钠盐强化某低品位铁矿含碳球团还原机理

采用内配煤造球还原焙烧的方法对某高硅低品位铁矿进行处理,并加入钠盐强化还原,研究温度、时间和添加剂质量分数对还原的影响,并采用烟气分析仪研究含钠盐对还原过程的影响。计算CO体积分数对FeO还原和铁橄榄石(Fe_2SiO_4)生成反应的热力学影响,并采用SEM和XRD等分析还原球团的微观结构和成分。研究结果表明:还原中间产物FeO可与Si O2反应生成难以再还原的铁橄榄石(Fe_2SiO_4);提高还原反应体系中CO的体积分数可以促进FeO的还原和减少铁橄榄石(Fe_2SiO_4)的生成;钠盐能够有效地促进球团中碳的气化反应,提高球团内CO的体积分数,从而促进FeO的还原,减少Fe_2SiO_4的生成,进而改善还原效果;当内配煤质量分数(即C与Fe质量比m(C)/m(Fe))为0.4,钠盐质量分数为3%,焙烧时间为30 min以及焙烧温度为950℃时,还原效果最佳,还原球团的金属化率为56.74%,磨矿、磁选后精矿铁品位和铁回收率分别为74.16%和74.57%。     

Na_2CO_3促进复杂难选铁矿石深度还原的机理分析

以羚羊铁矿石为原料,在1 200℃下深度还原40 min,通过外配Na2CO3的方法研究了Na2CO3对羚羊铁矿石深度还原的影响,并从热力学角度探讨了Na2CO3促进深度还原的机理.结果表明,铁橄榄石(2FeO.SiO2)、铁尖晶石(FeO.Al2O3)等复杂化合物的生成是影响还原物料金属化率和铁粉品位的一个重要因素.配入的Na2CO3分解产生的Na2O可以置换铁复杂化合物中的FeO;同时和矿石中的SiO2和Al2O3反应,进而有效减少了与FeO反应的SiO2和Al2O3的量,从而提高了还原物料的金属化率及铁粉品位.     

铁尾矿再选粗精矿深度还原含铁硅酸盐矿物的生成与还原

采用化学分析、XRD分析、SEM及EDS能谱分析方法,对齐大山铁尾矿再选粗精矿深度还原含铁硅酸盐矿物的生成与还原机理进行研究。研究结果表明:低温还原时,部分铁氧化物与脉石矿物发生固相反应,使含铁硅酸盐矿物中的铁(简称硅铁)占全铁的质量分数由未还原时的20.66%增加到720℃时的27.56%;当还原温度为770~930℃时,由于浮氏体大量生成和Na2CO3的加入,有大量低熔点富铁复杂硅酸盐矿物生成,使硅铁占全铁的质量分数由28.03%增加到53.18%;当升温到930℃时,大量钙铁辉石和少量铁橄榄石、钙铁橄榄石生成,由于Ca O的碱性氧化物效应,铁橄榄石不能大量稳定存在而转化为还原性更好的钙铁辉石、钙铁橄榄石。在高温还原条件下,钙铁辉石及钙铁橄榄石中的铁离子进入复杂硅酸盐相中,并迁移到复杂硅酸盐相表面进行还原,还原得到的金属铁沿着复杂硅酸盐相表面聚集连晶,形成金属铁环边产物层;当升温到1 300℃时,硅铁占全铁的质量分数可降至9.13%。     

FeO熔渣还原动力学研究

讨论了 FeO 熔渣的还原机理,认为FeO 熔渣与含碳铁水间的还原反应既有渣中 FeO 与铁水中碳间的直接还原,又有CO 气体与渣中 FeO 间的间接还原。总还原反应受扩散传质控制,还原反应表观活化能为128kJ/mol。针对熔融还原法的特点,考察了向含碳铁水中喷吹预还原铁精矿粉时熔渣中FeO 的还原反应速度、碱度及喷吹速度的关系,探讨了1550℃时熔渣碱度对固体碳与预还原铁精矿熔渣间反应速度的影响。结果表明,熔渣中FeO 还原速度随反应温度、熔渣碱度及喷吹速度的增加而加快;1550℃时,石墨块与熔渣中 FeO 的反应速度,随熔渣碱度增加而升高。     

