预还原球团吸波性能及其微波加热煤基直接还原

研究预还原球团在微波场中的升温特性,考察预还原球团微波加热中对直接还原的影响,分析铁氧化物煤基微波加热的还原行为.研究结果表明:预还原程度越高,球团中的Fe3O4含量逐渐减少,浮氏体和金属铁含量逐渐增多,对微波的吸收性能逐渐减弱,但是仍然具有较好的吸波能力.预还原球团金属化率越高,得到的海绵铁金属化率越高,在预还原球团金属化率为42.85％(质量分数),温度为1 000℃,还原时间为48 min,碳氧质量比为1.75:1时,海绵铁金属化率达到97.29％.随着还原反应的进行,铁氧化物的成分不断改变,金属铁颗粒呈星点状分布于浮氏体之间,但并不会形成致密金属壳,为还原反应中的气体交换创造良好的动力学条件.     

不同还原度铁氧化物球团在微波场中的升温及还原行为

为深入了解氧化球团在微波竖炉中的升温以及煤基直接还原行为,实验采用铁精矿氧化球团作为基础原料,在气体还原剂条件下进行预还原,通过控制还原时间得到不同还原度铁氧化物球团,并从不同还原度铁氧化物球团的结构以及性能出发,研究它们在微波场中的升温性能及其还原变化.电磁性能测试结果表明,球团中的铁及其氧化物在微波场中的升温速度从快到慢依次为:Fe3O4,Fe2O3,Fe,FeO.微波加热还原结果分析及矿相结构观察显示,Fe2O3的深还原时间较长,物相多重转变,造成过程温度和还原气氛跟不上氧化物的还原反应速度;Fe3O4阶段升温速度快,结构松散,有助于进一步的还原,但进入浮士体(FeO的固溶体)阶段后孔隙率降低,升温速度骤降,造成还原的困难;在还原度达到66.90％时,表层以金属铁相为主,孔洞发达,吸波性能强,在气化反应有效进行的条件下,球团将会实现快速还原.     

钒钛铁精矿内配碳球团高温快速直接还原历程

采用高温实验炉,在1 350℃,氮气保护气氛条件下对钒钛磁铁精矿内配碳球团进行了阶段还原试验,通过TG-DSC、XRD、SEM等检测方法对不同时间内配碳球团还原的组织成分、显微结构等进行研究。结果表明,钒钛铁精矿的还原历程依次为Fe2TiO4和Fe3O4、3(Fe3O4).Fe2TiO4、Fe3O4.Fe2TiO4、Fe2TiO4和FeO、Fe和FeTi2O5;在磁铁矿大量还原生成浮士体的阶段,钛铁矿与新生成的浮士体发生钛铁晶石化,最终还原转变为单质铁和含铁黑钛石。     

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%。     

Fe的化学计量比对金属间化合物Ni_3Fe环境氢脆的影响

研究不同Fe化学计量比的无序态、有序态金属间化合物Ni3Fe合金在真空和氢气环境中拉伸的力学性能和断口形貌.结果表明,当Ni3Fe合金的成分偏离化学计量比时,合金的相组成不发生变化,但合金的力学性能和在氢气环境中的氢脆敏感性却随之发生变化.非化学计量的Ni3Fe合金在真空和氢气中的塑性增加,氢脆因子(IH2)降低.不同Fe化学计量比的有序态Ni3Fe合金氢脆敏感性的差异与合金的有序度有关,化学计量的Ni3Fe合金有序度最高,环境氢脆敏感性也最高;非化学计量的Ni3Fe合金有序度降低,环境氢脆敏感性也随之降低.     

Fe_3C生成机理及物相分析

在热力学计算的基础上,探讨了铁矿石在流化床内还原生产Fe3C的生成机理和途径·结果表明,700℃时铁氧化物还原符合逐级还原理论,碳化铁由生成的铁经CO渗碳得到;反应温度介于586℃和628℃之间,碳化铁主要由反应产生的FeO与CO反应得到,另一部分碳化铁由矿石中还原出的金属铁与CO反应得到;温度低于586℃时,产物中的碳化铁主要由Fe3O4与CO反应得到,产物中磁铁矿含量较高·同时利用穆斯堡尔谱和X衍射分析手段验证了产物中碳化铁的存在,所有这些研究成果为Fe3C的工业化生产提供理论基础·     

