基于气基直接还原-熔分的硼铁矿高效利用新工艺

实验室条件下,以含硼铁精矿为原料制备氧化球团,对含硼铁精矿气基竖炉直接还原-电炉熔分新工艺进行了研究.结果表明,含硼铁精矿是良好的造球原料,1 200℃下焙烧20 min后,成品球团抗压强度可达2 500 N以上,满足气基竖炉直接还原工艺要求.在H2与CO体积比大于2/5且温度在850~1 000℃条件下,含硼铁精矿氧化球团还原率达到95%的时间为15~60 min,还原膨胀率不高于15%.在高温下电热熔化DRI后硼和铁可以高效分离,硼、铁收得率均可达到98%以上,富硼渣中B2O3的质量分数在21%以上,活性可达89%左右,是"一步法"生产硼酸的优良原料.含硼铁精矿气基竖炉直接还原电炉熔分新工艺可以实现硼铁高效分离和清洁利用.     

含硼铁精矿用于巴润精矿氧化球团生产的实验研究

在实验室条件下,研究了含硼铁精矿对巴润精矿氧化球团制备工艺及冶金性能的影响.研究表明:球团原料中外配5.0%的含硼铁精矿,可将混合料中的巴润精矿配比(质量分数)提高到40%,制备的氧化球团满足高炉冶炼要求;含硼铁精矿可增加巴润精矿氧化球团的抗压强度和降低还原膨胀率,并可降低球团的焙烧温度;当含硼铁精矿配加量(质量分数)从0增加到7.5%时,球团抗压强度从2 630 N·个-1上升到3 709 N·个-1,还原膨胀率从25.69%降低到15.53%;外配质量分数为7.5%的含硼铁精矿时,球团的焙烧温度可从1 200℃降低至1 150℃,巴润精矿氧化球团满足高炉生产要求.     

高压辊磨超细碎对攀西钒钛磁铁矿分选的影响

对攀西钒钛磁铁矿进行了高压辊磨超细碎及其选别试验.当入料d80为155mm时,辊压中料-32mm产率为9105%,-0074mm产率为1529%,P80降低至155mm,边料及闭路循环工艺对粉碎产品粒度特性的影响也非常明显.采用“铁钛平行分选”工艺对高压辊磨超细碎的-32mm攀西钒钛磁铁矿进行了选别试验.结果表明,选铁流程在磨矿细度为-0074mm占45%时,铁精矿Fe品位可达5505%,回收率7064%;选钛流程在-0074mm占80%时,钛精矿TiO2品位4778%,回收率3516%.     

含硼铁精矿工艺矿物学及其综合利用新技术

对辽宁凤城某选厂含硼铁精矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究。研究结果表明:矿石中的硼、铁分别主要赋存于硼镁石及磁铁矿中,主要脉石矿物为蛇纹石、云母及碳酸盐矿物。矿石中矿物连晶复杂、共生关系密切;采用煤基选择性还原-磁选新工艺,于1 125℃还原150 min、碎磨至粒径小于74μm的颗粒质量分数占65%、磁场强度为80 k A/m的分选条件下,可获得铁品位为92.71%、回收率为95.11%的磁性物;非磁性物即硼精矿含B2O3 14.27%,硼的回收率为88.69%。     

气基预还原处理高铝铁矿石

使用气基预还原的方法对一种全铁质量分数为3082%,Al2O3质量分数为2332%的高铝铁矿石进行铝铁分离研究.研究结果表明:1#球团于900℃、还原气氛为70%CO(体积分数)+30%H2、还原时间为77min时得到最高还原率7713%;2#球团于950℃、还原气氛为70%CO+30%H2、还原时间为80min时得到最高还原率822%;另外,2#球团在900℃以上还原时所能达到的最高还原率很接近;综合考虑,两种球团的最佳预还原温度为900℃;配加消石灰后,可以破坏原矿中铁、铝、硅之间的嵌布关系.X射线衍射分析结果表明,在还原过程中,出现了难还原的Fe2SiO4相和FeAl2O4相,这是导致还原难以进行的原因.     

