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。     

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。     

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。     

贵州鲕状赤铁矿的氢气还原行为

在800～1100℃范围内、H2体积分数为99.99％的气氛条件下,采用气基直接还原工艺对贵州鲕状赤铁矿进行了恒温还原研究,使用X射线衍射仪和光学显微镜对还原产物进行了表征,通过阿伦尼乌斯公式计算了还原反应的表观活化能,并采用未反应核模型判断了还原反应的限制性环节.结果表明:当还原温度为1100℃,还原时间为150 min,二元碱度为1.0时,可以获得金属化率为91.15％的直接还原产物,原矿中加入CaO促进了FeAl2O4和Fe2SiO4的还原,是还原产物金属化率提高的主要原因.动力学结果表明:原矿在900～1 100℃的还原过程中受气体内扩散控制,其表观活化能为18.95 kJ/mol,并且在典型气体内扩散范围内.     

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%。     

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.     

高磷铁矿石含碳球团等温还原动力学

为了研究高磷铁矿石含碳球团等温还原动力学在温度为1 173、1 273、1 323、1 373、1 423和1 473K时,采用界面化学反应模型、Jander方程、Ginstling-Broushtein方程、G Valensi-R E Carter方程等固-固/气反应机理函数对反应过程进行拟合,并采用XRD、SEM、EDX等对样品的物相组成、微观形貌和元素分布进行表征分析。研究结果表明,随着还原程度提高,反应速率由0迅速增至最大值,随后逐渐减小并趋于平缓;当温度为1 173～1 373K时,反应过程符合界面化学反应,表观活化能为70.02kJ/mol,线性相关系数为0.948 1;当温度为1 373～1 473K时,反应过程符合Jander方程,限制步骤为铁离子固相扩散,表观活化能为215.36kJ/mol,线性相关系数为0.991 2。     

高磷鲕状赤铁矿铁磷分离试验研究

对高磷鲕状赤铁矿进行了显微结构研究,采用添加脱磷剂直接还原焙烧-磁选工艺进行了铁和磷分离试验,研究了焙烧温度、内配碳量、添加剂配比对铁、磷分离主要技术指标的影响。结果表明:磷主要以磷灰石的形态嵌布在鲕状结构中,部分与赤铁矿形成环状间层,层间的厚度变化范围在3~15μm之间;在焙烧温度1 000℃、内配碳量6%、添加剂配比10%的优化工艺条件下,通过球磨-磁选试验可得到含铁品位大于85%、含磷量在0.15%~0.20%之间的优质还原铁粉和含磷为3.5%~4%的富磷渣。     

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。     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响

研究还原剂种类及用量对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响.添加脱磷剂Na₂CO₃,在提铁降磷的同时能降低还原铁的硫含量;还原剂用量的增加都能促进铁还原,但使用灰分和固定碳含量较高或挥发分含量较低的还原剂时,不利于降磷.焙烧产物的X射线衍射分析表明:添加脱磷剂Na₂CO₃时,随着还原剂用量的增加,焙烧产物中金属铁含量增加,浮氏体和石英含量降低;使用灰分含量较高的还原剂时,随其用量的增加,灰分会消耗Na₂CO₃,从而减弱其对于铁还原的促进作用;还原剂用量相同时,石煤、烟煤、焦炭和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低.总体来看,褐煤作为还原剂时铁磷分离效果最好,其次为烟煤,焦炭和石煤.     

高磷鲕状赤铁矿酸浸脱磷动力学

在HSC6.0计算软件热力学分析的基础上,采用正交实验确定了高磷鲕状赤铁矿酸浸脱磷保铁的最佳工艺,并以最佳工艺为基础进行了酸浸过程中脱磷和铁损反应的动力学研究。热力学分析表明H_2SO_4为最佳酸浸用酸。正交实验得出最佳酸浸条件为:H+浓度为0.5mol/L的H_2SO_4溶液、酸浸时间40min、温度298K、液固比200mL∶14g、搅拌速度100r/min。在该条件下,脱磷率可达98.89%,铁损率仅为0.51%。通过SEM-EDS对酸浸前后高磷鮞状赤铁块矿试样分析表征得出:经H_2SO_4浸出后,磷灰石基本完全溶解,含铁矿相未发生明显反应。动力学分析显示:优化条件下,酸浸脱磷反应在298~328K内符合收缩未反应核模型,浸出过程主要受内扩散控制,表观活化能为11.24kJ/mol;铁损反应在298~328K内遵循收缩未反应核模型,浸出过程主要受化学反应控制,表观活化能为42.24kJ/mol。     

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.     

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.     

锌灰含碳球团直接还原试验

锌灰是热镀锌厂和电解锌厂生产过程中产生的一种副产品,主要成分为氧化锌,是生产直接法氧化锌的主要原料。传统的直接法氧化锌生产工艺落后,装备水平差,能源消耗高,资源回收率低。为了提高锌灰生产直接法氧化锌的绿色化水平,开发了锌灰含碳球团直接还原新技术。试验研究了不同工艺参数对锌灰含碳球团直接还原的影响关系,得到最佳的工艺条件为:还原温度为1200℃,还原时间为60min,煤粉配加量为20%,CaO配加量为4%。在上述工艺条件下,锌灰中氧化锌的还原率可以达到95.5%,显著提高了锌的回收率。