鲕状赤铁矿深度还原过程中铁颗粒粒度和形貌特征分析

为研究鲕状赤铁矿和煤粉的混合球团矿经深度还原后铁颗粒的粒度和形貌特征,通过压块的方式模拟球团矿在高温下进行深度还原反应,并采用扫描电子显微镜(SEM)和工艺矿物学参数自动测试系统(BPMA)考察不同温度和时间下煤基球团矿经深度还原后金属铁颗粒的平均粒径、粒度分布和镜下形貌等特征变化。研究结果表明:随着还原温度升高或还原时间延长,铁颗粒粒径不断增大,且还原温度对铁颗粒长大的影响更显著;在不同还原条件下,粒度区间前20%中的铁颗粒数量占总体数量的60%~85%;铁颗粒的长大过程主要包括单个球形铁颗粒的析出与粗化,颗粒之间链接形成堆积铁颗粒集团并逐渐熔合均一化,最终生成稳定的大颗粒。     

鲕状赤铁矿石深度还原过程中金属铁颗粒粒度预测模型

以湖北官店鲕状赤铁矿为研究对象,对其进行深度还原试验,利用光学显微图像分析技术对还原物料中金属铁颗粒粒度进行测量,考察还原温度和还原时间对铁颗粒粒度的影响,并采用MATLAB软件对试验数据进行拟合分析,建立铁颗粒粒度与还原条件之间的数学模型。研究结果表明:不同还原条件下金属铁颗粒粒度累积特性曲线呈现出相同的变化规律;升高还原温度或延长还原时间可使铁颗粒粒度明显增加;建立铁颗粒粒度D80与还原温度和还原时间之间的预测模型;模型的计算值与试验值具有良好的吻合性,可用于预估深度还原过程中金属铁颗粒的粒度;基于该模型,可通过调整温度和时间以实现金属铁颗粒粒度的优化与控制。     

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.     

铁矿石还原机理探讨

吸附——自动催化和离子扩散论理是铁矿石还原机理中两个基本的理论。本文运用结晶化学变化和传质原理,较详细地分析了这两个机理的实质,并导出了铁矿石还原过程的各个反应环节。这些环节能满意地解释铁氧化物的还原特性。     

菱铁矿在煤基直接还原条件下的转化过程

为研究菱铁矿在强还原气氛下加热过程中铁矿物的转化过程和规律,采用热重分析、X射线衍射和扫描电镜等手段研究了嘉峪关某菱铁矿石在煤基直接还原过程中菱铁矿的热行为和不同条件下焙烧产物中铁矿物的存在形式等.结果表明,菱铁矿在煤基直接还原条件下转化为金属铁的历程为FeCO3→Fe3O4→FeO→Fe.转化过程分为菱铁矿分解和铁氧化物还原两个阶段;热分解阶段在556.6℃时基本结束,最终产物为Fe3O4;铁氧化物的还原阶段在556.6℃以后、1200℃时完全结束,最终产物为金属铁.     

预氧化在攀枝花钛铁矿固态还原过程中的作用

研究了预氧化对攀枝花钛铁矿还原行为的影响.结果表明:预氧化加快了钛铁矿铁氧化物的还原速率,提高了还原产物铁的金属化率.其作用机理是:钛铁矿在预氧化过程中形成了假金红石、三氧化二铁、金红石和三价铁板钛矿等新的物相,破坏了原有矿物结构,颗粒内部形成了大量孔隙,有利于增大颗粒的比表面积,改善还原过程气体的扩散条件;经预氧化处理的钛铁矿在预氧化过程中形成的新物相将被重新还原,新生钛铁矿活性高,还原产物的显微结构也得到了进一步的改善.     

鲕状赤铁矿悬浮焙烧的磁性研究

针对鄂西某鲕状赤铁矿进行悬浮焙烧研究,并采用振动样品磁强计、X射线衍射分析仪、穆斯堡尔谱仪分析还原温度、还原时间、氧化温度、颗粒粒度对焙烧物料磁性和物相组成的影响规律.结果表明:铁矿石经悬浮焙烧后磁性明显增强,且焙烧物料磁性与强磁性铁矿物的含量呈正比.当还原温度为550~650℃时,还原物料的磁化强度和比磁化率随还原温度的升高而升高,超过700℃后则随之降低.延长还原时间可提高还原物料的磁化强度和比磁化率.焙烧物料中γ-Fe2O3含量随氧化温度升高而增加,在氧化温度为350℃时物料中γ-Fe2O3的含量达到最大值.当焙烧物料颗粒粒度小于15μm时,颗粒的磁化强度和比磁化率随之降低,而剩磁和矫顽力则随之增加.     

临江羚羊铁矿石深度还原试验研究

针对原矿品位为34.79%的吉林临江羚羊铁矿石,进行了深度还原单因素条件试验;考察了还原温度、还原时间、料层厚度等因素对深度还原及磁选分离结果的影响.试验结果表明,还原温度、还原时间对深度还原过程的影响较大.在配煤过剩倍数2.0,还原煤粒度-1.5 mm和矿石粒度-2.0 mm的条件下,适宜的深度还原条件为还原温度1 275℃,还原时间50 min,料层厚度30 mm.在该试验条件下,获得了最终产品含铁质量分数93.05%,回收率85%,金属化率91.29%,达到我国炼钢用直接还原铁H92产品标准要求.     

铁矿石的烧结基础特性之新概念

长期以来,人们对烧结用铁矿石的评价主要集中在化学成分、粒度组成、矿物特征等常温性能方面,而对铁矿石在烧结过程中的高温行为和作用知之甚少.根据对这一问题的深入思考和实验室的基础研究,提出了"铁矿石的烧结基础特性"的概念.该概念包括同化性能、液相流动性,粘结相强度性能和铁酸钙生成性能等.研究烧结过程中这些高温物理特性,有利于完善烧结理论、改善烧结矿质量和优化烧结工艺过程.     