攀枝花钛精矿真空碳热固相还原

运用FactSage、XRD和BSE-EDS分析手段研究了在1 000～1 400℃下真空碳热还原钛精矿的物相变化及还原历程。结果表明:还原温度能促进还原反应进行和金属铁的形核长大。当温度为1 200～1 300℃时反应最为剧烈;在1 350℃时有硅进入铁相,初期有少量的Fe_2TiO_4→FeTiO_3,钛精矿的还原历程主要为:FeTiO_3→FeTi_2O_5→Ti_3O_5→Ti_2O_3。铁氧化物被还原为金属铁,并形核集聚长大,钛氧化物则由高价态向低价态转变,还原最终主要物相为Ti_2O_3和金属铁。还原过程中会形成(Fe,Mg)TiO_3及M_3O_5型固溶体,遏制铁的还原效果。     

难选菱铁矿流态化预氧化-低温还原磁化焙烧

磁化焙烧–弱磁选联合工艺是目前实现低品位难选铁矿高效铁资源富集利用的最有效工业化方案之一。菱铁矿（碳酸亚铁）和赤铁矿（三氧化二铁）是两种主要弱磁性难选含铁矿物,菱铁矿在常规工业化赤铁矿还原磁化焙烧条件下会生成弱磁性浮氏体,进而降低磁性物相转化率和最终弱磁选精矿铁元素收得率。对此,本文提出了菱铁矿流态化预氧化–低温还原的磁化焙烧高效物相转化方案,并以低品位陕西菱铁矿为样品进行了系统研究。研究发现,菱铁矿在快速预氧化过程中会生成弱磁性和强磁性三氧化二铁两种铁氧化物,其中强磁性三氧化二铁500–550℃还原焙烧产物除工艺目标物相强磁性四氧化三铁外,还有部分由不稳定四氧化三铁被进一步还原生成的弱磁性浮氏体。预氧化产物只有在更低温度还原焙烧才能实现目标四氧化三铁产物相的稳定存在,优化的菱铁矿流态化快速焙烧完全磁化转变工艺参数为610℃预氧化2.5 min再低温450℃还原焙烧5 min,菱铁矿经此条件磁化焙烧后磨矿弱磁选分离能够达到精矿铁含量62.0wt%、铁元素收得率88.36%的优良指标,相比常规直接还原焙烧铁元素收得率大幅提高34.33%,可以实现低品位难选菱铁矿的高效物相转化资源利用。本文提出的预氧化-低温还原焙烧方案也具有适用于菱铁矿–赤铁矿共伴生铁矿全范围含量比例共磁化焙烧的特点。     

钒钛磁铁矿固态还原的研究

研究了钒钛磁铁矿的固态还原过程及影响因素,讨论了磨矿粒度、还原温度和配碳量对固态还原金属化率及还原后炉料中钛走向的影响.采用煤基直接还原工艺流程,能够将钒钛磁铁矿中铁的氧化物还原为金属铁,然后通过磁选,可实现钛、铁的有效分离.实验结果表明,最佳工艺条件为:还原温度1 100℃,配碳量为1∶1,磨矿粒度控制在75~150μm之间.在此工艺条件下得到铁的金属化率和渣中钛的质量分数分别在80%和36%以上.该工艺为我国大批量钒钛磁铁矿的开发利用提供了新途径.     

镍铁矿选择性还原焙烧相变研究

对镍铁矿原料及不同温度还原焙砂进行矿物学研究,探究镍铁矿选择性还原焙烧发生的相变.研究结果表明:镍铁矿主要金属矿物为褐铁矿,其次为赤铁矿;Ni在不含锰的铁矿物中分布较均匀,而在含Mn的铁矿物中分布相对集中,并与Mn伴生.镍铁矿在还原焙烧过程中Fe、Ni和Co随温度升高逐渐发生还原、相转化和迁移富集的过程.选择性还原焙烧必须严格控制焙烧温度,要达到Ni、Co和Fe的选择性还原并形成Ni高、Fe低的合金相和磁铁矿,焙烧温度采用750℃较合适,在该温度下形成的合金相组成为55.55%Ni、9.86%Co及33.99%Fe,Ni的金属转化率为88.49%,铁氧化物主要为磁铁矿.     

