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.     

基于直接还原的高铁铝土矿选择性富集

研究还原剂用量、保温温度、保温时间、升温速率和降温速率对高铁铝土矿组分选择性富集以及刚玉晶体长大的影响。研究结果表明:还原气氛中赤铁矿被还原为单质铁后富集于金属相,水铝石转化为α-Al2O3富集于刚玉相;高岭石转化为莫来石和非晶SiO2富集于硅酸盐相;增加保温时间可以有效促进刚玉晶粒的长大和粗化而不会出现粒铁和金属夹渣现象;采用直接还原方案可以实现高铁铝土矿中组分的选择性富集。     

含铌铁精矿含碳球团还原过程中微观结构变化研究

借助SEM、EDS、XRD、化学分析等手段,对不同还原焙烧条件下含铌铁精矿含碳球团的金属化率、形貌、物相组成及元素分布等进行表征,在实验室模拟转底炉条件下研究了直接还原过程中铁矿物和钛、铌矿物的微观结构变化。结果表明,适当地提高还原温度或延长还原时间,有助于提高球团的金属化率,本实验条件下,在还原温度1100℃时保温20min,球团金属化率达到最大,约为86%;此外,随着还原温度的升高或还原时间的延长,金属铁不断聚集、长大,形成较大的金属颗粒,并逐渐连结形成网状结构,渣铁明显分离,含铌、钛矿物也聚集在一起分布在渣相中,为后续铌和钛的富集提供了有利条件。     

电渣重熔过程电磁场和温度场数值模拟

建立了考虑电流集肤效应的三维电渣重熔电磁场和温度场数学模型,并采用电磁场和金属熔池形貌测量方法分别验证了数学模型的准确性,分析了电流频率和渣池厚度对电渣重熔过程电流密度、磁感应强度、电磁力、焦耳热、温度、熔池深度的影响规律.结果表明:随着电流频率增加,电极和钢锭表面电流集肤效应明显,渣池内部电流分布基本不变;电渣重熔系统内最大焦耳热位于平底电极与渣池接触角部,然而高温区位于渣池内部电极下方靠近渣金界面处.当渣池厚度从015m增加到021m,渣池中心轴线上最高温度从1826℃降低到1721℃,金属熔池深度从022m降低到016m.     

焙烧温度对氧化球团性质及其气基直接还原过程的影响

考查焙烧温度对氧化球团抗压强度、孔隙率、Fe3O4含量及显微结构等性质的影响,研究不同焙烧温度下球团的还原行为,计算其还原过程动力学并确定还原过程的限制性环节。研究结果表明:随着焙烧温度的升高,氧化球团抗压强度增大,晶粒间互联及渣相增多,球团内Fe3O4含量及孔隙率则明显降低;在1 200℃焙烧时球团还原最快,其次为1 150℃和1 250℃,最慢的是于1 100℃焙烧球团;在1 100,1 150和1 200℃焙烧球团还原过程受界面化学反应控制,而1 250℃焙烧球团在还原过程前期受界面化学反应控制,后期受内扩散控制。     

复合添加剂对金属陶瓷惰性阳极导电性的影响

为了改善金属相对陶瓷相的润湿,充分发挥金属相的作用,在合成含10%Ag的Ag/NiFe2O4金属陶瓷过程中引入添加剂TiO2和V2O5,采用粉末冶金法制备Ag/NiFe2O4金属陶瓷惰性阳极.原料NiO,Fe2O3,Ag和微量TiO2,V2O5经混料、成型后在1 250℃下烧结6 h.研究了添加剂TiO2,V2O5对Ag/NiFe2O4金属陶瓷微观形貌以及对试样电导率的影响.研究结果表明,复合添加TiO2,V2O5后金属银在陶瓷相中呈线状分布,EDX分析发现金属相中含有陶瓷相的组成,说明金属相与陶瓷相间的润湿性有所改善;同时试样的电导率有了显著提高.当添加0.5%TiO2,2.0%V2O5时试...     

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.     

