微波加热钛精矿含碳球团制取初级富钛料的研究

基于微波加热的优点和钛精矿良好的吸波性能，提出了微波加热还原钛精矿含碳球团制取初级富钛料的工艺路线并进行了试验，发现微波还原的最佳工艺条件：还原时间为1．5h，还原温度为1100～1150℃，复合添加剂的用量为钛精矿的5％。试验得到了杂质酸溶性好的初级富钛料。     

钛精矿回转窑还原制取富钛料补充试验研究

以攀枝花微细粒级钛精矿为原料，云南吕合煤为还原剂，采用新型粘结剂、添加剂，应用预热球团和回转窑直接还原技术，经破碎、磨矿、磁选，分离出TiO2≥74％的富钛料。     

攀枝花钛精矿制取富钛料补充试验研究

以攀枝花微细粒级钛精矿为原料 ,云南吕合煤为还原剂 ,采用新型粘结剂、添加剂 ,应用预热球团和回转窑直接还原技术 ,得到的钛精矿金属化球团经破碎、磨矿、磁选后 ,可分离出Ti O2 >74 %的富钛料     

微波加热还原钛精矿制取富钛料新工艺

针对攀西地区丰富的钛资源现状和现行富钛料生产工艺优缺点,提出了微波加热还原钛精矿复合球团-选矿分离-微波浸出制取高品质富钛料的新工艺路线.同时测定了复合球团的升温曲线;确定了复合添加剂的用量为5%～6%;选矿分离时磨矿时间为20 min的工艺条件.在此条件下,对整个工艺流程进行了实验研究,得到了纯度为96.08%的富钛料.     

攀枝花钛渣盐酸浸出制备高品质富钛料

为解决攀枝花钛精矿粒度过细的问题,采用攀枝花钛精矿冶炼钛渣-氧化还原焙烧改性-盐酸浸出工艺制备高品质富钛料,为氯化法钛白粉生产提供优质原料。试验主要以常规钛渣为研究对象,借鉴钛精矿氧化还原焙烧参数对钛渣进行改性处理,通过考察浸出压力、添加剂和浸出方式对钛渣主体杂质相黑钛石M_3O_5固溶体的浸除效果来研究改性钛渣适宜的浸出工艺。结果表明,常压浸出对M_3O_5溶出效果差;添加剂可溶氯化盐、乙醇和金属铁粉不能有效提高M_3O_5浸除能力;二段浸出对钛渣浸出效果影响较小;加压浸出和搅拌浸出均有利于提高钛渣酸浸除杂(M_3O_5)效果,但都不能制备出合格的富钛料。这主要是由于钛渣改性残留较多的难溶黑钛石M_3O_5固溶体,结构较为致密,反应活性差所致。由于低品位钛渣改性处理后可能含较少的M_3O_5相,采用此种改性钛渣进行盐酸加压一段搅拌浸出(浸出条件为:145℃浸出7 h,浸出液固比为2∶1,盐酸浓度为20%),能获得w_(TiO_2)93%,w_(∑(CaO+MgO))1.5%的高品质富钛料,满足国内沸腾氯化原料要求。     

钛精矿预还原球团冶炼钛渣的电耗水平分析

采用攀枝花钛精矿冶炼钛渣,其吨渣电耗均高于国际先进冶炼技术的电耗,若对攀枝花钛精矿进行预还原处理后冶炼钛渣,其电耗得到大幅度的降低。根据已开展的工业试验基本数据,结合采用钛精矿、还原剂的主要成分,测算了不同金属化率钛精矿预还原球团的化学成分。在此基础上,通过热力学计算,测算了不同金属化率钛精矿预还原球团在室温和800℃热装入炉时冶炼钛渣的电耗。结果表明:钛精矿预还原是降低钛渣冶炼电耗的有效手段,以转底炉生产的60%金属化率球团代替粉矿入炉,吨渣电耗由2 800 kWh降为1 948.5 kWh,800℃热装条件下可进一步降至1 523.1 kWh,具有良好的应用前景。     

电炉熔炼钛精矿的热力学讨论

对攀枝花钢铁研究院电炉熔炼钛精矿的有关反应进行热力学分析,认为在电炉熔炼过程中钛精矿中游离的FeO和Fe2O3首先被还原,然后钛精矿中的主要成分FeTiO3按下列顺序逐步被还原FeO·TiO2→Fe+TiO2→Fe+Ti3O5→Fe+Ti2O3→Fe+TiO;MgO、CaO和Al2O3等杂质在电炉还原熔炼钛精矿的温度(2000K左右)下不可能被还原,从而进入钛渣中;电炉熔炼得到钛渣主要物相为黑钛石,玻璃体硅酸盐相.     