活化天然矿石选择性还原二氧化碳为无定形碳

Natural magnetite formed by the isomorphism substitutions of transition metals, including Fe, Ti, Co, etc., was activated by mechanical grinding followed by H₂ reduction. The temperature-programmed reduction of hydrogen (H₂-TPR) and temperature-programmed surface reaction of carbon dioxide (CO₂-TPSR) were carried out to investigate the processes of oxygen loss and CO₂ reduction. The samples were characterized by X-ray diffraction (XRD), field emission scanning electron microscopy (FE-SEM), and energy-dispersive X-ray spectroscopy (EDS). The results showed that the stability of spinel phases and oxygen-deficient degree significantly increased after natural magnetite was mechanically milled and reduced in H₂ atmosphere. Meanwhile, the activity and selectivity of CO₂ reduction into carbon were enhanced. The deposited carbon on the activated natural magnetite was confirmed as amorphous. The amount of carbon after CO₂ reduction at 300°C for 90 min over the activated natural magnetite was 2.87wt% higher than that over the natural magnetite.     

Effect of reduction roasting by using bio-char derived from empty fruit bunch on the magnetic properties of Malaysian iron ore

Beneficiation of Malaysian iron ore is becoming necessary as iron resources are depleting. However, the upgrading process is challenging because of the weak magnetic properties of Malaysian iron ore. In this study, bio-char derived from oil palm empty fruit bunch (EFB) was utilized as an energy source for reduction roasting. Mixtures of Malaysian iron ore and the bio-char were pressed into briquettes and subjected to reduction roasting processes at 873–1173 K. The extent of reduction was estimated on the basis of mass loss, and the magnetization of samples was measured using a vibrating sample magnetometer (VSM). When reduced at 873 K, the original goethite-rich ore was converted into hematite. An increase in temperature to 1073 K caused a significant conversion of hematite into magnetite and enhanced the magnetic susceptibility and saturation magnetization of samples. The magnetic properties diminished at 1173 K as the iron ore was partially reduced to wustite. This reduction roasting by using the bio-char can assist in upgrading the iron ore by improving its magnetic properties.     

Effects of Na<Subscript>2</Subscript>SO<Subscript>4</Subscript> on iron and nickel reduction in a high-iron and low-nickel laterite ore

This study investigates the reactions of Na₂SO₄ and its effects on iron and nickel reduction in the roasting of a high-iron and low-nickel laterite ore through gas composition, X-ray diffraction, and scanning electron microscope analyses. Results showed that a reduction reaction of Na₂SO₄ to SO₂ was performed with roasting up to 600℃. However, no clear influence on iron and nickel reductions appeared, because only a small amount of Na₂SO₄ reacted to produce SO₂. Na₂SO₄ reacted completely at 1000℃, mainly producing troilite and nepheline, which remarkably improves selective reduction of nickel. Furthermore, the production of low-melting-point minerals, including troilite and nepheline, accelerated nickel reduction and delayed iron reduction, which is attributed to the concurrent production of magnesium magnetite, whose structure is more stable than the structure of magnetite. Reduction reactions of Na₂SO₄ resulted in weakening of the reduction atmosphere, and the main product of Na₂SO₄ changed and delayed the reduction of iron. Eventually, iron metallization was effectively controlled during laterite ore reduction roasting, leading to iron mainly being found in wustite and high iron-containing olivine.     

Preparation of ferronickel from nickel laterite via coal-based reduction followed by magnetic separation

The sticking phenomenon between molten slag and refractory is one of the crucial problems when preparing ferronickel from laterite ore using rotary hearth furnace or rotary kiln processes. This study aims to ameliorate sticking problems by using silicon dioxide (SiO₂) to adjust the melting degree of the briquette during reduction roasting. Thermodynamic analysis indicates that the melting temperature of the slag gradually increases with an increase in the SiO₂ proportion (SiO₂/(SiO₂ + Al₂O₃ + MgO) mass ratio). Experimental validations also prove that the briquette retains its original shape when the SiO₂ proportion is greater than 75wt%, and sticking problems are avoided during reduction. A ferronickel product with 8.33wt% Ni and 84.71wt% Fe was prepared via reductive roasting at 1500℃ for 90 min with a SiO₂ proportion of 75wt% and a C/O molar ratio of 1.0 followed by dry magnetic separation; the corresponding recoveries of Ni and Fe reached 75.70% and 77.97%, respectively. The microstructure and phase transformation of reduced briquette reveals that the aggregation and growth of ferronickel particles were not significantly affected after adding SiO₂ to the reduction process.     

