ｏ＿３－ＭｇＯ－ＴｉＯ＿２－Ｖ＿２Ｏ＿５渣系与碳饱和熔铁之间Ｖ－Ｔｉ的耦合反应，以及在不同条件下钛对钒还原的影响。     

酸性含钛炉渣泡沫化问题的研究

为解决攀钢熔分深还原电炉冶炼钒钛磁铁矿金属化球团过程中出现的泡沫化严重的问题,采取提高炉渣二元碱度、控制金属化球团w(FeO)和残碳量、减少低温电炉加料量等措施,使炉内泡沫化严重的现象得到控制,保证了冶炼过程的连续进行。同时钒还原率提高了13%,冶炼时间缩短了45min。     

Influences of Technological Parameters on Smelting-separation Process for Metallized Pellets of Vanadium-bearing Titanomagnetite Concentrates

The smelting-separation process for metallized pellets of vanadium-bearing titanomagnetite concentrates was studied.The influences of smelting temperature,smelting time,and the basicity of the metallized pellet on vana-dium and iron recovery were investigated.The characteristics of titanium slag were analyzed using X-ray diffraction, energy dispersive spectroscopy,and mineralographic microscopic analysis.The results demonstrate that appropriate increases in smelting temperature and smelting time can improve the vanadium and iron recovery from metallized pel-lets and are beneficial for the slag-iron separation.Although increasing the basicity of the metallized pellet can consid-erably improve the vanadium and iron recovery,the TiO2 grade of titanium slag was decreased.Under the optimal conditions,90·17% of vanadium and 92·98% of iron in the metallized pellet were recovered,and the TiO2 grade of titanium slag was 55·01%.It was found that anosovite,augite,spinel,glassiness,and metallic iron were the main mineral phases of the titanium slag.     

V2O5直接合金化的热力学分析

运用HSC软件对V2O5直接合金化过程中V2O5和还原剂构成的多元、多相复杂反应体系进行还原成分的计算和分析.热力学计算结果表明,2O5碳热还原产物是V的碳化物;硅热还原体系中需配加CaO;铝热还原可以得到99%的还原率,l的还原能力比C和Si都要强.V2O5的硅铝热复合还原用少量的Al可得到高的还原率.计算结果与工业实践中电硅热法冶炼钒铁反映的热力学规律一致.     

CaO－SiO_2－Al_2O_3－MgO－TiO_2渣系熔融还原过程中钛还原

在实验室条下，探讨了铁浴法熔融还原过程中，在ＣａＯ－ＳｉＯ＿２－Ａｌ＿２Ｏ＿３－ＭｇＯ－ＴｉＯ＿２渣系与碳饱和熔铁间钛的还原行为，以及渣中ＴｉＯ＿２含量、熔渣碱度（ＣａＯ／ＳｉＯ＿２）、还原温度、铁浴量等因素对钛还原的影响。     

减少转炉提钒过程碳烧损

摘要：为了有效减少了转炉提钒过程的碳烧损量,在硅钼炉内进行氧化性炉渣与铁水在不同温度下的渣金反应实验,发现炉渣与铁水的反应速率随温度的升高而加快;温度越高铁红(Fe2O3)将钒氧化到极值的速度越快,但达到极值后钒会被还原回铁水中,且还原速度也随温度的升高而提高;温度越高钒渣中的钒被铁水中碳还原的量越大。根据实验结果对转炉提钒工艺进行了优化,吹炼温度为1340～1350℃时加入冷却剂,控制较低的终点温度,在钒氧化率不降低的情况下,碳烧损率从19.39%降到17.91%、碳烧损量从0.82%减少到0.76%,有效减少了转炉提钒过程的碳烧损。     

Al2O3在钛渣中的行为

针对钛渣电炉建成投产初期生产过程中出现的各种现象，结合有关理论知识，分析了Al2O3在钛渣中的行为。认为当钛铁矿中Al2O3含量偏高时会导致高钛渣粘度增加，熔点升高，炉况恶化以及指标变坏，同时还会影响二氧化钛的富集及氯化工序的正常生产。     

钒钛铁精矿内配碳球团的高温快速还原

 钒钛铁精矿是一种铁、钒、钛等多元素共生的复合矿,具有很高的综合利用价值。通过采用实验室转底炉对钒钛铁精矿内配碳球团进行了高温快速还原的可行性研究,分别考察了配碳比、还原温度、添加剂、还原时间等参数对球团金属化率的影响。结果表明,配碳比（1.5：1）、还原温度（1350℃）、添加剂（2%）、还原时间（20min）时金属化率可以达到88%以上。对原料、还原样品进行x射线衍射分析表明,钒钛铁精矿粉中的磁铁矿、钛磁铁矿和钛铁矿通过还原转变为单质铁、含铁黑钛石。     

Reaction mechanism on the smelting reduction of iron ore by solid carbon

The kinetics of the smelting reduction of iron ore by a graphite crucible and carbon-saturated molten iron was investigated between 1400 °C and 1550 °C, and its reaction phenomena were continuously observed in situ by X-ray fluoroscopy. In the smelting reduction by graphite, it was shown from the observation results that the smelting reduction reaction proceeded by the following two stages: an initial quiet reduction without foaming (stage I) and a following highly active reduction with severe foaming (stage II). At 1500 °C, by the graphite crucible, the reduction rate of iron ore was found to be 8.88×10⁻⁵ mol/cm² · s, and by the molten iron, 8.25×10⁻⁵ mol/cm²·s. The activation energies for the reduction by the graphite crucible and the molten iron were 24.1 and 22.9 kcal/mol, respectively. Based on the results of kinetic research and X-ray fluoroscopic observations, it can be concluded that these two types of smelting reduction reactions of iron ore by the graphite crucible and by the molten iron are essentially the same.