钒钛磁铁精矿低温综合利用新工艺

为了实现钒钛磁铁精矿的低温综合利用,采取碳热钠化工艺降低还原和熔分温度,考察了铁、钒、钛的富集回收情况。结果表明,钠化剂显著改善了钒钛磁铁精矿的还原及熔分效果,当钠化比为1.2时,1 100℃还原60 min即可达到90%以上的金属化率,1 250℃以上的温度下熔分后,铁的收得率达到96%,钒在铁水中的富集率为75%。熔分渣在无酸环境下经湿法处理后TiO_2含量达到77%,经还原熔分去除铁后品位可进一步提升。     

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。     

直接还原处理低品位钒钛磁铁精矿

在1 000~1 300℃添加少量Na_2CO_3+NaCl复配添加剂,以无烟煤做还原剂等温还原低品位钒钛磁铁精矿,再通过磁选分离获得铁精粉和钒钛渣。考察了C/Fe摩尔比、还原温度和还原时间对铁的还原、钒钛迁移富集行为以及物相转化规律的影响。结果表明,C/Fe摩尔比和反应温度对直接还原过程中有价组分迁移富集的影响很大,当C/Fe摩尔比为1.2时,在1 200℃还原2h,钒钛磁铁矿精矿的金属化率可达到92.8%,还原后钒主要富集在钛渣相中,有效实现了铁与钒/钛的分离。     

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。     

钒钛磁铁矿利用新工艺的理论分析

通过热力学分析,探讨钠化-碳热还原一步法处理钒钛磁铁矿实现资源综合回收的可行性,基于计算结果,提出了合理的工艺路线,并针对钒、钛产品品质的提高提出了相应的措施。分析结果表明,在850~1 155℃的温度范围内进行钠碱反应—低于1 400℃的温度下进行深度还原处理钒钛磁铁矿的新工艺是合理的。同时,钠化剂的加入在热力学上有利于铁矿物的还原,碳的存在促进了钠化反应的发生。通过调整铝硅比可以降低浸出液的杂质含量,大幅提高钒、钛产品的品质,如何实现钒、钛分离是今后努力的方向。采取Na OH溶液与Na HCO3双循环工艺,可以避免蒸发浓缩过程,大幅度降低了能耗。     

钒钛磁铁矿金属化球团熔分-深还原过程热量损失以及影响钒入铁因素分析

对钒钛磁铁矿金属化球团熔分-深还原过程热量损失进行了计算,讨论了熔分温度、二元碱度、熔分渣中FeO含量、钛走向以及铁水中Si含量对钒进铁影响。结果表明:熔分过程的热量损失为6.34%左右;熔分温度为1 570℃,二元碱度为1.1~1.2,熔分渣中FeO的含量为8%~12%,合理控制配碳比以及适当的提高铁水中的Si含量,有利于熔分过程中钒进铁。     

钒钛磁铁矿碱熔低温冶炼工艺研究

为了实现钒钛磁铁矿的低温冶炼,以NaOH为碱熔剂,采用煤基直接还原技术,研究了钒钛磁铁矿直接还原—熔分工艺。主要考察了Na/Si对钒钛磁铁矿团块金属化率及熔分效果的影响,并通过XRD分析得出了Na/Si对金属化团块及熔渣物相组成的影响。采用Factsage热力学软件对不同Na/Si下Na_2O-SiO_2-TiO_2-Al_2O_3-CaO五元相的渣系熔点进行了计算。结果表明:Na/Si越高,渣系熔点越低。NaOH可有效改善钒钛磁铁矿的直接还原和熔分效果。随着团块Na/Si的升高,团块金属化率随之升高,但升高的幅度逐渐减小。当Na/Si=5.0、直接还原温度为1 150℃、C/O=1.4、直接还原时间为30 min时,团块金属化率就达到了93.17%。随着Na/Si升高,渣铁分离越彻底,当Na/Si4.0时,熔分所得粒铁表面平整度较好,熔分钛渣中无小尺寸粒铁分散。以NaOH处理钒钛磁铁矿金属化团块所得熔分渣中钛、硅、铝大多以钠酸盐形式存在,NaOH可以有效的降低钒钛磁铁矿的还原熔分难度,在1 460℃实现熔分,促进渣铁分离。     

提钒尾渣脱钠技术研究

提钒尾渣含铁、钒等有价元素,但因钠含量高,返高炉炼铁会带来潜在风险。为解决上述问题,分别研究了提钒尾渣湿法脱钠技术,还原焙烧—磁选分离技术及钠化还原—浸出—磁选分离技术。结果表明,采用氧化钙作为脱钠剂加压浸出,提钒尾渣脱钠率可达到80.5%;提钒尾渣800℃还原后,其中铁还原为磁铁矿,但结晶粒度小,磁选分离效果差,提高还原温度至1 200℃,铁继续还原为金属铁,并聚集长大,分离效果良好;提钒尾渣同时添加钠盐、煤粉还原可实现钒和铁的同时转化,再通过浸出、磁选可实现三者有效分离,其中钠盐可用钙盐部分替代。     

