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热压含碳球团是一种利用煤的热塑性提高冶金性能的新型炼铁原料,具有还原速度快、高温强度高、原料适应性强等优点。在固定碳氧比n(FC)/n(O)为1.00的条件下,通过改变热压含碳球团碱度,系统研究了碱度对热压含碳球团软熔滴落性能的影响。研究表明:碱度对软化区间、熔化区间、滴落率等软熔滴落性能参数有显著的影响。随着碱度的增加,软化区间t40-t4先变窄后加宽,在碱度为1.40时最窄,降至331℃;熔化区间tD-tS先缓慢变窄后急剧加宽,在碱度为1.00时最窄,降至47℃;滴落率先增加后降低,在碱度为1.20时滴落率最高,达到22.22%。从软熔滴落性能角度综合考虑,实际生产热压含碳球团时其适宜的碱度范围为1.00~1.20。 相似文献
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采用以铁精粉、煤粉和石灰石为主要原料制成含碳球团,在1573、1623、1673K下进行了不同加热时间的还原试验研究,并分析计算了炉料带入硫的去向。试验结果表明:在温度为1673K、12min时,渣铁已经能够很好的分离。所得珠铁中碳、硫的质量分数分别为3.53%和0.17%,珠铁的内部组织结构主要由珠光体和渗碳体组成。渣中以硅酸钙(CaSiO3)和硅酸二钙(Ca2SiO4)为主,含有少量的钙镁橄榄石(CaMgSiO4)和玻璃体。计算得知:炉料带入的硫中24.61%进入渣、61.91%进入铁、13.48%进入空气。 相似文献
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一、前言锰球团作为铁合金熔融还原工艺或直接合金化的炉料,要求有一定的强度(>20公斤/球)、经济的锰还原率与金属化率、合适的碱度(CaO/SiO_2≈1.0)及恰当的含碳量。为确定含碳锰球团的最佳还原焙烧条 相似文献
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为研究含镁熔剂性球团的抗压强度,在实验室条件下,研究了焙烧时间、球团矿碱度和MgO质量分数对球团矿抗压强度的影响。试验研究结果表明,膨润土质量分数保持2.0%不变时,含镁熔剂性球团矿碱度(R)为0.80~1.00、MgO质量分数为1.60%~1.80%,焙烧时间为25 min,球团矿的黏结相以Fe3O4氧化为Fe2O3、然后Fe2O3再结晶为主。另外,还有少量的铁酸镁、铁酸钙相,这种球团矿的抗压强度大于2 500 N/个。当含镁熔剂性球团的矿碱度大于1.00,同时,MgO质量分数小于1.60%时,球团矿的黏结相含有大量的玻璃体硅酸盐,使球团矿的抗压强度大大降低。 相似文献
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为了研究钒钛铁精矿非自然碱度含碳球团高温固态还原规律,以钒钛铁精矿为原料,在实验室条件下,探索了还原温度、还原时间、碱度和配煤比对钒钛铁精矿非自然碱度含碳球团高温固态还原的影响,采用X射线衍射仪测定了金属化球团的物相组成。研究结果表明,适当提高还原温度、延长还原时间、提高碱度和配煤比均可促使球团的金属化率提高;对于钒钛铁精矿金属化球团物相组成,在还原温度高于1 400℃时,金属化球团中出现大量碳氮化钛,碱度的提高有利于抑制还原产物中碳氮化钛的生成,配煤比的增加促进了碳氮化钛的生成。从后续熔分工序对钒钛铁精矿金属化球团质量要求的角度来说,高温固态还原的适宜条件,还原温度为1 350℃,碱度为1.0,还原时间为30 min,配煤比为1.3,在此条件下,球团的金属化率为93.72%,金属化球团碳质量分数为6.08%,主要物相为黑钛石和金属铁。 相似文献
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为了提高含碳球团强度,提出了内层为含碳球团,外层为精矿粉的双层结构复合含碳球团新工艺.研究了不同外层厚度球团的强度和金属化率,分析了球团强度形成的机理.研究结果表明:外层厚度适中的复合含碳球团强度能得到有效提高.该复合球团生球落下强度为普通含碳球团的2倍,400℃预热球抗压强度可达147.6N/个.900℃后,随着温度的增加,球团抗压强度提高,1150℃恒温还原30 min后抗压强度为2 080 N/个.且研究发现复合含碳球团能有效提高碳素利用率,C/O物质的量之比nC/nO为2∶3的复合球团还原后金属化率可达93.90%,其中外层金属化率为92.46%.通过显微结构分析,发现球团还原后外层生成了致密的金属铁外壳,这种外壳的独特力学性能是球团强度提高的主要原因. 相似文献
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试验采用煤基直接还原熔分技术和热力学分析手段,对高铁铝土矿含碳球团在还原熔分过程中的渣相组成机理进行了研究。试验结果表明,渣系碱度对粒铁的收得率和粒铁尺寸以及渣系组成有重要影响。当碱度为1.00、2.00、3.85时,粒铁收得率分别为91.55%、44.53%和88.48%,粒铁尺寸分别为15.50、7.00 和8.54 mm;熔分渣的相组成(质量分数)分别为55%A-34%CA6-6%C2AS-4%Fe、64%A-35%C2AS-2%Fe、24%C2S-62%C12A7-7%C2AS-4%C3AS3-3%Fe;当渣系碱度为3.85时,还原熔分渣系的组成主要为C2S和C12A7,两者质量分数约为85%;只有当混合物处在C2S到C12A7的渣线上或者渣线附近时(即[R]=3.85时),冷却析晶的平衡相中才会出现C2S和C12A7。 相似文献
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采用煤基直接还原熔分技术研究了高铁铝土矿含碳球团的还原熔分工艺,考察了直接还原熔分工艺对粒铁尺寸和粒铁收得率以及熔分渣中Al2O3品位的影响.结果表明:当球团碱度为1.0,还原-熔分温度为1 450℃,配碳比n(C)/n(O)为1.4,外配Ca F2质量分数为2.0%,还原-熔分时间为20 min时,粒铁尺寸最大(15.55 mm),粒铁收得率和熔分渣中的Al2O3品位最高,分别为95.67%和43.96%.高质量的粒铁具有较高的碳含量(w[C]=3.86%)和金属铁含量(w[Fe]=93.46%)以及锰含量(w[Mn]=1.63%),能够满足钢铁工业对铁水品质的要求,同时熔分渣的化学成分也达到了黏土砖熟料的工业指标. 相似文献