含碳铬矿团块高温还原特性研究

在1250～1450℃高温范围内研究内配碳铬矿团块中Cr2O3还原率和总还原率与内配碳比和渣相碱度的关系,并分析了含碳铬矿团块还原过程中金属相和渣相聚集和分离状态的变化。结果表明,Cr2O3还原率主要受还原温度和内配碳比的影响,当还原温度高于1400℃时,控制适宜的渣相组成和内配碳比,可以实现还原产物中金属相和渣相的完全分离。利用实验得到的条件,可望开发一种新的廉价碳素铬铁的生产方法。     

二氧化钛改质对含磷转炉渣中磷富集行为的影响

为了有效富集含磷转炉渣中磷,通过TiO2熔融改质研究了磷富集行为,对TiO2改质过程进行了热力学探讨,同时对实验炉渣进行磁选分离提取了富磷相.在1623 K条件下,随着渣中TiO2含量的增加,渣中先期析出的n2CaO·SiO2--3CaO·P2O5(以下简记nC2S--C3P)固溶体与TiO2不断反应析出CaSiTiO5、CaTiO3和高磷固溶体(n’C2S--C3P,n’相似文献   

浸锌渣综合利用新工艺及镓的富集行为

研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺,并采用电子显微镜、能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质.研究结果表明当还原温度为1100 ℃、还原时间为150 min时,还原焙烧渣中铁的金属化率、镓的回收率、锌的挥发率分别为95.10%,89.10%,98.42%.还原焙烧渣经破碎、磨矿、磁选分离获得的磁性产物中含Fe 90.16%,Ga的质量浓度为2164 g/t;Fe,Ga的回收率分别为87.78%,92.42%;还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相,镓具有明显的亲铁特性;镓在金属铁中的富集是实现浸锌渣在还原焙烧分选过程中高效分离的基础.     

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.     

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.     

熔分过程中铌、磷在渣铁两相间的分配比

以白云鄂博铌精矿经预还原后在电炉内熔分所形成的渣铁体系为研究对象,通过实验考察了熔分过程中铌、磷在渣铁两相间分配比的变化规律.结果表明,在本实验条件下,铌、磷的分配比随铁液中碳质量分数的增加而减小,当碳达到饱和时,铌氧化物会在渣铁界面处被还原为碳化铌,熔分终点w［C］应控制在342%以下;铌、磷的分配比随温度升高而减小,熔分温度可控制在1450℃左右;铌、磷的分配比随渣中FeO质量分数的增加而增大,熔分终点w(FeO)应控制在585%左右;铌、磷的分配比随熔渣光学碱度的升高而增大,添加MgO可明显降低磷的分配比.     

低温低碱度脱磷渣中磷的富集行为

At low basicity and low temperature, the dephosphorization behavior and phosphorus distribution ratio (L_P) between slag and molten steel in the double slag and remaining slag process were studied with a 180 t basic oxygen furnace industrial experiment. The dephosphorization slags with different basicities were quantitatively analyzed. At the lower basicity range of 0.9–2.59, both L_P and dephosphorization ratio were increased as the basicity of dephosphorization slag increased. Dephosphorization slag consisted of dark gray P-rich, light gray liquid slag, and white Fe-rich phases. With increasing basicity, not only did the morphologies of different phases in the dephosphorization slag change greatly, but the area fractions and P₂O₅ content of the P-rich phase also increased. The transfer route of P during dephosphorization can be deduced as hot metal → liquid slag phase + Fe-rich phase → P-rich phase.     

磷在CaO-SiO2-FetO-P2O5与2CaO·SiO2颗粒界面间的传质行为

对2CaO·SiO2(C2S)颗粒与C2S饱和的CaO-SiO2-FetO-P2O5渣在1 500℃下的反应进行了实验研究,采用SEM/EDS观测了C2S颗粒与熔渣界面之间不同位置各成分的含量变化,讨论了磷在C2S颗粒与熔渣界面间的传质行为。结果表明,在C2S颗粒与其周围熔渣形成的固液两相区内生成了n·2CaO·SiO2-3CaO·P2O5(nC2S-C3P)固溶体。随着反应时间的延长,nC2SC3P固溶体层越来越厚,在指向C2S颗粒内部方向,nC2S-C3P固溶体层中的磷含量逐渐降低。了解磷在C2S与熔渣界面间的传质行为,有助于CaO-SiO2-FetO-P2O5中nC2S-C3P固溶体形成机理的研究。     