高温气流中铁矿粉的热分解和还原行为

研究了铁矿粉伴随气流在高温竖型空筒炉管内下落过程中的热分解和还原反应行为,考察了炉温、气流组成及粉矿粒径等对反应结果的影响,发现,与还原反应相比,温度对热分解反应有更大影响;氢还原反应速度约为CO 还原的2倍;当矿粉还原率高于 33.3％时,采集到的样品是熔融后又凝固的球形体且铁相还原产物被维氏体所包裹,进一步讨论了高温气流中粉矿熔融还原反应过程的机理。     

FeO高温气－固还原动力学研究

在１１８０～１３３０℃，通过测定浮氏体颗粒在流化床中被ＣＯ还原的反应速度，并应用未反应核模型处理数据，得到还原反应速度方程和表观活化能．研究表明氧离子在还原后生成铁层中的团相扩散为还原过程的限制性环节，但是过程呈现明显的两段速度特征．在反应后期（ｆ＞６５％左右），由于生成铁相发生晶格转变，使氧离子在铁层中的扩散更为困难，故反应的活化能增大，反应速度明显减慢．通过扫描电镜（ＳＥＭ）对生成铁层结构变化的研究，也进一步证实了这一点．     

硼镁石与碳酸钙混合煅烧-还原提镁研究

基于硼镁石与碳酸钙混合料的煅烧实验和真空铝热还原实验,研究了碳酸钙量、成型压力、煅烧条件对熟料物相、原料烧损率、镁还原率的影响.结果表明,添加碳酸钙,在煅烧过程中Ca O可置换出Mg3B2O6,Mg2B2O5中的Mg O,并且在还原过程中Ca12Al14O33的形成有利于Mg O的还原.煅烧温度过高会降低Mg O活性,不利于后续铝热还原.增大成型压力,有利于Ca3B2O6的形成.但成型压力过大,在相同煅烧条件下,矿石的烧损率较低,镁还原率较低.碳酸钙与硼镁石以mCa/ms=1.9配比混合,在90 MPa压力制团,在1100℃下煅烧120 min后,铝热还原的镁还原率可达85%以上,实现硼、镁有效分离.     

高铬型钒钛磁铁矿配量增加对氧化球团质量的影响

采取“细磨处理高铬型钒钛磁铁矿”和“以粒度较细的廉价欧控矿代替现场生产用矿”两种优化措施，考察了高铬型钒钛磁铁矿配量增加对氧化球团质量的影响，探索了高铬型钒钛矿在球团原料中配量增加的可行性.结果表明:“细磨处理高铬型钒钛磁铁矿”和“以粒度较细的廉价欧控矿代替现场生产用矿”，当高铬型钒钛矿配量40%时，抗压强度分别为2475N·个-1和2005N·个-1，膨胀率为192%和16%，皆满足高炉生产要求，可实现该矿在原料中配量增加，能达到高铬型钒钛矿预期90万t/年的处理目标.     

优化配矿强化西澳超细粒磁铁精矿球团焙烧研究

进行了西澳超细粒磁铁精矿分别配加国产磁铁精矿和巴西赤铁精矿制备氧化球团矿的实验研究.结果表明,以100%西澳超细磁铁精矿为原料制备氧化球团矿时,球团预热及焙烧性能较差,在预热温度为1050℃、预热时间20 min及焙烧温度1300℃、焙烧时间40 min的条件下,预热球团和焙烧球团矿抗压强度分别为每个502和2313 N.西澳超细粒磁铁精矿配加40%国产磁铁精矿或20%巴西赤铁精矿时,球团适宜预热温度由1050℃分别降低到950和975℃,适宜的焙烧温度由1300℃分别降低到1250和1280℃;而且焙烧球团矿的抗压强度分别提高到每个2746 N和每个2630 N.焙烧球团矿的微观结构研究表明:配加国产磁铁精矿后,焙烧球团矿中Fe2 O3晶粒发育优良,晶粒间互联程度提高,晶粒粗大,孔隙率低,固结更加紧密.配加20%巴西赤铁精矿时,焙烧球团矿中Fe2 O3晶粒基本连接成片,Fe2 O3晶体发育良好.优化配矿是改善西澳超细粒磁铁精矿球团矿预热及焙烧性能的有效途径.