F对CaO-Al2O3-SiO2三元系铝酸钙熟料烧结和浸出性能的影响

以分析纯化学试剂为原料,研究了不同F含量的CaO-Al2O3-SiO2三元系铝酸钙熟料的自粉性能、烧结规律和Al2O3的浸出性能,并通过XRF,XRD,SEM-EDS等手段探索了其作用机理.结果表明:F的加入不影响β-2CaO·SiO2向γ-2CaO·SiO2转变,熟料的自粉性良好;F对铝酸钙熟料的物相组成产生明显影响,促进2CaO·Al2O3·SiO2和11CaO·7Al2O3·CaF2相的生成,并减少12CaO·7Al2O3,CaO·Al2O3相的生成;生成的2CaO·Al2O3·SiO2进入渣中造成Al2O3浸出率降低;当F的质量分数为0~20%时,Al2O3的浸出率随着F含量的增加急剧下降,由9501%降至70%左右;铝酸钙熟料中F的质量分数应低于05%.     

宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA.m-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.     

深度还原-弱磁选回收稀土尾矿中铁的试验研究

对某全铁品位为1625%的稀土尾矿进行了深度还原-弱磁选回收铁试验研究,研究了还原剂种类及用量、焙烧温度及时间、磨矿细度及磁场强度对铁精矿品位和回收率的影响,并采用SEM,XRD等手段对稀土尾矿、焙烧产物、铁精矿进行了测试.结果表明,在烟煤质量分数30%,焙烧温度1300℃,焙烧时间60min,磨矿细度-0074mm占75%,磁场强度118kA/m的条件下,所得铁精矿TFe品位可达8076%,铁回收率可达9324%;稀土尾矿经深度还原后,其中的赤、褐铁矿、硅酸铁等含铁矿物转化为单质铁,铁精矿品位和回收率较常规选矿方法大幅度提高,同时脉石矿物组成简单,有利于萤石的富集回收.     

钒钛磁铁矿金属化还原-选分-电热熔分新工艺

针对攀枝花钒钛磁铁矿进行了金属化还原-选分-电热炉熔分实验,考察了磁场强度、还原温度、还原时间、配碳比、还原煤粒度对金属化还原及磁选分离效果的影响.实验结果表明,当磁场强度50mT、还原温度1350℃、还原时间60min、配碳比10、还原煤粒度为-75μm时,金属化还原后产物及磁选分离磁性物质、非磁性物质的各项指标最佳,进一步进行电热炉熔分可实现铁钒分离.新工艺达到铁钒钛资源高效分离要求,铁钒钛收得率分别为9507%,7160%和8008%.     

免烧成硼酸铝-碳化硅耐火材料的性能

以碳化硅为主要原料,分别以酚醛树脂、氧化铝和氧化硼粉体作为常温和高温结合剂,研究了免烧成硼酸铝-碳化硅耐火材料的体积密度、抗折强度和抗热震性.结果表明:当酚醛树脂的质量分数为5%时,耐火材料的体积密度和抗折强度分别为266g·cm-3和13~21MPa;在960℃烧结之后,主要物相为SiC,Al2O3,Al4B2O9;当高温结合剂的质量分数为75%时材料的体积密度最大,为255g·cm-3;当高温结合剂的质量分数为125%时,材料的抗折强度最大,为19MPa;经过5次高温热震后,高温结合剂的质量分数为75%时材料抗热震性较好,强度损失率为25%.     

含钛物料中护炉有效钛含量的控制模型

研究了含钛炉料在高炉炉缸内的还原行为及其对炉缸的保护机制,在此基础上建立了渣铁中有效钛含量的控制模型.根据高炉的实际生产参数实时计算炉渣中的有效TiO2含量、铁水中TiC析出的临界Ti含量及对应的析出温度,从而指导生产实践,为护炉过程参数的选取提供理论依据.在文中给定的生产参数条件下,计算出炉渣中有效TiO2含量(质量分数)应控制在08%~10%,能达到护炉效果的铁水中Ti含量(质量分数)应控制在011%~014%,并分析了铁水成分对TiC析出的影响.     

某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究

采用浸出、电渗析等试验方法研究了尼日利亚高磷鲕状赤铁矿中磷的赋存状态并采用XRD和SEM分析添加脱磷剂Na2CO3直接还原焙烧产物的特性.结果表明,含磷矿物主要是呈微细粒包裹体嵌布在铁矿物鲕粒的裂隙或孔洞中的纤磷钙铝石(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4))、蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)以及均匀分散在铁矿物中的磷.通过添加脱磷剂Na2CO3的还原焙烧磁选可实现高效铁磷分离.磷通过两种方式去除:一部分含磷矿物与金属铁分离,存在于脉石矿物中,通过磨矿磁选可以有效去除,一部分含磷矿物与Na2CO3反应生成溶于水的磷矿物,最终使得还原铁产品中的磷含量降低.     