Dripping and evolution behavior of primary slag bearing TiO<Subscript>2</Subscript> through the coke packed bed in a blast-furnace hearth

To investigate the flow of primary slag bearing TiO₂ in the cohesive zone of blast furnaces,experiments were carried out based on the laboratory-scale packed bed systems.It is concluded that the initial temperature of slag dripping increases with decreasing FeO content and increasing TiO₂ content.The slag holdup decreases when the FeO content is in the range of 5wt%-10wt%,whereas it increases when the FeO content exceeds 10wt%.Meanwhile,the slag holdup decreases when the TiO₂ content increases from 5wt% to 10wt% but increases when the TiO₂ content exceeds 10wt%.Moreover,slag/coke interface analysis shows that the reaction between FeO and TiO₂ occurs between the slag and the coke.The slag/coke interface is divided into three layers:slag layer,iron-rich layer,and coke layer.TiO₂ in the slag is reduced by carbon,and the generated Ti diffuses into iron.     

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。     

Al2O3对高炉渣物化性能影响的理论分析

随着优质铁矿资源的消耗,钢铁企业可利用的铁矿原料品位逐渐降低。因此,高铝质铁矿资源越来越受到钢铁企业的关注,但高铝原料在高炉冶炼过程中会带来渣铁黏稠、炉温偏低、冶炼安全等一系列问题。本研究中采用FactSage热力学软件分析Al₂O₃质量分数对高炉渣平衡物相、熔化温度、相析出温度的影响以及高铝渣液相区变化和黏度变化,旨在为高炉冶炼高铝原料提供一定的基础支撑。研究发现：炉渣为低铝（5%～10%）含量时,随着Al₂O₃含量增加,炉渣熔化温度升高,析出相为黄长石相和纯物质相,高炉渣黏度变化不大,炉渣中SiO₂含量高,炉渣黏度过高,不适合高炉冶炼;炉渣为中铝（10%～15%）含量时,随着Al₂O₃含量增加,炉渣熔化温度升高,析出相为尖晶石相、黄长石相和纯物质相,高炉渣黏度增加幅度略有提高,Al₂O₃含量对高炉渣性质影响较小,增加炉渣二元碱度对炉渣黏度降低效果较明显;炉渣为高铝（15%～30%）含量时...     

高炉炉缸凝铁层物相分析

在高炉炉缸破损调研的基础上对高炉炉缸耐火材料热面凝铁层进行取样,利用扫描电子显微镜、物相分析等分析手段揭示了凝铁层的物相组成,并运用Thermol-calc热力学计算软件结合TCFE8数据库对铁水中石墨碳的析出温度及析出相分数进行了计算,最后揭示了炉缸凝铁层物相的形成机理.结果表明,高炉炉缸凝铁层主要由Fe相和石墨碳相交替分布组成,铁水成分对石墨碳析出温度影响较大,石墨碳析出温度远高于铁水凝固温度,铁水中C、Si元素含量对石墨碳析出相分数影响较大,而石墨碳析出相可增大铁水黏度11.9%.凝铁层中石墨碳的析出主要是由于Fe-耐火材料界面温度低于石墨碳析出温度,使得铁水中C不断向耐火材料热面迁移,进而形成Fe-C交替的分层结构.     

钢渣滤料的制备及其吸附除磷性能

将转炉渣破碎、筛分后与粘结剂和造孔剂混合,制备钢渣滤料,并考察其除磷性能。结果表明,制备钢渣滤料的最佳原料配比为钢渣：粘土：淀粉=5：2：1,最佳烧结条件为1100℃,30min;对含磷2～25mg／L的水样,达到吸附平衡的时间随着浓度的升高而延长,反应2h可保证达到吸附平衡;对pH为3—7的废水均具有理想的吸附效果,对碱性废水的吸附效果下降;不同温度条件下钢渣滤料对磷的吸附过程属于单分子层吸附,以化学吸附为主,符合Langmuir模型（线性相关系数R2〉0．98）;且最大吸附量随着温度的上升而增加,升温有利于吸附进行;通过破碎和重新造粒,可有效提高钢渣的除磷效果。