S~0生物还原介导的铁矿物厌氧还原过程研究

针对水铁矿、赤铁矿和黄钾铁矾,综合利用同步辐射X线吸收近边结构光谱(XANES)、X线衍射(XRD)等方法,结合微生物的生长行为和高铁矿物的还原行为测定,研究碱性厌氧条件下元素硫(S~0)生物还原介导的3种不同铁矿物还原过程。研究结果表明:元素硫(S~0)可以有效促进奥奈达希瓦氏菌(Shewanella oneidensis MR-1)还原黄钾铁矾和水铁矿,但对赤铁矿作用不明显;硫的K边和铁的L边XANES说明3种铁矿物还原过程中均形成FeS类似物,FeS类似物的形成速率由高到低依次为黄钾铁矾、水铁矿和赤铁矿;高铁矿物还原程度由高到低依次为水铁矿、黄钾铁矾和赤铁矿。     

脱氮硫杆菌利用FeS自养反硝化过程研究

以硫化亚铁(FeS)为电子供体的自养反硝化反应对水体中硝酸盐的去除有重要贡献．以菌株Thiobacillus (T.) denitrificansATCC 25259为对象,首次研究了脱氮硫杆菌以FeS为底物的自养反硝化过程．结果表明,以FeS作为唯一电子供体时,T. denitrificans可以将NO-3-N(30 mg·L-1)彻底还原为N2．同时,FeS中的硫元素经自养反硝化过程转化为SO2-4,而铁元素与培养基中PO3-4反应生成沉淀物Fe3(PO4)2·8H2O．通过对相关数据拟合发现自养反硝化过程遵循零级反应动力学(R2>0.93),随着FeS加入量的增大,NO-3和NO-2的还原速率均增大,但NO-3的还原速率增大更多,使中间产物NO-2的累积量增大．     

CO气氛下CaO对铁晶须生长影响的原位观察和机理研究

利用光学体视显微镜和高温热台对CO气体还原Fe2O3过程进行原位观察,并结合扫描电镜、能谱和红外光谱分析,研究掺入CaO对还原过程中铁晶须生成和生长机理的影响.实验结果表明:铁晶须是在实现FeO→Fe转变时形成和不断生长的;CaO对氧化铁的还原有抑制作用,当掺入CaO质量分数≥8%时,没有铁晶须生成和生长.因此,可以通过控制CaO掺入量的方式抑制铁晶须的生成和生长,进而减少矿粉颗粒团聚的发生.     

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.     

熔融还原法镍渣炼铁的热力学与动力学

利用熔融还原法进行了闪速炉水淬镍渣提铁的实验研究,探讨了熔渣二元碱度、反应温度和反应时间对提铁效果的影响.XRD测试结果表明水淬镍渣由正硅酸铁FeO.SiO2和玻璃态物质组成.镍渣中的氧化铁主要以FeO.SiO2的形式存在,通过常规的选矿方法很难实现铁氧化物的富集,故采用熔融还原方法进行镍渣提铁实验.实验结果表明增加配合料中CaO的加入量、提高反应温度以及延长熔制时间都能不同程度地提高镍渣中铁的还原率.通过比较1450～1600℃范围内各反应温度下不同类型还原反应的Gibbs自由能,镍渣熔融还原过程的主要反应形式为(FeO)+C(S)→[Fe]+CO.本实验确定的最佳配方组成为:镍渣100g、CaO34.7g、CaF24.04g和焦炭8.5g;最佳反应条件为1500℃熔制180min.以上条件下的渣铁分离效果较好,铁还原率达到96.32%.     

用硫铁矿烧渣制取海绵铁的碳还原过程

对硫铁矿烧渣的碳还原过程进行研究。热力学分析结果表明：碳的气化反应在850℃以上可以进行，1000℃时气相平衡组成中CO体积分数接近100％，在此条件下Fe2O3可迅速经Fe3O4和FeO还原成金属铁；反应温度对还原过程影响十分明显，900℃以下时铁的金属化率很低，海绵铁的制取应在950℃以上。X射线衍射结果表明：950℃以下时Fe2O3很难完全还原，于980℃还原焙烧0．5h，Fe2O3的衍射峰消失；焙烧1.5h，已出现α—Fe衍射峰，Fe3O4的衍射峰消失，还出现Fe2SiO4的衍射峰，这表明烧渣的还原过程是按Fe2O3→Fe2O3→FeO→Fe的顺序进行的，FeO还原成Fe的速度最慢，是过程的控制步骤；CaCO3脱S效果明显，且是固体碳气化的促进剂，可提高铁氧化物的还原速度，在同样反应条件下使铁金属化率提高2％～3％。     

Generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron mineral reduction in selective direct reduction of laterite nickel ore

Numerous studies have demonstrated that Na₂SO₄ can significantly inhibit the reduction of iron oxide in the selective reduction process of laterite nickel ore. FeS generated in the process plays an important role in selective reduction, but the generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron reduction are not clear. To figure this out, X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses were conducted to study the roasted ore. The results show that when Na₂SO₄ is added in the roasting, the FeO content in the roasted ore increases accompanied by the emergence of FeS phase. Further analysis indicates that Na₂S formed by the reaction of Na₂SO₄ with CO reacts with SiO₂ at the FeO surface to generate FeS and Na₂Si₂O₅. As a result, a thin film forms on the surface of FeO, hindering the contact between reducing gas and FeO. Therefore, the reduction of iron is depressed, and the FeO content in the roasted ore increases.     

高磷矿氢气还原过程的原位研究

通过原位观察的方法,研究了H2气氛、不同温度下高磷矿还原过程的矿相结构演变规律和温度对金属铁析出形态的影响。高磷矿的鲕状结构在还原过程中未被破坏掉;随着温度的提高,矿相结构的演变加快,温度较高时Fe发生明显偏聚,金属铁从赤铁矿相中加快析出。还原温度对高磷矿中金属铁的析出形态影响显著：在700℃时金属铁析出在矿石颗粒表面形成致密铁层;800℃时析出的金属铁形貌复杂化,铁层致密度下降,出现孔洞,同时有少量的短小铁晶须;900℃时铁晶须数量明显增多,同时伴随着大量多孔海绵铁的析出。因此,可以通过调节还原温度和时间,使得气基还原过程避免黏结失流,同时高效还原高磷矿。     

原矿原煤冶炼--21世纪与高炉竞争的炼铁方式

介绍了俄罗斯液相还原过程－ＲＯＭＥＬＴ的主要特点及现状,主张取消选矿,炼焦,烧结,球团,高炉工序,原矿原煤经破碎直接加入液相还原炉,获得制钢生铁、渣制品及电能。这有利于降低能耗,提高金属回收率及环境保护,预言２１世纪中叶以后将全面代替高炉流程。     

铁矿粉烧结液相流动特性

在铁矿粉烧结过程中,铁矿粉与CaO反应生成的液相的流动特性,是衡量烧结混合料能否有效粘结的重要指标之一.采用微型烧结法和基于流动面积的粘度测量法,以10种常用进口铁矿粉为对象,研究其液相流动特性及其影响因素.分析了铁矿粉的液相流动特性对实际烧结过程的影响.结果表明:不同种类的铁矿粉由于其自身特性的不同,所生成的液相的流动能力及其随温度、碱度的变化规律有很大差异.     

铁矿粉液相流动性的主要液相生成特征因素解析

烧结矿是我国高炉炼铁的主要原料,烧结矿质量将直接影响高炉冶炼及炼铁工序的经济技术指标.因此,基于铁矿粉的高温特性进行优化配矿从而改善烧结矿的产质量对于炼铁工序节能增效具有十分重要的现实意义.铁矿粉的液相流动性是非常重要的烧结高温特性指标,适宜的液相流动性可以使烧结矿获得较高的固结强度.本文模拟实际烧结黏附粉层中铁矿粉颗粒与钙质熔剂质点的接触状态,采用FastSage热力学计算和微型烧结可视化试验方法研究了固定CaO配比条件下铁矿粉的液相流动性及其主要的热力学液相生成特征影响因素.研究结果表明,采用固定CaO配比与固定碱度的熔剂配加方式下,铁矿粉的液相流动性规律明显不同.铁矿粉的液相生成量是影响其液相流动性的最主要液相生成特征因素,液相生成量越多则铁矿粉的液相流动性指数越大.铁矿粉液相流动性的配合性机制是基于其液相生成量的线性叠加原则.脉石矿物含量将在一定程度上影响铁矿粉的液相流动性,随着SiO2含量的升高铁矿粉的液相生成量减少,从而导致液相流动性指数显著降低;而Al2 O3含量增加,液相流动性指数略有升高.     

