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.     

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％。     

CO对铁丝网卷还原NO的影响实验研究

采用模拟烟气在水平布置的陶瓷管反应器中对金属铁丝网卷直接还原NO气体的特性进行了实验研究.烟气中NO的体积百分比为0.05％,配平气体采用N2,反应温度为300℃-1100℃.实验研究结果表明铁丝卷具有非常好的直接还原NO的能力.在N2气氛中,在500℃以下温度范围铁的脱硝效率低于40％,在500℃-800℃铁的脱硝效率迅速增加,当温度超过900℃后不同尺寸的铁丝卷对NO的脱除效率都超过99％.对铁表面的X光衍射分析(XRD)结果表明铁与NO反应后生成了铁氧化物,在550℃时铁的主要氧化物为Fe3O4,在1100℃时铁的主要氧化物为Fe2O3.扫描电子显微镜(SEM)结果表明550℃时铁样品表面比较细密,而1100℃时铁样品表面比较疏松,有利于NO气体向铁内部的扩散,从而利于提高NO脱除率.还原性气体CO通过还原铁的氧化物以保证金属铁和NO的连续反应,从而进一步提高NO的脱除效率.CO气氛中铁和NO反应后的XRD检测结果表明铁样品的主要成分是金属铁,此外含有少量的FeO.在含有16.8％ CO2以及1％-2％O2的模拟烟气条件下,当温度超过1000℃后,反应器中分别加2％和4.1％的CO气体后,铁丝卷脱硝效率可达到大约95％.     

不锈钢冶炼粉尘中锌还原的研究

直接还原回收有价金属处理不锈钢冶炼粉尘过程中,锌在冶炼系统中不断循环积聚,可从收尘系统中分离出高含锌粉尘,然后采用CO在等离子炉中选择性还原回收锌.作者研究了反应温度、粉尘给料速度、粉尘给料量与还原剂CO量比等对锌还原挥发率的影响,建立了还原过程的数学模型.研究结果表明还原温度对粉尘中锌的还原影响很大,升高温度有利于锌的还原,但当温度超过1 228.2 ℃时,进一步升高温度不会明显提高锌的还原率,高的锌还原率的获得还应通过降低给料速度和控制给料比来实现;在1 400 ℃,给料速度为50 g/min,给料比为4.5∶1时,锌还原率可达99.98%;ZnFe2O4在高温下可分解,在还原过程进行前将粉尘中ZnFe2O4分解可显著提高锌的还原挥发率.     

基于Lingo的铁氧化物还原反应热力学数据的最优拟合

根据铁氧化物还原反应热力学计算模型,以广泛引用的纯物质热力学数据为基础参数,计算出精确的标准反应吉布斯自由能和平衡还原势热力学散点数值.以数学建模软件Lingo11为平台,并结合Baur-GlaessnerDiagram的热力学限制性条件,进行了还原热力学数据的约束性最优化拟合,得出铁氧化物还原过程的16个G-T近似公式和8个298K下的反应焓变.实验研究表明,自由能近似公式能完全满足热力学限制条件,拟合后的CO和H2还原铁氧化物的三相共析温度为576℃,此时平衡还原势分别为5070%和7583%,CO和H2还原能力大小的转换温度点为819℃.     

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%。     

高炉热储备区温度对煤气利用率的影响

研究了高炉热储备区内温度与煤气利用率的关系.结合热力学和实际情况,热储备区内只发生氧化亚铁的还原.因此需要利用吉布斯自由能计算和单界面未反应核模型对热储备区内还原反应进行热力学和动力学分析.结果表明:只有在H₂+H₂O体积分数小于0.3时降低热储备区温度才能提高煤气利用率.从1273K降温到1223K,氢气还原速率降低得比CO还原速率降低得多,说明温度对氢气还原的影响更大.对一般高炉来说,炉料在热储备区中还原所需的时间比其停留时间长或接近,说明热储备区内的还原反应没有达到平衡,降低温度不利于提高煤气利用率.     

Fe-Ni-O-C体系中Fe、Ni的固态还原机理

运用差示扫描量热法、采用XRD检测等手段探讨研究了Fe--Ni--O--C体系中Fe、Ni的还原行为,样品主要包括NiO+C、Fe2 O3+C、NiFe2 O4+C、NiO+Fe2 O3+C和Ni+Fe2 O3+C等5种体系.结果表明:NiO+Fe2 O3体系中由于NiFe2 O4及Fe--Ni合金的生成使得该体系被还原的反应开始温度高于纯NiO,且最大反应速率对应的温度及还原反应结束温度均高于纯NiO但低于纯Fe2O3物质;相对于NiO+Fe2O3,NiFe2O4被C还原的开始及结束温度均更高,且还原速率更小;Fe2O3被C还原可分为三个阶段,金属Ni的存在能够明显促进铁氧化物的还原,主要是促进了Fe的各种氧化物形式(Fe2O3、Fe3O4和FeO)直接向金属Fe形式的转换;数据显示C还原NiFe2O4的过程也基本可分为三个阶段,不同阶段中产物的形态和种类均存在一定差别.     