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。     

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。     

循环钢渣与铜渣搭配利用的碳热还原

 通过理论分析,提出了铜渣与钢渣搭配利用的新工艺,并通过试验考察了含碳球团的还原和熔分情况,探讨了该工艺的可行性。铜渣和钢渣互为熔剂,促进了相互的还原过程,碱度为2.0时最有利于磷的还原,1 400 ℃还原30 min时磷的气化脱除率约为75%;碱度为1.0时最有利于铁氧化物的还原,1 200 ℃还原20 min时试样的金属化率达到92%。铜渣与钢渣的质量之比高于1.32时可以实现渣、铁分离,碱度为1.0时粒铁的收得率超过90%,磷在粒铁中的分布率接近45%。     

热风-热煤燃烧熔分新工艺处理冶金固废

 为了更好地利用冶金含铁固废,探索了适合处理大渣量含铁原料的煤粉燃烧熔分工艺。热平衡计算显示,理论上热风-热煤燃烧工艺具有优势,以此为依据,提出了基于热风-热煤燃烧的熔分新工艺,并在实验室条件下探讨了该工艺的可行性。结果表明,当燃烧氧碳比低于1.0时,铁的收得率高于94%,且球团中固定碳质量分数越高时铁的收得率越高;对比传统喷煤燃烧熔分工艺,热风-热煤燃烧熔分工艺在保证还原性气氛的同时,提高了球团的熔化效率,在处理大渣量含铁冶金固废方面具有优势。     

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.     

碳酸钙对钒钛磁铁精矿直接还原-熔分的影响

 钒钛磁铁精矿在配加石墨还原剂和碳酸钙的条件下进行预还原和熔分。试验研究了碱度（碳酸钙的加入量）以及冷却工艺对直接还原和熔分的影响。反应后的样品用XRD和化学分析法进行分析。结果表明：在低碱度范围内[(R=0～0.7)],碱度的增加有利于钒钛磁铁精矿的直接还原和熔分。熔分温度为1 600 ℃,熔分时间为20 min,试验样品在碱度为0.5时熔分状态良好,渣中几乎不带铁。空冷有利于提高渣中黑钛石的含量,但不利于镁铝尖晶石相的析出;缓冷有利于渣中镁铝尖晶石相的析出,但会使渣中黑钛石的含量有所降低。     

高铬型钒钛磁铁矿综合利用现状及进展

高铬型钒钛磁铁矿是一种典型的多金属共伴生矿产资源,具有极高的综合利用价值。目前主要的冶炼流程为高炉—转炉。该工艺处理量大、生产规模大、技术成熟,但有价组元利用率低、资源浪费严重、环境负荷高。并且转底炉、回转窑等非高炉流程亦具有能耗高、钛渣品位低活性差等一系列缺点。基于气基竖炉直接还原的优越性,研发了高铬型钒钛矿氧化造块—气基竖炉直接还原—熔分新工艺。高铬型钒钛矿适宜氧化焙烧条件为1 300℃下焙烧20min;在1 100℃、V(H2)/V(CO)=5/2条件下还原35min,还原率达95%;最佳熔分条件为配碳比1.2,熔分温度1 650℃、熔分时间45min、CaF2配量2%(质量分数),碱度1.1。该种工艺下铁、钒、铬、钛收得率分别约为99%、98%、95%和95%,实现了有价组元的高效分离,是高铬型钒钛矿高效低碳综合利用的首选技术之一,为攀枝花钒钛矿的综合利用提供了参考。     

转炉钒渣中磁性物的分离

对攀钢转炉钒渣水法提钒预处理工艺中磁性物的去除进行了研究，并对磁选及筛选的原理，可行性、优化方案等进行了探索。试验结果表明，筛选分离所得非磁性物中的磁性物含量有所降低，而且磁性中夹带的钒渣量大大减少。     

铜渣改质、磁选及磁选尾渣制备陶瓷的基础研究

针对铜渣难以高效利用的现状,提出以赤泥为改质剂,在熔融铜渣排渣过程中对其进行改质,以提高凝固冷渣磁选率,并进一步将磁选尾渣制备为陶瓷材料的新工艺.本文在铜渣中加入不同掺量的赤泥并经过熔融、冷却、磁选和尾渣制陶工艺获得了磁选铁精粉和尾渣陶瓷产品,通过XRD、SEM等方法研究赤泥对铜渣含铁组分磁选效果的影响,以及磁选尾渣制...     

Process of Re-Resourcing of Converter Slag

 The process of “re-resourcing of converter slag” was put forward based on the analysis of the existing steel slag treatment process. The converter slag obtained from Jinan steel plant was studied. After grinding, the slag contained 33% of iron particles, 5484% of magnetic part (wTFe=20%), and 4184% of non-magnetic part, which could be used for making cement directly. At a temperature below 1000 ℃, the non-magnetic Fe2O3 in the slag could be efficiently reduced to magnetic iron by pure H2 and CO. The slag after precise reduction had high degree of dispersion and did not get sintered, which provided an optimum condition for the separation of iron and impurities. To separate the slag and enrich the iron after reduction, the laboratory-scale device of magnetic separation was designed and made. The process of slag re-resourcing, which included magnetic sorting, precise reduction, magnetic separation, and removal of free calcium oxide (f-CaO), was proposed to obtain iron-rich magnetic materials and cement adulterant materials. Through this process, 33 kg iron particles, 150 kg iron-rich material and 700 kg cement could be obtained in each ton slag. Besides, this process to recycle converter slag had a lower energy and material consumption and no pollutant emission.     

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。