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.     

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.     

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。     

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。     

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.     

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。     

鄂西高磷鲕状赤铁矿含碳球团脱磷

根据鄂西地区高磷鲕状赤铁矿的矿物特性结合煤基直接还原方式的特点进行了脱磷实验研究,实验过程中还原煤为哈密煤.实验结果表明:采用煤基直接还原+磁选工艺在实验室条件下可以获得最低磷质量分数为0.031%的铁精粉;为了达到这一实验结果,必须保证满足还原脱磷条件的最佳还原温度和配碳量(本实验条件下,最佳还原温度为1250℃,矿煤比1.25),生球要有适宜磷还原的二元碱度(R ≤ 0.8),适中的原矿粒度(2 mm以下),最后保证达到反应平衡的还原时间(50 min).     

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。     

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.     

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。     

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.     

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。     

隐晶质鲕状赤铁矿磁化焙烧过程中铁物相转变规律

摘要：鲕状赤铁矿具有含磷高、易泥化,铁与脉石矿物呈鲕状嵌布结构等特点,常规的重选和浮选等工艺难以取得较好的选矿指标。磁化焙烧-磁选工艺是利用高磷鲕状赤铁矿最有效的手段之一。X射线衍射（XRD）分析结果表明,在750℃的条件下,焙烧矿中磁铁矿的相对质量分数最大。焙烧温度高于800℃会发生过还原现象,生成富氏体,不利于焙烧矿的弱磁选。光学显微镜分析表明磁化焙烧过程不会破坏鲕状赤铁矿的鲕粒结构,只发生铁物相的转变。赤铁矿到磁铁矿的晶型转变由表及里,但是多数鲕状赤铁矿颗粒不会完全磁化,磁化焙烧效果与粒度有关。全铁品位为43.74%的矿样,在焙烧温度750℃、焙烧时间60min的条件下,弱磁选可得到全铁品位为55.42%,铁回收率为85.66%的人工磁铁矿,磁铁矿转化率在90%以上。     

Enrichment of phosphorus in reduced iron during coal based reduction of high phosphorus-containing oolitic hematite ore

With the objective of phosphorus enrichment in the metallic iron during coal based reduction, high phosphorus oolitic hematite ore was reduced in the presence of coal with the coal/ore molar ratio (C/O, the molar ratio of fixed carbon in coal to oxygen in iron oxides of ore) varying from 1·0 to 2·5 at temperatures ranging from 1473 to 1548 K. The metallic iron was beneficiated from reduction products by magnetic separation. The results showed that the enrichment of phosphorus in the metallic iron improved with increasing temperature and C/O molar ratio. The phosphorus content and the phosphorus enrichment could reach 2·5 and 77·5%, respectively, with a C/O molar ratio of 2·5 at 1548 K and after 60 min reduction. The high phosphorus-containing metallic iron so obtained could then be converted to steel and high phosphorus steelmaking slag that can be used as a phosphate fertiliser. Kinetic analysis demonstrated that the process of phosphorus enrichment in the metallic iron could be divided into two stages, early and late, described by phase boundary controlled reaction and diffusion controlled, respectively. At the early stage, the apparent activation energy and pre-exponential factor of phosphorus enrichment decreased from 182·12 kJ mol^?1 and 9509·06 min^?1 to 132·60 kJ mol^?1 and 395·44 min^?1, respectively, when the C/O molar ratio was increased from 1·0 to 2·5. At the later stage, the apparent activation energy and pre-exponential factor were 245·87 kJ mol^?1 and 172?818·99 min^?1 at a C/O molar ratio of 1·0, respectively, whilst those were reduced to 210·73 kJ mol^?1 and 13?930·28 min^?1 at a C/O molar ratio of 2·5.     

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。