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.     

氰化渣磁化焙烧过程中铁化合物反应行为的热力学分析

通过对磁化焙烧过程中氧化铁还原的热力学平衡分析,以及Fe2O3与硅酸钙、铁橄榄石与氧化钙、Fe3O4与二氧化硅反应的热力学分析,研究氰化渣中含铁化合物在磁化焙烧过程中的热力学反应规律.对氰化渣进行焙砂-磁选实验研究,采用全谱直读等离子体(ICP)、X线衍射(XRD)、X线荧光(XRF)等方法对氰化渣和焙烧渣进行分析和表征.研究结果表明:Fe2O3在较低温度范围内易被还原为Fe3O4,且CaO与SiO2的物质的量比n(CaO)/n(SiO2)为1∶1时,Fe2O3不与硅钙化合物反应,不会造成铁的损失;产物Fe3O4在焙烧炉料中与SiO2不能发生反应,有CO存在时,加入适量的添加剂,亦能够稳定存在;在焙烧过程中加入氧化钙,铁橄榄石中的铁能被取代出来,可以提高磁化焙烧效率,且氧化钙的配入量是影响磁化焙烧效率的重要因素;当n( CaO )/n( SiO2)=1∶1,时间为90min,N2和CO的物质的量比n(N2)/n(Co)为4∶1,添加1％ Na2SO4,温度为880 K时,铁的回收率达到84％,铁精粉中铁品位达到60％,符合工业炼铁的原料要求.实验结果与热力学理论计算结果相吻合.     

New pyrometallurgical process of EAF dust treatment with CaO addition

The non-carbothermic zinc pyrometallurgical processing of electric arc furnace (EAF) dust was investigated on a laboratory scale. The main objective of this process was to convert highly stable zinc ferrite (ZnFe₂O₄), which accounts for more than half of total zinc in the EAF dust, into ZnO and Ca₂Fe₂O₅ by CaO addition. The EAF dust was mixed with CaO powder in various ratios, pressed into pellets, and heated in a muffle furnace in air at temperatures ranging from 700 to 1100℃ for a predetermined holding time. All ZnFe₂O₄ was transformed into ZnO and Ca₂Fe₂O₅ at a minimum temperature of 900℃ within 1 h when sufficient CaO to achieve a Ca/Fe molar ratio of 1.1 was added. However, at higher temperatures, excess CaO beyond the stoichiometric ratio was required because it was consumed by reactions leading to the formation of compounds other than ZnFe₂O₄. The evaporation of halides and heavy metals in the EAF dust was also studied. These components could be preferentially volatilized into the gas phase at 1100℃ when CaO was added.     

Staged reaction kinetics and characteristics of iron oxide direct reduction by carbon

Staged reduction kinetics and characteristics of iron oxide direct reduction by carbon were studied in this work. The characteristics were investigated by simultaneous thermogravimetric analysis, X-ray diffraction (XRD), and quadrupole mass spectrometry. The kinetics parameters of the reduction stages were obtained by isoconversional (model-free) methods. Three stages in the reduction are Fe₂O₃→Fe₃O₄, Fe₃O₄→FeO, and FeO→Fe, which start at 912 K, 1255 K, and 1397 K, respectively. The CO content in the evolved gas is lower than the CO₂ content in the Fe₂O₃→Fe₃O₄ stage but is substantially greater than the CO₂ contents in the Fe₃O₄→FeO and FeO→Fe stages, where gasification starts at approximately 1205 K. The activation energy (E) of the three stages are 126–309 kJ/mol, 628 kJ/mol, and 648 kJ/mol, respectively. The restrictive step of the total reduction is FeO→Fe. If the rate of the total reduction is to be improved, the rate of the FeO→Fe reduction should be improved first. The activation energy of the first stage is much lower than those of the latter two stages because of carbon gasification. Carbon gasification and Fe_xO_y reduction by CO, which are the restrictive step in the last two stages, require further study.     

高炉灰为还原剂对海滨钛磁铁矿直接还原焙烧磁选--钛铁分离的影响

对高炉灰在直接还原焙烧-弱磁选工艺中用作印尼某海滨钛磁铁矿还原剂的可行性及其机理进行研究.结果表明,以萤石为添加剂的条件下,高炉灰可代替煤做还原剂,通过高炉灰与萤石的共同作用,可以在直接还原过程中提高还原铁粉中铁的回收率及品位并降低TiO2质量分数,同时回收高炉灰中铁.三种不同产地高炉灰还原效果的比较表明,高炉灰性质对还原效果有影响.在相同用量条件下,津鑫高炉灰( JX)还原效果最好;在JX高炉灰用量30%、萤石用量10%、焙烧温度1250益以及焙烧时间为60 min时,焙烧产物通过两段磨矿和两段磁选,最终得到最佳的还原铁粉中铁品位为91.28%,TiO2质量分数降至0.93%,包括海滨砂矿和高炉灰中铁的铁总回收率达到89.19%.     