高钙镁钛精矿沸腾氯化制备TiCl4的热力学及动力学

针对高钙镁钛精矿难以满足沸腾氯化制备四氯化钛工艺问题,从热力学和动力学角度对高钙镁钛原料碳热还原—沸腾氯化制备TiCl4工艺进行了深入研究。结果表明：钛精矿高温碳热还原历程为：FeTiO3 → TiO2+Fe → TinO2n-1(n=4~9)+Fe → Ti3O5+Fe → Ti2O3+Fe → TiCxO1-x+Fe,碳氧钛生成的温度必须高于1 400 ℃,此时钛精矿中的Ca、Mg、Al、Si、Mn等杂质元素在1 800 ℃以内都不会被还原为对应的碳化物;高钙镁钛铁矿精矿碳热还原制备碳氧钛过程中,失重率随温度升高呈现4阶段上升,其中阶段1和3分别为受扩散控制生成金属Fe和碳氧钛的快速失重段,而阶段2和4分别为金属Fe和碳氧钛形核长大的缓慢失重阶段,4个阶段的表观活化能分别为49.84、—2.24、12.82、—2.53 kJ/mol。沸腾氯化过程还原产物中的Fe、MgO和CaO均会优先被氯气氯化,但当存在TiO2时,SiO2和Al2O3则不易被氯化,碳氧钛较适宜沸腾氯化的温度为300~650 ℃,沸腾氯化前5 min为还原产物中碳氧钛的快速氯化阶段,主要受表面化学反应的控制,而后5~20 min为Ti2O3的缓慢氯化阶段,主要受颗粒内部扩散控制的影响。     

京唐球团厂自产含钛球团试验研究

首钢京唐公司通过往自产球团中小比例配加含钛矿粉,进行了含钛球团生产试验。结果表明:在京唐带式焙烧机焙烧工艺制度下,配加5%含钛球团粉生产的含钛球(TiO2含量0.8%左右)具有品位高、SiO2含量低、抗压强度好、成本低等特点,且其还原膨胀率为19.35%,比常规球团低;用其替代京唐高炉炉料中的常规球团后,炉料熔滴性能合适,能起到高炉护炉和降低成本的双重作用。     

云南钛砂矿在微波场中的吸波行为和还原效应

测定了钛砂矿的吸波特性,表明钛砂矿具有良好的吸波性,据此提出了微波辐射还原云南钛砂矿的新工艺,进行了焦炭最佳配比吸波特性的测定和条件实验,探索了内配碳、复合添加剂用量、还原温度和还原时间等因素对TiO2品位的影响;确定了微波碳热还原云南钛砂矿的最佳条件为:还原温度1 150℃、还原时间1.5 h、复合添加剂用量3%、内配焦炭15%.在此条件下得到的还原产物TiO2品位为50.34%.     

多层含碳球团转底炉内直接还原行为

 为明确转底炉内多层布料下球团的还原规律,采用含碳球团直接还原钒钛铁精矿,研究了还原温度和还原时间对不同层球团金属化率的影响以及铁精矿中各铁矿物的还原顺序。结果表明:多层球团的还原不同步,在上层球团还原完成并发生再氧化时,下层球团的还原仍在继续。球团的平均金属化率会随着还原温度的增加而提高,随着还原时间的延长出现先增高后降低的现象。在还原过程中存在一个获得最大金属化率的最佳还原时间（本试验为25min）。钒钛铁精矿中各铁矿物还原的难易程度按下列顺序依次增加：Fe2TiO5→Fe3O4→FeO→Fe2TiO4→FeTiO3。     

MgO、TiO2对镁质钒钛球团矿综合冶金性能的影响

 以球团厂实际配矿为基础,选取铁矿粉OA、OB、OC和OD,以膨润土作为黏结剂进行试验分析MgO和TiO2对镁质钒钛球团矿冶金性能的影响,并得出合适的TiO2质量分数和MgO质量分数,为生产镁质钒钛磁铁矿球团提供理论依据。结果表明,当[w(MgO)]从1.25%升高到2.34%,球团矿抗压强度从2 511降低到2 453 N/P,还原膨胀指数降低了13.17%;当[w(TiO2)]从3.97%升高到5.07%,球团矿抗压强度从2 511降低到2 383 N/P,还原膨胀指数略有下降,影响较小。球团矿中的[w(MgO)]从1.32%升高到2.38%,球团矿的熔融温度区间降低了40%,改善了其熔滴性能,但MgO固溶体等难还原矿物降低了球团的还原度指数。球团矿综合冶金性能最优的配比参数（质量分数）为OA矿粉50%、OB矿粉21%、OC矿粉10%、OD矿粉19%和膨润土1.8%。     

