高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷新脱磷剂

为开发高磷鲕状赤铁矿,采用直接还原焙烧的方法对含TFe品位为43.58%,磷含量0.83%的鄂西某宁乡式高磷鮞状赤铁矿进行系统研究。通过X线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM)对提铁降磷机理进行研究。研究结果表明:在配合使用NCP和新脱磷剂TS2种脱磷剂的条件下,可以获得TFe品位为91.35%、铁回收率为85.12%、磷含量为0.081%的直接还原铁粉。原矿加入脱磷剂焙烧后,含磷矿物的物相并没有发生变化,仍以氟磷石的形式存在,通过细磨磁选实现提铁降磷。加入的脱磷剂有助于破坏鲕状结构,使金属铁颗粒与脉石颗粒的接触面变得平滑、清晰,改善高金属铁和脉石的解离条件,同时脱磷剂还能促进中间产物铁橄榄石的还原。     

某高磷铁矿提铁降磷研究

以湖南某地高磷铁矿为原料,采用还原焙烧一磁选一硫酸浸出工艺进行提铁降磷试验研究.对还原焙烧一磁选粗精矿进行硫酸浸出工艺参数优化,对浸出时间、液固比、硫酸用量和搅拌速度等因素对提铁降磷效果的影响进行研究.研究结果表明:对原矿品位为47.28%Fe(质量分数)和磷含量为1.59%的高磷铁矿石经过还原焙烧一磁选得到的粗精矿,在浸出时间为2h、液固比为2.5、硫酸用量为50 kg/t和搅拌速度为500 r/min的条件下进行酸性浸出提铁降磷,最终得到铁精矿品位达62.35%Fe,磷含量为0.20%,铁总回收率为90.54%和脱磷率为87.42%.     

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.     

机械活化强化高磷粗铁精矿酸浸脱磷的工艺及机理

采用高压辊磨机对鲕状高磷铁矿经磁化焙烧-磁选所得的高磷粗铁精矿进行机械活化,对不同活化程度的高磷粗铁精矿进行硫酸浸出脱磷,研究机械活化对酸浸脱磷的影响规律,探讨机械活化强化高磷粗铁精矿酸浸脱磷机理。研究结果表明:高磷粗铁精矿铁品位为54.92%,磷质量分数为0.76%;高磷粗铁精矿直接酸浸后铁精矿品位为55.74%,磷质量分数为0.33%,脱磷率为63.79%,铁回收率为84.64%;而对机械活化后的高磷粗铁精矿进行酸浸时,铁精矿品位提高到58.02%,磷质量分数降低至0.10%,脱磷率提高到88.99%,铁回收率为88.42%;机械活化使高磷粗铁精矿细化分散,颗粒内产生裂纹及选择性解离,浸出过程中反应物扩散阻力下降,易于扩散到矿物颗粒表面及其内部参与反应;颗粒形貌及晶体结构均受到破坏,矿物颗粒处于高能亚稳态,活性增强,从而进一步强化脱磷。     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响

研究还原剂种类及用量对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响.添加脱磷剂Na2CO3,在提铁降磷的同时能降低还原铁的硫含量;还原剂用量的增加都能促进铁还原,但使用灰分和固定碳含量较高或挥发分含量较低的还原剂时,不利于降磷.焙烧产物的X射线衍射分析表明:添加脱磷剂Na2CO3时,随着还原剂用量的增加,焙烧产物中金属铁含量增加,浮氏体和石英含量降低;使用灰分含量较高的还原剂时,随其用量的增加,灰分会消耗Na2 CO3,从而减弱其对于铁还原的促进作用;还原剂用量相同时,石煤、烟煤、焦炭和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低.总体来看,褐煤作为还原剂时铁磷分离效果最好,其次为烟煤,焦炭和石煤.     

碳酸钠在高磷鲕状赤铁矿直接还原中的作用

为了研究碳酸钠对尼日利亚某高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧-磁选脱磷效果的影响,采用X射线衍射(XRD)和扫描电镜(SEM)研究了添加碳酸钠后直接还原焙烧的产物.结果表明,还原焙烧过程中添加碳酸钠后可以实现脱磷:碳酸钠的加入抑制了铁橄榄石的生成,阻断了磷进入金属铁的过程;使得鲕粒结构破坏,促进金属铁颗粒的聚集长大,有利于金属铁颗粒与脉石的解离;原矿中含磷矿物在焙烧过程中与碳酸钠反应生成可溶性的Na3PO4,在磨矿磁选过程中溶于水,使直接还原铁中磷的含量降低.     