红土矿半熔融态还原渣金界面分离的影响因素

红土矿半熔融态还原工艺中金属与渣相的界面分离及液渣从耐火材料表面的脱除是该工艺能否工程化的核心问题.针对该问题,考察了CaO和体系温度对渣铁分离行为的影响规律,同时实验研究了炉渣在不同耐火材料上的界面铺展行为.实验结果表明:不添加CaO时,1440℃金属聚集效果较好,磁选后“精矿”金属质量分数为61%;随着CaO质量分数的增加,液态金属易于团聚与长大,精矿金属的质量分数增加显著,在1400℃,15%CaO时可达937%;熔渣与Al2O3质耐火材料较易润湿,与碳质耐材较难润湿,在实验范围内随着炉渣碱度的增加其与耐材的润湿性变差.     

熔分过程中铌、磷在渣铁两相间的分配比

以白云鄂博铌精矿经预还原后在电炉内熔分所形成的渣铁体系为研究对象,通过实验考察了熔分过程中铌、磷在渣铁两相间分配比的变化规律.结果表明,在本实验条件下,铌、磷的分配比随铁液中碳质量分数的增加而减小,当碳达到饱和时,铌氧化物会在渣铁界面处被还原为碳化铌,熔分终点w［C］应控制在342%以下;铌、磷的分配比随温度升高而减小,熔分温度可控制在1450℃左右;铌、磷的分配比随渣中FeO质量分数的增加而增大,熔分终点w(FeO)应控制在585%左右;铌、磷的分配比随熔渣光学碱度的升高而增大,添加MgO可明显降低磷的分配比.     

辽宁凤城地区硼铁矿石适宜选矿工艺

根据硼铁矿石性质和冶炼、化工对含硼铁精矿、硼精矿的要求，研究出适宜的选矿工艺，试验结果表明，含硼铁精矿和硼精矿分别满足了冶炼和化工的需要，使开发利用硼铁矿资源成可能。     

Fe2O3-SiO2体系深度还原过程动力学

采用等温法和非等温法,分析了Fe2O3-SiO2体系深度还原过程的动力学.等温法试验表明,在一定范围内升高还原温度,有利于焦炭气化反应的进行,进而增加反应的还原度和还原速率.等温法确定的Fe2O3-SiO2体系深度还原反应符合Avrami-Erofeev模型,金属铁颗粒的成核及长大是还原过程的限制性环节,反应的表观活化能为23533kJ/mol,指前因子为322×107min-1.非等温法试验表明,该体系深度还原反应在温度达到400℃之后开始发生,700℃之后还原反应速度加快,最终反应趋于平衡.非等温法确定的主要反应阶段的表观活化能为23866kJ/mol,指前因子为104×107min-1.     

Carbothermic reduction characteristics of ludwigite and boron-iron magnetic separation

Ludwigite is a kind of complex iron ore containing boron, iron, and magnesium, and it is the most promising boron resource in China. Selective reduction of iron oxide is the key step for the comprehensive utilization of ludwigite. In the present work, the reduction mechanism of ludwigite was investigated. The thermogravimetry and differential scanning calorimetry analysis and isothermal reduction of ludwigite/coal composite pellet were performed. Ludwigite yielded a lower reduction starting temperature and a higher final reduction degree compared with the traditional iron concentrates. Higher specific surface area and more fine cracks might be the main reasons for the better reducibility of ludwigite. Reducing temperature highly affected the reaction fraction and microstructure of the reduced pellets, which are closely related to the separation degree of boron and iron. Increasing reducing temperature benefited the boron and iron magnetic separation. Optimum magnetic separation results could be obtained when the pellet was reduced at 1300℃. The separated boron-rich non-magnetic concentrate presented poor crystalline structure, and its extraction efficiency for boron reached 64.3%. The obtained experimental results can provide reference for the determination of the comprehensive utilization flow sheet of ludwigite.