Effects of embedding direct reduction followed by magnetic separation on recovering titanium and iron of beach titanomagnetite concentrate

Embedding direct reduction followed by magnetic separation was conducted to fully recover iron and titanium separately from beach titanomagnetite(TTM).The influences of reduction conditions,such as molar ratio of C to Fe,reduction time,and reduction temperature,were studied.The results showed that the TTM concentrate was reduced to iron and iron-titanium oxides,depending on the reduction time,and the reduction sequence at 1 200°C was suggested as follows:Fe_(2.75)Ti_(0.25)O_4→Fe_2TiO_4→FeTiO_3→FeTi_2O_5.The reduction temperature played a considerable role in the reduction of TTM concentrates.Increasing temperature from 1 100 to 1 200°C was beneficial to recovering titanium and iron,whereas the results deteriorated as temperature increased further.The results of X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses showed that low temperature(≤1 100°C)was unfavorable for the gasification of reductant,resulting in insufficient reducing atmosphere in the reduction process.The molten phase was formed at high temperatures of 1 250-1 300°C,which accelerated the migration rate of metallic particles and suppressed the diffusion of reduction gas,resulting in poor reduction.The optimum conditions for reducing TTM concentrate are as follows:molar ratio of C to Fe of 1.68,reduction time of 150 min,and reduction temperature of 1 200°C.Under these conditions,direct reduction iron powder,assaying 90.28 mass%TFe and 1.73 mass% TiO_2 with iron recovery of 90.85%,and titanium concentrate,assaying 46.24mass% TiO_2 with TiO_2 recovery of 91.15%,were obtained.     

硼铁矿直接还原过程中金属铁颗粒的生长特性

 硼铁矿是中国含硼原料的主要来源,其加工利用的关键在于硼和铁的分离。研究了不同条件下硼铁矿在直接还原过程中金属铁颗粒的生长特性,可为硼铁矿中硼和铁的有效分离提供理论支撑,从而达到硼铁矿资源化利用的目的。采用Leica DMI5000M光学显微镜获得还原球团中金属铁颗粒的显微图像后,通过Image-Pro Plus 6.0图像软件对显微图像进行金属铁颗粒粒径的分析统计,并采用化学分析的方法对还原产品中铁的金属化率进行检测,同时利用扫描电镜研究了Na₂CO₃促进铁氧化物还原的作用机理和金属铁颗粒的生长行为。结果表明,Na₂CO₃作用下硼铁矿球团中的铁氧化物能有效被还原,随着还原时间的延长,还原球团中铁的金属化率和金属铁颗粒的平均粒径均有效增大,在还原温度为1 100 ℃、还原时间为60 min的条件下,不添加Na₂CO₃的焙烧产物中铁的金属化率和金属铁颗粒的平均粒径分别为84.36%和8.55 μm,而在添加15%Na₂CO₃后于同样条件下焙烧,产物中铁的金属化率和金属铁颗粒的平均粒径分别为91.72%和14.07 μm;SEM-EDS分析结果说明,Na₂CO₃不仅有促进金属铁和其他物质分离的作用,而且还会影响金属铁颗粒在还原焙烧过程中的迁移行为;在直接还原过程中,金属铁颗粒先由“点”接触变为“颈”接触,然后重新相交形成新的晶界成为多边形颗粒,最后多边形颗粒间互相连接形成致密化集合体。     

莱钢高炉解剖软熔带含铁炉料特性分析

基于莱钢2007年120 m3生产高炉科学解剖研究内容,系统分析了含铁炉料在软熔带位置物化属性。结果表明,高炉软熔带呈不规则倒V形分布,软熔层矿石还原度由低温侧向高温侧逐渐增加,其中烧结矿的还原度由40%~70%增加至80%~95%,球团矿的还原度由40%~50%增加至70%。软熔层低温侧烧结矿金属化率为20%~45%,球团矿的金属化率为10%~20%,在高温侧烧结矿的金属化率为70%~95%,球团矿的金属化率约为50%~70%。含铁炉料在软熔带区域发生了剧烈的还原反应,其中烧结矿金属化率增加的幅度大于球团矿的主要原因为烧结矿的还原性好于球团矿的还原性。矿相分析表明软熔带中球团矿已没有Fe₂O₃、Fe₃O₄存在,铁主要以FeO和金属铁存在,在软熔带区域存在被还原生成中空的铁壳球团矿。     