高磷铁矿碳热还原同步脱磷的实验研究

为探索高磷铁矿的有效利用途径,对高磷鲕状赤铁矿进行碳热还原同步脱磷实验研究,在含碳球团中添加CaO和Na2CO3作为脱磷剂,采用DTA-TG-MS综合热分析、XRD、SEM、EDS等方法分别对高磷鲕状赤铁矿的碳热还原过程以及还原产物进行分析.结果表明,添加适量的CaO和Na2CO3可以显著提高脱磷率;在1573K、Na2CO3添加量为2％、含碳球团碱度为1.2的条件下,高磷鲕状赤铁矿能够被快速还原成含磷0.09％、含碳4.6％的碳饱和铁,脱磷率达到95％;生铁中碳过饱和后以片状石墨的形态析出,生铁中的磷以夹杂物Ca3 (PO4)2和Na2Ca4(PO4)2SiO4的形式存在.     

高磷褐铁矿的钠盐强化还原焙烧—磁絮凝分离

研究高磷褐铁矿工艺矿物学的特性,开发钠盐强化还原焙烧—磁絮凝提铁脱磷的新工艺.采用光学显微镜、XRD和EDAX分析研究焙烧前后相关产品的微观特征,并对精矿TFe品位以及P含量进行分析.研究结果表明:褐铁矿主要为针铁矿和赤铁矿的复合矿物;磷主要以氟磷灰石(Ca5(PO4)3F)的形式存在.在温度为1 050℃,m(煤)/m(矿)为3:20的条件下,还原120min后焙烧矿样中铁粒径小,磷铁分离困难;当添加10％的Na2CO3后,焙烧矿中铁粒径粗化,金属铁的衍射峰值强度增强.还原矿样磨至＜26 μm粒级含量约占90％时,采用磁絮凝可制备出TFe 69.87％、含磷0.28％、铁回收率为78.18％的铁精矿.添加Na2CO3可提高FeO的还原反应活度,优化还原过程中传热和传质条件,强化氧化铁的还原;磁絮凝则强化了细粒级磁性矿物的回收.     

高磷铁矿气基还原冶炼低磷铁

针对鄂西鲕状高磷铁矿难选、难冶的特点,从该矿矿相结构分析出发,在使用HSC计算化学软件的热力学模拟和具体实验的基础上,提出了气基还原+电炉熔分冶炼高磷铁矿的新型工艺.实验结果与HSC软件模拟结果吻合.实验室含P1.28%的高磷铁矿通过CO还原后熔分,得到含P0.27%的低磷铁;通过H2还原后熔分,得到含P0.33%的低磷铁.由熔分铁的SEM和EDS结果证实,P仍以夹杂物的形态存在,可以在熔分时通过去除铁水中夹杂物的方法进一步脱磷,以满足炼钢的要求.     

高磷鲕状赤铁矿还原焙烧及微生物脱磷试验

以湖北鄂西某高磷鲕状赤铁矿为研究对象,采用还原焙烧-弱磁选方法进行试验,并用黑曲霉对磁选后精矿进行微生物浸出脱磷研究.试验结果表明,正交实验得出各因素对精矿品位的影响顺序从大到小依次为焙烧温度、焙烧时间、还原剂比例、磨矿粒度.最佳焙烧-弱磁选条件为焙烧温度900℃、焙烧时间25 min、还原剂配比6％、磨矿粒度-0.074 mm95.08％,在此条件下获得精矿品位57.25％、回收率90.20％的较好的选别指标.黑曲霉对精矿中的磷元素具有较强的脱除能力,微生物浸出作用8d后,在较低的矿浆浓度下矿石的脱磷率为79.68％,矿石中的含磷量由0.85％降低到0.17％.该研究为微生物用于铁矿石的脱磷提供了理论依据.     