CO还原氧化锌速率的研究

电弧炉粉尘直接还原回收新工艺中,粉尘中的锌被还原挥发进入气相并于收尘系统中被氧化,分离出这部分含锌较高的物料可采用传统的方法回收锌.而含锌物料中ZnO成分不断变化．为探索其还原过程的规律,首先采用化学纯ZnO进行CO还原实验,研究还原过程的有关规律,这一还原反应也是其它冶金过程中常见的和十分重要的反应．经实验研究发现,氧化锌还原速率与CO的浓度和温度有关,在还原温度为910～1200℃,CO浓度控制在15%～100%(体积分数)范围的实验条件下,建立了还原过程的动力学方程,确定了条件恒温下还原过程的动力学参数表观活化能为251.57kJ/mol,并与CO和CO     

Isothermal reduction kinetics and mineral phase of chromium-bearing vanadium-titanium sinter reduced with CO gas at 873-1273 K

Reduction of chromium-bearing vanadium-titanium sinter (CVTS) was studied under simulated conditions of a blast furnace, and thermodynamics and kinetics were theoretically analyzed. Reduction kinetics of CVTS at different temperatures was evaluated using a shrinking unreacted core model. The microstructure, mineral phase, and variation of the sinter during reduction were observed by X-ray diffraction, scanning electron microscopy, and metallographic microscopy. Results indicate that porosity of CVTS increased with temperature. Meanwhile, the reduction degree of the sinter improved with the reduction rate. Reduction of the sinter was controlled by a chemical reaction at the initial stage and inner diffusion at the final stage. Activation energies measured 29.22-99.69 kJ/mol. Phase transformations in CVTS reduction are as follows:Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO→Fe; Fe₂TiO₅→Fe₂TiO₄→FeTiO₃; FeO·V₂O₃→V₂O₃; FeO·Cr₂O₃→Cr₂O₃.     

Mathematical model of the direct reduction of dust composite pellets containing zinc and iron

Direct reduction of dust composite pellets containing zinc and iron was examined by simulating the conditions of actual production process of a rotary hearth furnace (RHF) in laboratory. A mathematical model was constructed to study the reduction kinetics of iron oxides and ZnO in the dust composite pellets. It was validated by comparing the calculated values with experimental results. The effects of furnace temperature, pellet radius, and pellet porosity on the reduction were investigated by the model. It is shown that furnace temperature has obvious influence on both of the reduction of iron oxides and ZnO, but the influence of pellet radius and porosity is much smaller. Model calculations suggest that both of the reduction of iron oxides and ZnO are under mixed control with interface reactions and Boudouard reaction in the early stage, but only with interface reactions in the later stage.     

重点钢铁厂铁矿石还原及焦炭气化的藕合反应

通过在模拟高炉温度和煤气成分变化的条下,对我国重点钢铁厂铁矿石还原及焦炭气化的藕合反应研究,阐明了焦炭气化与铁矿石还原与反应历程有关。分析预测高炉冶炼效果除考虑恒定温度和恒定煤气成分下焦炭与铁矿石冶金性能外,还应考虑焦炭与铁矿石藕合反应过程CO过剩量。研究表明宝钢、首钢、本钢、鞍钢CO过剩系数ηc较小,煤气利用好;包钢、重钢和梅山冶金公司ηco较大,煤气利用较差。     

炉顶煤气循环氧气高炉一维气固换热与反应动力学模型

结合风口回旋区燃烧和炉外煤气预热、脱除和循环的平衡关系,建立了氧气高炉一维气固换热与反应动力学模型,并采用传统高炉的运行和解剖数据对模型进行了验证分析.通过模型研究了氧气含量和上部循环煤气流量对氧气高炉炉内过程变量的影响规律.结果表明：氧气含量偏低和上部循环煤气流量不足时,会降低铁矿石还原效果,炉渣内出现大量未还原铁氧化物;氧气含量和上部循环煤气流量的提高可以有效提高炉内CO含量和铁矿石还原速度,但提高上部循环煤气流量会大幅提升炉顶煤气温度,增大热量损失.与传统高炉相比,氧气高炉内CO含量提高1.0~1.5倍,炉内气体还原性更强;铁矿石还原完成位置提高1.49 m,全炉还原反应速度更快;直接还原度降低55.2%~79.2%,炉内直接还原反应消耗的碳量更少.     

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.