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.     

散装铁精矿流态化宏细观机理

基于室内小型振动台对散装铁精矿进行动力试验,研究了散装铁精矿流态化发生的过程和机理.基于数字图像采集和分析系统,分析了流态化过程中铁精矿位移场、水分迁移以及颗粒运动规律,从宏细观两方面揭示了散装铁精矿的流态化演化规律.试验结果表明:铁精矿产生流态化的主要原因是在动力荷载作用下,铁精矿细颗粒沿着粗颗粒孔隙向下迁移和颗粒表面水下落汇集形成水膜后向上流动.该结论为进一步探究铁精矿的流态化预防措施提供了理论依据.     

颗粒粒径对流态化还原铁矿粉黏结失流的影响

采用热态可视化流化床装置，在一定表观气速条件下，研究1073 K温度时不同粒级铁矿粉的黏结失流。根据对黏结失流影响程度的不同，可将矿粉颗粒分为三个粒径区间：中性气氛升温过程中失流的小粒径颗粒；还原至较低金属化率发生失流的中间粒径颗粒；还原至高金属化率也不发生失流的大粒径颗粒。分别对他们不同的影响机理进行了分析。研究还发现在正常流化条件下，随着矿粉颗粒粒径的增大，还原失流后床层的膨胀幅度会减小。     

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.     

基于遗传算法最佳阈值分割的矿石图像分割

为了实现选矿的自动化,通过利用工业摄像机对传送带上的矿石颗粒图像进行采集,Matlab对采集的图像依次进行双边滤波降噪处理、遗传算法最佳阈值分割、分水岭分割、矿石颗粒像素标定以及像素面积检测的方法研究了矿石的粒度分布,结果表明：与人工筛分的数据进行对比,显示图像处理的结果在误差允许范围内。可见运用图像处理的方法进行矿石粒度的检测是可行的,能够为矿石的破碎提供数据指导,促进矿业生产的自动化和智能化。     

铁矿粉湿容量的概念及其在制粒过程中的应用

适宜的配水量对改善铁矿粉的制粒效果起重要作用。为建立一种简单易行、准确合理的方法,提出了铁矿粉湿容量的概念,即单位质量的矿物在自然堆积的状态下所能保持的最大含水量,并开发出相关测试设备。利用该方法对来自某实际生产过程中的5组混合料进行了测试,得到了每组混合料的湿容量。在实验室规模的设备上进行了5组混合料在不同配水量条件下的制粒实验,并对其透气性进行了检测,得到了每组原料的最佳配水量。对比每组混合料的湿容量和最佳配水量发现：两个参数之间具有很强的正相关性,湿容量大的混合料需要配加更多的水后料层才能达到最佳的制粒效果。还对料层的透气性和粒度分布关系做了讨论。实验发现随着加水量的增多,颗粒制粒后的粒度逐渐增大,料层的透气性先增大后减小。     

Effects of particle characteristics on the granulation ability of iron ores during the sintering process

The granulation behavior of iron ores is essential for subsequent parameter optimization and efficient granulation, especially under changing material conditions. In this study, the effects of surface properties and particle size were analyzed using a laboratory granulation method; an estimation of the granulation of sintering blends was subsequently conducted for the base ores. Circularity and porosity were observed to negatively affect the granulation of iron ores, whereas wettability positively affected the granulation and was the most influential factor, indicating that wetting of iron ores is desirable during granulation. When iron ores with complex size distributions were granulated, the equivalent surface area was the main influencing factor for coarse particles larger than 1 mm and the ratio of adhering fines to intermediates was the main factor for fine particles smaller than 1 mm. By combining the granulation of coarse and fine particles with their proportioning, we proposed a calculation method for estimating the granulation ability of sintering blends. Good verification was demonstrated with the designed schemes. The results suggest that the developed method is effective for predicting the granulation of iron ore mixtures.     

Kinetic studies on the reduction of iron ore nuggets by devolatilization of lean-grade coal

An isothermal kinetic study of a novel technique for reducing agglomerated iron ore by volatiles released by pyrolysis of lean-grade non-coking coal was carried out at temperature from 1050 to 1200°C for 10–120 min. The reduced samples were characterized by scanning electron microscopy, energy-dispersive X-ray spectroscopy, and chemical analysis. A good degree of metallization and reduction was achieved. Gas diffusion through the solid was identified as the reaction-rate-controlling resistance; however, during the initial period, particularly at lower temperatures, resistance to interfacial chemical reaction was also significant, though not dominant. The apparent rate constant was observed to increase marginally with decreasing size of the particles constituting the nuggets. The apparent activation energy of reduction was estimated to be in the range from 49.640 to 51.220 kJ/mol and was not observed to be affected by the particle size. The sulfur and carbon contents in the reduced samples were also determined.     

基于图像分析的堆浸铀矿石颗粒参数辨识

采用数字图像处理技术对铀矿石颗粒参数进行测量,并确定铀矿石块度分布.首次将图像引导滤波器应用于矿石图像滤波,较好地滤除了图像噪声和保持矿石边缘细节信息.采用基于最大类间后验交叉熵准则的PCNN图像分割算法分割矿石图像,减少了矿石粘连现象.为了解决第一次分割后矿石粘连现象,采用基于凹点匹配的数字图像切割算法对粘连的矿石图像进行第二次分割,能有效分离粘连矿石图像.采用基于形状特征的颗粒参数测量法测量颗粒参数,提高了颗粒参数的测量精度,得到了矿石块度的统计分布图.实验数据表明,该方法测量误差较小,能满足实际需求.      

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.