氟磷灰石还原过程热力学分析

采用FactSage 6.4热力学软件对不同体系下氟磷灰石的还原进行了热力学分析，探明了高磷鲕状赤铁矿中的某些组分对氟磷灰石还原的影响.计算结果表明，在无其他添加剂的条件下，氟磷灰石在1174℃ 时会发生脱氟反应生成Ca₃(PO₄)₂和CaF₂，在1439℃时被碳还原成CaF₂，CaO和P₂;CaO对氟磷灰石的还原没有直接影响，而SiO₂，Al₂O₃和Fe能使氟磷灰石的起始还原温度由1439℃分别降低至1204，1247，1277℃，促进氟磷灰石的还原.热力学计算结果与文献中实验得出的结论相吻合，表明热力学模拟分析可作为氟磷灰石还原特性研究的指导手段.     

煤种对钛磁铁矿直接还原-磁选钛铁分离的影响

研究了烟煤和无烟煤对海滨钛磁铁矿直接还原-磁选钛铁分离的影响机理.结果表明,在试验用量范围内,两种煤对还原铁指标的影响规律相近,煤用量低时钛磁铁矿还原不充分.随煤用量增加,被还原的金属铁越来越多,但粒度较小,与其他颗粒嵌布紧密,因此还原铁Fe品位低,Ti O2品位高,铁回收率则先提高后基本不变.所有煤用量下所得金属铁颗粒均纯净.和无烟煤相比,烟煤固定碳较低,还原气氛较弱,但灰分较高,有利于金属铁颗粒的聚集长大;因此相同用量的烟煤为还原剂时,焙烧矿中金属铁颗粒较少,但粒度较大,还原铁中Fe品位较高,铁回收率较低,Ti O2品位较低.     

Upgrading and dephosphorization of Western Australian iron ore using reduction roasting by adding sodium carbonate

The technology of direct reduction by adding sodium carbonate (Na₂CO₃) and magnetic separation was developed to treat Western Australian high phosphorus iron ore. The iron ore and reduced product were investigated by optical microscopy and scanning electron microscopy. It is found that phosphorus exists within limonite in the form of solid solution, which cannot be removed through traditional ways. During reduction roasting, Na₂CO₃ reacts with gangue minerals (SiO₂ and Al₂O₃), forming aluminum silicate-containing phosphorus and damaging the ore structure, which promotes the separation between iron and phosphorus during magnetic separation. Meanwhile, Na₂CO₃ also improves the growth of iron grains, increasing the iron grade and iron recovery. The iron concentrate, assaying 94.12wt% Fe and 0.07wt% P at the iron recovery of 96.83% and the dephosphorization rate of 74.08%, is obtained under the optimum conditions. The final product (metal iron powder) after briquetting can be used as the burden for steelmaking by an electric arc furnace to replace scrap steel.     

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.     

Recovery of iron from high phosphorus oolitic iron ore using coal-based reduction followed by magnetic separation

Oolitic iron ore is one of the most important iron resources. This paper reports the recovery of iron from high phosphorus oolitic iron ore using coal-based reduction and magnetic separation. The influences of reduction temperature, reduction time, C/O mole ratio, and CaO content on the metallization degree and iron recovery were investigated in detail. Experimental results show that reduced products with the metallization degree of 95.82% could be produced under the optimal conditions (i.e., reduction temperature, 1250℃; reduction time, 50 min; C/O mole ratio, 2.0; and CaO content, 10wt%). The magnetic concentrate containing 89.63wt% Fe with the iron recovery of 96.21% was obtained. According to the mineralogical and morphologic analysis, the iron minerals had been reduced and iron was mainly enriched into the metallic iron phase embedded in the slag matrix in the form of spherical particles. Apatite was also reduced to phosphorus, which partially migrated into the metallic iron phase.     

“钙化-碳化”法处理高铁铝土矿过程中铝铁解离行为

针对高铁一水硬铝石矿拜耳法工艺过程中铝铁难以解离的难题，提出“钙化-碳化-还原提铁”工艺方法，有效提取其中铝铁有价金属.利用纯物质合成铁铝水化石榴石相，研究其在“钙化-碳化-还原提铁”整个工艺过程中的转化行为，为含铁铝资源中铝铁的有效解离和综合回收提供理论基础.实验结果表明:在Na₂O-Al₂O₃-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-H₂O体系中，铁铝水化石榴石相可在483~533K的温度范围内生成，且其性质相对稳定.碳化过程铁铝水化石榴石相可全部分解，生成碳酸钙相、硅酸钙相、三氧化铁相以及少量的水化石榴石相.同时碳化渣经溶铝后，其中52.7%的氧化铝可被提取;尾渣经煤粉还原后其铁金属化率可达77.2%.