铜渣煤基直接还原过程中的铁物相转变

采用直接还原工艺回收铜冶炼渣中的铁,对不同温度下铁物相的转化以及金属铁颗粒的长大规律进行分析。通过对铜渣进行配料造球-煤基直接还原焙烧-弱磁选处理,得到了直接还原铁精矿指标随时间及温度的变化。结果表明,在焙烧温度1 300℃,焙烧时间30 min的条件下得到了TFe质量分数为91.55%、金属化率为92.99%及回收率为82.99%的铁精矿。对不同还原温度下铁精矿分析表明:1 050、1 100、1 150℃均生成了金属铁,但还原度及TFe含量较低。1 200℃时发现有Fe_2C_5及SiC相的生成,形成的CaSiO_3·FeSiO_3液相影响了还原过程。1 250℃时生成了Fe_3C,但Fe_2SiO_4会与CaO形成低熔点矿物。1 300℃时精矿中含有大量金属铁,但也形成了低熔点化合物,增加了后续处理的难度。金属铁颗粒首先出现在矿物颗粒失氧而产生的裂纹及孔洞的边缘,金属铁小颗粒被大颗粒吸收并聚结长大,金属铁经过斑点状-蠕虫状-仙人掌状的转变最后形成致密的金属铁层。     

氧化球团微波加热煤基直接还原过程微观机制

为了解决常规加热煤基直接还原的反应时间长、还原温度高、产品质量差等问题,基于微波加热特性结合直接还原理论提出了采用微波加热进行氧化球团煤基直接还原的新工艺。通过采用扫描电镜、能谱分析仪和显微硬度计等检测手段对常规加热和微波加热煤基直接还原过程进行了深入研究,探究氧化球团微波加热煤基直接还原过程微观机制。研究结果表明,微波加热不仅改变了球团矿的微观结构和能量分配,而且在某种程度上表现出微波加热的“非热效应”,常规加热时,在还原温度1050℃下还原150 min,球团金属化率仅为89.38％;氧化球团煤基直接还原过程采用微波加热,从室温上升到1050℃后再等温14 min,球团金属化率达到92.67％。     

新型煤基竖炉直接还原工艺的探讨

本文在热式煤基竖炉的研究基础上，提出预热预还原段采用内热式对流传热和终还原采段采用外热式传导传热相结合的煤基竖炉直接还原新工艺，并设计建造了模拟试验装置，试验表明，模拟试验装置具有操作方便，控制可靠的特点，同时取得了Ｃ／Ｆｅ比为０．５时，预还原时间为３０ｍｉｎ，终还原时间为１００ｍｉｎ，金属化率大于９５％的良好指标。     

铜渣-生物质复合球团微波还原回收铁试验研究

铜渣中铁含量在30%~45%,高于工业可采铁矿石品位,但铜渣中的铁主要以橄榄石形式赋存,提取回收难度大。以铜渣为原料,生物质碳为还原剂,采用微波还原—磁选工艺回收铜渣中铁资源。研究表明：铜渣生物质复合球团的最佳还原工艺为：还原温度1 473 K、还原时间90 min、CaO添加量为铜渣质量的15%,磁选后铁精矿中铁的品位可达85.9%,铁回收率为89.1%。     

介绍一种新的煤基直接还原工艺

介绍一种新的煤基直接还原工艺侯拥和（冶金部长沙矿冶研究院）关键词煤基直接还原，工艺，介绍随着我国钢铁工业的发展，对废钢，尤其是优质废钢的需求量越来越大，加之国内废钢短缺，因此发展替代优质废钢的海绵铁生产日益受到重视。目前，世界上生产海绵铁的方法有气基...     