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采用煤基直接还原熔分技术和氧化铝溶出的方法,研究了直接还原工艺对粒铁尺寸和粒铁收得率的影响,以及钙铝比[(w(CaO)/w(Al2O3))] 对渣相组成和渣中氧化铝的溶出影响。结果表明,当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.7、[w(C)/w(O)]为1.4、还原熔分温度为1 450 ℃,还原熔分时间为20 min时,还原熔分过程中的粒铁尺寸最大,粒铁收得率也最高,粒铁尺寸和收得率分别为11.5 mm和93%。当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.0时,渣相组成主要以钙铝黄长石(Ca2Al(Al,Si)2O7)为主,当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.5时,渣相组成主要以钙铝黄长石(Ca2Al(Al,Si)2O7)、硅酸二钙(Ca2SiO4)和七铝十二钙(Ca12Al14O33)为主,当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.7~1.9时,渣相组成主要以七铝十二钙(Ca12Al14O33)和硅酸二钙(Ca2SiO4)为主。当[(w(CaO)/w(Al2O3))]为1.7时,溶出时间为2.0 h时,氧化铝的溶出率最高,溶出率为87.5%,溶出率较0.5 h时提高了9.4%。因此,当渣系组成以七铝十二钙(Ca12Al14O33)和硅酸二钙(Ca2SiO4)为主时,更有利于氧化铝的溶出。 相似文献
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根据低配碳直接还原—低温熔分工艺制备粒铁的技术思想,考察了渣相成分对熔分开始时间及熔分后铁收得率的影响.试验结果表明,随着CaO添加量的增加,球团熔分开始时间先减小后增加.当CaO添加量为2.0%时,熔分开始时间最短.n(C)/n(O)为0.8时,渣相熔点较低,流动性较好,有利于渣铁分离.综合考虑熔分时间、铁收得率及能耗等,实验室条件下的最佳工艺参数为n(C)/n(O) =0.8,CaO添加量为2.0%,反应时间40 min(熔分开始时间30 min+熔分时间10 min).该条件下铁收得率约为85%,铁粒中铁含量约为94%,金属化率达95%以上,可作为优质的电炉炼钢原料. 相似文献
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以红土镍矿为原料,利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁,再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁精矿.对深还原焙烧工艺参数进行了优化,得到最佳的工艺条件如下:内配碳量(C/O原子比)为1.3,还原时间为80 min,CaO质量分数为10%,还原温度为1300℃.在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为5.17%,全铁品位为65.38%,镍和铁的回收率分别为89.29%和91.06%.利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)对深还原矿及磁选后的镍铁精矿进行了分析,发现深还原矿中出现金属粒,为Ni-Fe合金,镍全部溶于镍铁合金中,铁还有少部分以FeO的形式存在;磁选过程除去大量的脉石,精矿中主要物相为Fe、Ni-Fe、FeO及少量的CaO·MgO·2SiO2. 相似文献
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通过单因素实验考察了还原温度、还原时间及碳氧摩尔比(nC/nO)对钒钛磁铁矿含碳球团还原的影响,结合扫描电镜照片解释了钒钛磁铁矿的还原机理.实验结果表明,适当升高还原温度、延长还原时间及增加碳氧摩尔比均可以促进钒钛磁铁矿的还原,并且金属化率随还原温度的升高先急剧升高而后趋于平缓,随着还原时间的延长及碳氧摩尔比的增加而先升高后降低,而残碳量随着反应的进行不断降低.当还原温度为1350℃,还原时间为30 min,碳氧摩尔比为1.2时,球团的金属化率达到最大值.通过扫描电镜照片可以看出,球团在还原过程中形成了铁连晶,并且在不同的还原条件下铁连晶的大小及形态不同. 相似文献
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Copper slag is a solid waste that has to be treated for metals recovery. In order to recover iron from copper slag, the technology of carbothermic reduction and magnetic separation was developed. During the reduction roasting, additive CaO reacted with Fe2SiO4 of copper slag, forming CaO·SiO2 and 2CaO·SiO2, which ameliorates the separation between iron and other minerals during magnetic separation. Meanwhile, additive CaF2 improved the growth of iron grains, increasing the iron grade and iron recovery. The metallic iron powder obtained contained 90.95?wt-% TFe at 91.87?wt-% iron recovery under the optimum conditions, which can be briquetted as a burden material for steel making by electric arc furnace to replace part of scrap. 相似文献