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.     

生物质木炭用于鲕状高磷铁矿除磷

针对难处理的鲕状高磷铁矿,提出了首先采用高气化性生物质木炭制备含碳球团,然后通过直接还原--高温熔分的方法,成功实现了该铁矿的除磷提铁.直接还原实验采用管式炉.考察了还原温度、生物质木炭加入比例(碳氧摩尔比)和气氛等条件对样品还原行为的影响,并确定了适宜的还原条件为温度1373K、配碳量0.9、时间15~25min以及气氛PCO2/PCO=1∶1.在此条件下,样品的金属化率和残碳质量分数分别在75%~80%和0.69%~0.11%的范围内.通过对该金属化球团的X射线衍射和扫描电镜--能谱分析发现:还原后样品中的主要物相为金属铁、磷灰石和硅酸三钙;磷没有被还原而仍以磷灰石的形式存在于脉石中.高温熔分实验采用Si--Mo棒高温箱式炉.实验结果得到磷质量分数为0.4%的铁样.在熔分体系中进一步添加相对质量为2%~4%的Na2CO3,可以得到磷质量分数在0.3%以下的铁样.基于以上分析,证明了采用生物质木炭用于高磷铁矿的除磷提铁是可行的.     

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。     

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。     

高磷鲕状赤铁矿直接还原过程中铁颗粒长大特性研究

研究鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原过程中金属铁颗粒的长大特性,并着重讨论还原温度、渣相碱度及反应时间对铁颗粒长大的影响。研究结果表明,高磷鲕状赤铁矿直接还原过程中金属铁颗粒成核及晶核长大的过程是破坏原矿鲕状结构的过程;提高还原温度以及延长还原时间有利于铁颗粒的聚集长大,提高渣相碱度不利于铁颗粒的聚集长大。     

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.     

组合脱磷剂对高磷铁矿还原焙烧-磁选的影响

针对高磷铁矿还原焙烧降磷过程中脱磷剂成本高、用量大等难题，为更好地开发利用高磷铁矿，采用还原焙烧-磁选工艺，研究了组合脱磷剂对高磷铁矿提铁降磷的影响.通过X射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜-能谱仪(SEM-EDS)揭示提铁降磷机理.结果表明:加入13%碳酸钙和2%碳酸钠作为组合脱磷剂能代替传统脱磷剂，并获得了良好的脱磷效果.当原矿铁品位55.58%，含磷0.57%时，在推荐的试验条件下，可获得铁品位93.25%，铁回收率90.75%、磷质量分数0.09%以及磷的去除率高达91.46%的粉状还原铁.加入的组合脱磷剂不仅促使铁氧化物中的磷组元向磷酸钙发生转变，使金属铁颗粒与磷酸钙界限明显，而且还能防止难以还原的铝尖晶石和铁橄榄石的生成，最终实现了磷的深度脱除和铁的有效回收.     

CaCO3和Na2CO3在高磷鲕状铁矿氧化焙烧−气基还原中的作用

为区分CaCO3和Na2CO3这2种脱磷剂在高磷鲕状铁矿氧化焙烧?气基还原过程中的不同作用,采用XRD以及SEM-EDS研究二者作用机理的差异.研究结果表明:CaCO3的分解使氧化球的孔隙数增多,且CaCO3不利于赤铁矿颗粒的微晶连接,从而使氧化球抗压强度降低;而加入Na2CO3后生成了低熔点霞石,促进赤铁矿颗粒长大,...     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原过程铁还原的影响

采用添加脱磷剂直接还原焙烧--磁选的工艺制备直接还原铁,研究了不同还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原过程铁还原的影响.实验结果和扫描电镜分析表明,还原剂中固定碳和挥发分含量对于焙烧产物中金属铁晶粒的聚集、增多和长大以及所得还原铁指标影响较大.焦炭和无烟煤所得焙烧产物中金属铁晶粒与脉石矿物结合较紧密,难以在磨矿过程中实现单体解离.褐煤所得焙烧产物中金属铁晶粒出现明显的连接和长大,且与脉石矿物界限分明,嵌布粒度较粗,有利于铁颗粒与脉石矿物的解离,从而其铁回收率较其他还原剂高.     

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.     

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。     

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.     

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.     

白云鄂博氧化矿石深度还原-磁选试验研究

采用深度还原技术将白云鄂博氧化矿石转化为高金属化率的还原物料,然后再经选矿实现了铁、稀土、铌等元素的有效分离及富集.通过对还原温度、还原时间、配碳比等条件的优化,得到了铁金属化率94.48%的还原矿,经阶段磨矿—粗细分选流程的选别,可获得全铁品位为91.61%,金属化率为93.79%,铁回收率为93.23%的铁粉,该铁粉可作为炼钢的原料;尾矿中稀土品位12.25%,回收率98.73%,可作为分选稀土的原料.     

铬铁矿粉利用研究进展

利用微波加热的方法来还原含煤铬铁矿粉，稀缺的铬铁矿资源可以得到充分利用。微波体加热还原含煤铬铁矿过程中微波结构也进行了分析，在微观层面上证明了微波加热的物性、优点。     

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.     

红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁实验研究

采用深度还原-磁选工艺,以煤粉为还原剂,添加氧化钙作助溶剂,在微熔化,不完全造渣的条件下,将矿石中镍和铁的氧化物还原成金属镍铁,然后经磁选方法使金属镍铁在磁性产品中得到富集.结果表明,深度还原最佳工艺条件为:还原温度1 300℃,还原时间60 min,配煤过剩倍数2.在此工艺条件下得到镍、铁质量分数分别为5.01%,22.46%的镍铁产品,镍、铁回收率分别为96.05%,79.69%.对深度还原过程研究表明,还原物料中镍和铁以金属合金颗粒形式存在,高温有利于镍铁金属相凝聚,适当延长还原反应时间有利于镍铁颗粒的还原和聚集长大,进而有利于磁选富集.     

微波辐射从花生壳中提取木质素的研究

探讨了用高沸点有机溶剂为萃取剂,在微波加热条件下提取花生壳中的木质素,得出最佳提取条件:微波辐射功率640 W,微波辐射时间45 min,萃取剂1,4-丁二醇水溶液(ω=90%),花生壳与1,4-丁二醇的水溶液之比(固液比)为1∶12(g∶mL).实验结果表明,该方法提取木质素,萃取率为38.4%,萃取时间短,萃取剂可重复使用,无废物排放,从而达到高效、无污染的效果,具有"节能减排"的意义.