贫化铜渣熔融还原提铁试验研究

研究以贫化铜渣为对象,首先对贫化铜渣熔融还原进行理论分析,并进行试验考察炉渣碱度、碳氧比、冶炼时间和冶炼温度四个因素对铜渣中铁元素回收率的影响。试验结果表明,(1)贫化铜渣熔融还原提铁合理的试验参数为:铜渣碱度0.3~0.5,碳氧比为1.15~12,冶炼温度为1 500~1 550℃,冶炼时间为40~45 min;(2)在合理试验参数下,铁元素回收率在90%以上,铜元素全部进入金属相;(3)试验获得了铁含量88%~90%,铜含量4.2%~4.6%的含铜铁,可望用于耐候钢等舍铜钢种的冶炼。尾渣中SiO2含量高达50%以上,可使用制备矿物棉等高附加值产品,从而实现铜渣资源的全部高附加值利用。     

戴维煤基直接还原技术的进展

戴维煤基直接还原技术的进展［英］ＰＨｉＬｉｐ．Ｊ．Ｄｏｅｌ１前言１９９３年１１月，戴维国际公司（ＤａｖｙＩｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ）与中国天津钢管公司签订了一项合同额近１８００万英镑的年产３０万吨直接还原铁厂的建厂合同，向中方提供其关键设备、进行人员...     

煤基直接还原炼铁技术分析

分析了主要的煤基直接还原炼铁工艺。回转窑反应温度低,导致动力学条件变差,停留时间长,散热大,吨铁煤耗达到1000 kg左右。从能量利用角度,过多的煤气还需换热加以利用。隧道窑通过罐装矿粉,可省去造球工艺,但是罐子传热只能通过对流与传导换热方式,因此,停留时间长,热量损失大,同时罐子、海绵铁的余热、废气热量尚未得到利用,导致煤耗高达1 500 kg/t海绵铁。转底炉由于温度高,反应速度快,但是热能利用率差,吨铁实际煤耗居高不下。可见,目前的煤基直接还原炼铁工艺,离低能耗、低污染的炼铁目标相差甚远,最大的问题是固态条件下的还原反应效率过低,提高铁矿的低温反应性能是煤基直接还原炼铁走向成功、高效、环保的关键所在。     

不锈钢尘泥球团煤基直接还原动力学

摘要：研究了不锈钢尘泥球团在温度分别为1100、1150、1200、1250℃时的煤基直接还原反应动力学。采用随机成核和随后生长、化学反应控制、相界面反应和n（n=1、2、3、4）维扩散模型及其相应动力学机制函数对反应过程进行拟合,并结合X-射线衍射（XRD）、扫描电镜（SEM）、能谱分析（EDS）等手段对不锈钢尘泥球团煤基直接还原过程的物相组成、显微结构及元素分布进行表征和分析。研究结果表明：反应初期铁氧化物还原速率较快,随后逐渐减慢,当反应至40min后,反应趋向于平衡。在1100~1250℃温度范围内反应遵从随机成核和随后生长及A1(α)=-ln(1-α)机制函数,碳的气化反应和界面化学反应是尘泥球团煤基直接还原反应的限制性环节,该反应活化能E为47.423kJ/mol,线性相关系数为0996。     

镍渣煤基直接还原过程中金属铁颗粒的生长特性

镍渣煤基直接还原可有效利用其中的二次资源。定量描述不同条件下镍渣煤基直接还原过程中金属铁颗粒的生长特性及规律,为后续磨矿及磁选工艺的制定提供理论支撑,以此来达到镍渣资源化利用的目的。采用扫描电镜获得还原产物中金属铁颗粒的微观形貌,通过Image-Pro Plus图像分析软件对扫描图片进行金属铁颗粒尺寸测量统计,并对还原后样品进行金属化率检测。结果表明,煤基直接还原技术能够有效还原镍渣中的铁氧化物,产物的金属化率呈先增长后稳定的变化趋势,温度为1 250℃、时间为60min时,金属化率最终可达91.89%;随着还原时间的延长及还原温度的升高,镍渣还原产物中金属铁颗粒的聚集和生长加快,颗粒的平均直径逐渐变大;还原温度为1 250℃,还原时间为60min时,金属铁颗粒的平均直径可增长到10.3μm。     