Distribution behavior of phosphorus in the coal-based reduction of high-phosphorus-content oolitic iron ore

This study focuses on the reduction of phosphorus from high-phosphorus-content oolitic iron ore via coal-based reduction. The distribution behavior of phosphorus (i.e., the phosphorus content and the phosphorus distribution ratio in the metal, slag, and gas phases) during reduction was investigated in detail. Experimental results showed that the distribution behavior of phosphorus was strongly influenced by the reduction temperature, the reduction time, and the C/O molar ratio. A higher temperature and a longer reaction time were more favorable for phosphorus reduction and enrichment in the metal phase. An increase in the C/O ratio improved phosphorus reduction but also hindered the mass transfer of the reduced phosphorus when the C/O ratio exceeded 2.0. According to scanning electron microscopy analysis, the iron ore was transformed from an integral structure to metal and slag fractions during the reduction process. Apatite in the ore was reduced to P, and the reduced P was mainly enriched in the metal phase. These results suggest that the proposed method may enable utilization of high-phosphorus-content oolitic iron ore resources.     

Feasibility of co-reduction roasting of a saprolitic laterite ore and waste red mud

Large scale utilization is still an urgent problem for waste red mud with a high content of alkaline metal component in the future. Laterite ores especially the saprolitic laterite ore are one refractory nickel resource, the nickel and iron of which can be effectively recovered by direct reduction and magnetic separation. Alkaline metal salts were usually added to enhance reduction of laterite ores. The feasibility of co-reduction roasting of a saprolitic laterite ore and red mud was investigated. Results show that the red mud addition promoted the reduction of the saprolitic laterite ore and the iron ores in the red mud were co-reduced and recovered. By adding 35wt% red mud, the nickel grade and recovery were 4.90wt% and 95.25wt%, and the corresponding iron grade and total recovery were 71.00wt% and 93.77wt%, respectively. The X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy, and energy dispersive spectroscopy (SEM-EDS) analysis results revealed that red mud addition was helpful to increase the liquid phase and ferronickel grain growth. The chemical compositions “CaO and Na₂O” in the red mud replaced FeO to react with SiO₂ and MgSiO₃ to form augite.     

铬铁矿的还原焙烧与磁选分离

以南非铬铁矿为原料,以潞安煤粉为还原剂,进行了铬铁矿粉还原焙烧与磁选分离实验。借助扫描电镜、能谱分析和X射线衍射分析,对碳热还原和磁选分离过程中的物相变化进行了系统研究。实验发现,当温度低于1 200℃时,铬铁矿仅发生少量铁氧化物的还原,当温度高于1 300℃时,铬铁矿中铬氧化物开始被还原成碳化铬。随着还原反应的不断进行,铬铁尖晶石结构逐渐发生转变并被破坏。在本实验条件下,铬铁矿较为适宜的预处理温度为1 200℃,此温度下的还原产物磁选后,磁选产物几乎全部为金属铁,磁选所得尾渣的除铁率为46%,铬的收得率为80%,w(Cr2O3)/w(ΣFe O)值高达3.75。研究工作对于铬铁矿预处理工艺的设计开发及低品位铬铁矿的综合利用具有理论指导意义。     

铁矿粉烧结液相流动性能的特征数方程的建立

为解决在研究铁矿粉烧结液相流动性能时通常只考虑面积增长率这一终点信息,而没有考虑过程信息的缺陷以及采用多个指标来表征流动性能在使用上的不便,对影响流动性的因素进行了分析,结合量纲分析和白金汉定理推导出了能定量表征流动性强弱的流动性特征数(LD),简化特征数方程后得到等效流动性特征数(LdΘ)。试验采用了可视卧式高温炉,记录了铁矿粉烧结液相流动的整个过程信息,通过基础实验和对照实验确定液相流动的起点和终点之后,可以得到每一种矿粉相应的等效流动性特征数数值。测量5种铁矿粉在两种方法下的流动性指标,当只考虑面积增长率时的流动性强弱顺序为AC≈DBE,新方法下为LdΘALdΘDLdΘC≈LdΘELdΘB,两种方法下的指标相近,但是综合了各种重要信息的新指标能进一步区分出各个因素对流动性能的影响程度。