攀钢高炉炉渣性能分析

攀钢高炉渣是典型的高钛型高炉渣,炉渣TiO₂质量分数超过20%,炉渣性能在很大程度上受渣中TiO₂还原程度的影响。攀钢高炉渣实际上是一种CaO-SiO₂-MgO-Al₂O₃-TiO₂五元炉渣,渣中TiO₂质量分数目前约21%～22%。渣中硅酸盐相矿物约占70%～80%,钛酸盐相约占20%,其余矿物为金属铁和碳氮化钛固溶体。炉渣熔化性温度约1360～1380 ℃,炉渣熔化性温度区间一般约20～30℃。在正常炉况下,在高温下液态炉渣的黏度约0.5 Pa•s。TiO₂的还原对炉渣性能的影响机制和定量的关联性仍需进一步深入研究。     

Sticking behaviour of vanadium titano-magnetite oxidised pellets during gas-based reduction and its prevention

The influence of reduction temperature and gas composition on sticking behaviour of vanadium titano-magnetite oxidised pellets was investigated in this work. It was found that the sticking index (SI) increased with temperature and CO content of gas mixture. Microstructure transformation of sticking interfaces under different temperature and gas compositions was analysed by SEM. Coating is an effective way to prevent sticking. Compared with MgO and CaO, recyclable Ti-bearing tailing is the most suitable coating material to prevent sticking behaviour of vanadium titano-magnetite pellets. The SI of pellets decreased significantly by coating Ti-bearing tailing with little influence on metallisation rate. It was indicated in SEM and EDS that spinel (Fe₂TiO₄), as the main component of minerals in Ti-bearing tailing, decreased the hooking opportunity of newly formed metallic iron between pellets by building spacers between pellets, which was applied to solve the sticking problem.     

含锌电炉粉尘处理的扩大性实验

分析研究了运用配碳球团的直接还原技术处理的电炉粉尘,并完成了实验室扩大性实验;得到了还原焙烧法的合理工艺条件,即碳过量系数为12,还原温度为1〖KG-*9〗150 ℃,料层厚30 mm,加热时间60 min。还原后的球团为半金属化球团,其w(TFe)为50%左右,最高可达54.7%;金属化率60%～70%,最高可达88%;收集的粉尘含氧化锌达90%以上,球团中锌的还原挥发率大于90%,说明用配碳球团的直接还原技术处理含锌电炉粉尘是成功的。     

熔盐电解SiO2/TiO2制备硅钛合金的研究

采用熔盐电解法通过直接电解SiO2、TiO2混合物料来制备硅钛合金。热力学计算结果表明,在700℃下,SiO2和TiO2的理论分解电压分别为1.28V和1.37V,生成的单质硅和钛在高温下能够自发进行合金化反应,生成硅钛系列合金,且容易倾向于生成稳定合金相TiSi2合金。研究表明,以摩尔比50∶1的SiO2/TiO2混合物料为原料,在等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐中,在700℃、2.4V槽电压下,经过5h电解后,制备得到TiSi2/Si合金,微观形貌为粒径0.2~2.5μm的多孔颗粒堆积,单质硅颗粒覆盖在TiSi2合金颗粒表面。     

Behaviour of iron ore–fuel oil composite pellets in isothermal and non-isothermal reduction conditions

Abstract

Self-fluxing iron ore pellets as an alternative to the agglomeration process led to the use of low price fuel oil as a binder and reducing material. Composite pellets containing 5–15% fuel oil were isothermally and non-isothermally reduced at 750–1000°C in a flow of H₂ or N₂ gases. The total weight loss resulting from O₂ removal from the reduction of Fe₂ O₃ and from the thermal decomposition of fuel oil was continuously recorded as a function of time at different reduction conditions. The actual reduction extent at a given time was calculated from the chemical analysis of partially reduced samples at a given time and temperature. Microscopic examination and X-ray phase analysis were applied to characterise the reduction products. The isothermal reduction of composite pellets indicated that the reduction rate increased with the increase in fuel oil content at the early stages. At the later stages, the reduction rate increased in the order 12>10>5> 15% fuel oil containing pellets. The non-isothermal reduction of composite pellets in N₂ atmosphere showed the presence of an incubation period at initial reduction stages. The low intensity magnetic separation technique was applied with the aim of increasing the iron content at the expense of associated impurities. The magnetic and non-magnetic fractions were analysed and the overall recovery was determined.