高硅铁废渣直接还原铁晶粒形成与长大

 冶金工业每年会产生大量的高硅铁废渣,铜渣作为一种典型的高硅铁废渣,目前主要以露天堆积方式处理,为了提取铜渣中有价元素,并进行资源化利用,以某厂铜渣为例进行煤基直接还原试验,采用XRD衍射、扫描电镜等分析手段,探究铜渣在直接还原过程中不同阶段以及加入形核剂条件下铁晶粒的形成、长大及分布规律。结果表明,还原时间为30 min时,金属化率最高为78.40%,铁晶粒生长情况最为良好,铁元素分布最集中;还原过程中加入磁铁矿能明显提高金属化率,有利于铁晶粒的生长,当磁铁矿配比为20%时,金属化率最高,为87.59%;磁铁矿作为形核剂加入可降低形核位垒,促进铁晶粒的长大与铁元素的集中分布。     

转底炉直接还原铜渣回收铁、锌技术

采用转底炉直接还原工艺,将铜渣含碳球团在高温条件下直接还原得到金属化球团和高品位氧化锌粉尘,再通过熔分或磨矿磁选方式将铁回收,得到的铁产品可作为冶炼含铜钢的原料.转底炉中试结果表明:采用"转底炉直接还原—燃气熔分"流程处理铜渣,可获得TFe品位94%以上、铁回收率93%以上的熔分铁水;采用"转底炉直接还原—磨矿磁选"流程处理铜渣,可获得TFe品位90%以上、铁回收率85%以上的金属铁粉;采用两种流程处理铜渣,均可获得锌品位60.02%的ZnO粉尘.结果表明,经过转底炉直接还原,铜渣中的铁橄榄石Fe_2SiO_4和磁铁矿Fe_3O_4相转变为含有金属铁Fe、二氧化硅SiO_2和少量辉石相Ca(Fe,Mg)Si_2O_6的金属化球团,具备通过磨选或熔分进行进一步富集的条件.     

铜渣还原磁选工艺实验研究

以浮选铜渣的尾渣为原料,对其配碳还原和磁选分离工艺进行实验研究.探究碱度、温度对铜渣还原的影响,并研究在相应条件下不同粒度对磁选产物的影响.对铜渣进行矿相分析可知铁主要以Fe3O4和铁橄榄石形式存在;焙烧温度为1 175℃、配碳量为wC/wO=1.2、碱度为R=0.4、粉碎粒度小于42μm时经还原和磁选,可得铁品位74.7%的磁性物质;对还原产物进行矿相分析后发现金属铁颗粒弥散分布在还原产物中,铜元素以冰铜的形式嵌布在金属铁颗粒中.     

低锰高铁矿直接还原-熔分制备富锰渣试验研究

摘要：试验以锰品位27.7%,铁品位18.1%的低锰高铁矿为研究对象还原制备富锰渣,生产得到的富锰渣可用于冶炼硅锰合金,以达到高效利用低品位锰矿的目的。根据该矿的成分分析、XRD分析和粒度检测分析结果,采用还原 熔分法对低锰矿进行还原制备富锰渣试验,试验结果表明：单因素试验下各参数对低锰高铁矿的还原-熔分后渣中Mn、Fe元素的含量和Mn元素的回收率均有较大影响,同时结合Box-Behnke原理设计方案,选取温度、碱度以及配碳量3个试验因素,通过响应曲面法研究各因素交互作用下对Mn元素回收率的影响规律,对试验因素进行优化分析,建立相应的多项式模型。模拟优化得到最优的工艺条件为：还原温度1402℃,碱度0.10,配碳量10.04%,Mn元素回收率为97%。在最佳条件下做验证试验得出Mn元素回收率为95.80%,误差1.24%,证明响应曲面法预测模型具有可靠性,同时对低锰高铁矿的应用有重要指导意义。     

Experimental study on preparation of manganese rich slag by direct reduction melting separation of low manganese high iron ore

In this experiment, low manganese high iron ore with manganese grade of 27.7% and iron grade of 18.1% was used as the research object to reduce and prepare manganese rich slag. The obtained manganese rich slag can be used for smelting silicon manganese alloy to achieve the purpose of efficient utilization of low grade manganese ore. According to the results of composition analysis, XRD analysis and particle size analysis of the ore, the reduction melting separation method was used to prepare manganese rich slag from low manganese ore. The experimental results show that each parameter has a greater impact on the mass fraction of manganese and iron in the reduction melting separation slag of low manganese high iron ore and the recovery rate of manganese under the single factor test. At the same time, combined with the Box Behnke principle design scheme, three experimental factors including temperature, alkalinity and carbon content were selected. The influence of each factor on the recovery rate of manganese was studied by response surface method. The experimental results were analyzed to establish the corresponding polynomial model, and the optimal process conditions were as follows: reduction temperature of 1402℃, alkalinity of 0.10, carbon content of 10.04%, and the recovery rate of manganese was 97%. A verification test was conducted under the optimal conditions; the recovery rate of manganese was 95.80%, and the error was 1.24%, which proved that the response surface method was a reliable and accurate prediction model. At the same time, the results are instructive for the application of low manganese and high iron ore.     

菱铁矿直接还原-低阶煤提质一体化扩大试验

摘要：菱铁矿作为中国重要的铁矿资源,因具有“贫、细、杂”的特点,常规选矿工艺无法对其进行有效分选;此外,中国低阶煤通常被用作低级燃料直接燃烧使用,导致大气污染严重。因此,开发复杂难选铁矿石及低阶煤资源高效清洁利用新技术,将具有重要现实意义。以难选的低品位菱铁矿和难利用低阶煤为对象,开展菱铁矿直接还原与低阶煤提质一体化扩大试验研究。以神府烟煤为还原剂,在直接还原温度为1050℃,时间为120min,C/Fe质量比为250,脱硫剂配比为6%,干式磁选磁场强度为015 T,一段磨矿细度小于0074mm占50%左右,湿式磁选磁场强度为008 T,二段磨矿细度小于0074mm占90%左右,磁选磁场强度为0043 T的条件下,可获得直接还原铁（DRI）粉铁品位9103%、铁总回收率8133%的良好指标;同时每吨DRI固定碳质量分数为7611%的半焦产品产出率为1340kg,其质量达到工业及民用燃料兰炭Ⅰ级品标准。在煤基直接还原工艺中一步成功实现低阶煤半焦化提质和铁矿直接还原,不仅可制备电炉炼钢原料,还可以生产新型的清洁燃料半焦。     

镍沉降渣深度还原过程中的相变特征

通过化学成分、光学显微镜、X射线衍射、扫描电镜能谱分析等测试手段,分析了镍沉降渣矿物成分和嵌布特点和沉降渣深度还原过程中物相的转变特征,结果表明,渣的物相由铁镁橄榄石和玻璃质组成.渣中主要有用成分铜镍铁硫化物嵌布粒度微细,分布无规律,回收困难.经深度还原,沉降渣逐渐转变为镁黄长石、含镍金属铁、辉石、钙霞石、钠闪石、石英等新的矿物成分,加热至1300℃,还原产物物相组成稳定,镁黄长石和含镍金属铁相对含量最高.还原时间也是影响还原效果重要因素,含镍金属铁相对含量随还原时间的增加而增长,120 min时相对含量最高.热力学分析表明,镍沉降渣深度还原过程中主要发生的反应为铁镁橄榄石与氧化钙作用生成镁黄长石和FeO,FeO被C和CO还原为金属铁.金属硫化物与CaO和C通过氧化还原作用,生成的金属铜和镍溶于金属铁中,产生的CaS与硅酸盐一起析出.     

从冶炼渣选铜尾矿中综合回收铁新工艺研究

铜冶炼渣中的铁主要以铁橄榄石、硅酸铁的形式存在,铁品位含量高,嵌布粒度极细,综合利用难度大.采用磁选粗选、再磨、磁选精选、反浮选等工艺进行了从铜渣选铜尾矿中回收铁精矿和选煤重介质选矿试验,可获得产率为10.24%、铁品位为51.56%的合格铁精矿和产率为17.66%、铁品位为53.38%、密度为4.35 g/cm3选煤重介质.该工艺是铜冶炼渣中铁综合利用的一种新途径和新方法,具有良好的应用前景.