高磷赤铁矿采用CaCl_2气化脱磷的试验研究

对高磷赤铁矿在烧结过程中添加CaCl2气化脱磷进行热力学分析,并通过微型烧结试验对影响气化脱磷率的因素进行研究。结果表明,在烧结过程中添加CaCl2可以使高磷赤铁矿中的P元素以PCl3气体形式随烧结废气排出;气化脱磷率受配碳量、加热温度、CaCl2加入量、矿石碱度等因素影响;当配碳量为4%、加热温度为900℃、CaCl2加入量为1.36%、通过添加白灰使矿石碱度增加到1.2时,脱磷率可以达到18.3%。     

燃料对高磷鲕状赤铁矿气化脱磷的影响

以酒泉烟煤、阳泉无烟煤、焦煤混合物和木炭作为燃料,在900℃下模拟烧结预热层进行焙烧,研究燃料种类和用量对气化脱磷的影响。结果表明：由于不同煤和木炭的挥发分不同,对于气化脱磷的影响不同,在配碳量为4％时,挥发分最高的烟煤脱磷效果最好。     

高磷鲕状赤铁矿还原焙烧及微生物脱磷试验

以湖北鄂西某高磷鲕状赤铁矿为研究对象,采用还原焙烧-弱磁选方法进行试验,并用黑曲霉对磁选后精矿进行微生物浸出脱磷研究.试验结果表明,正交实验得出各因素对精矿品位的影响顺序从大到小依次为焙烧温度、焙烧时间、还原剂比例、磨矿粒度.最佳焙烧-弱磁选条件为焙烧温度900℃、焙烧时间25 min、还原剂配比6％、磨矿粒度-0.074 mm95.08％,在此条件下获得精矿品位57.25％、回收率90.20％的较好的选别指标.黑曲霉对精矿中的磷元素具有较强的脱除能力,微生物浸出作用8d后,在较低的矿浆浓度下矿石的脱磷率为79.68％,矿石中的含磷量由0.85％降低到0.17％.该研究为微生物用于铁矿石的脱磷提供了理论依据.     

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。     

高磷鲕状赤铁矿烧结过程脱磷的热力学分析

讨论湖北宜昌高磷鲕状赤铁矿烧结还原脱磷的热力学,在分析高磷鲕状赤铁矿物化性能的基础上,利用 HSC 软件研究了不同脱磷剂对高磷鲕状赤铁矿还原脱磷的影响。计算结果表明：C 直接还原 Ca5（PO4）3 F 在烧结温度下难以进行;C 存在的条件下,添加 SiO2或 SiC 后能有效降低还原反应温度添加 Na2 SO4或 Na2 CO3与矿石中的脉石发生反应,Ca5（PO4）3 F 与脉石分离裸露,有利于脱磷反应充分进行。     

某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究

采用浸出、电渗析等试验方法研究了尼日利亚高磷鲕状赤铁矿中磷的赋存状态并采用XRD和SEM分析添加脱磷剂Na2CO3直接还原焙烧产物的特性.结果表明,含磷矿物主要是呈微细粒包裹体嵌布在铁矿物鲕粒的裂隙或孔洞中的纤磷钙铝石(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4))、蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)以及均匀分散在铁矿物中的磷.通过添加脱磷剂Na2CO3的还原焙烧磁选可实现高效铁磷分离.磷通过两种方式去除:一部分含磷矿物与金属铁分离,存在于脉石矿物中,通过磨矿磁选可以有效去除,一部分含磷矿物与Na2CO3反应生成溶于水的磷矿物,最终使得还原铁产品中的磷含量降低.     

高磷铁水脱磷效率影响因素的研究

试验研究CaO-CaCl2-Fe2O3系脱磷熔剂组成、温度和处理时间对高磷铁水脱磷效率的影响.结果表明,温度为1 350 ℃时高磷铁水脱磷效果最佳;脱磷剂中当m(CaO)/m(Fe2O3)=1、时间为15 min时高磷铁水脱磷率ηP达到峰值;w(CaCl2)为20%左右、脱磷熔剂光学碱度Λ=0.7时,高磷铁水脱磷效果最好.所有炉次的高磷铁水脱磷反应在前5 min基本结束.     

鄂西高磷鲕状赤铁矿含碳球团脱磷

根据鄂西地区高磷鲕状赤铁矿的矿物特性结合煤基直接还原方式的特点进行了脱磷实验研究,实验过程中还原煤为哈密煤.实验结果表明:采用煤基直接还原+磁选工艺在实验室条件下可以获得最低磷质量分数为0.031%的铁精粉;为了达到这一实验结果,必须保证满足还原脱磷条件的最佳还原温度和配碳量(本实验条件下,最佳还原温度为1250℃,矿煤比1.25),生球要有适宜磷还原的二元碱度(R≤0.8),适中的原矿粒度(2 mm以下),最后保证达到反应平衡的还原时间(50 min).     

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.     

高磷贫碳酸锰矿石微生物脱磷初探

研究了一种芽孢杆菌代谢产酸的生化特性．考察了其在富磷、缺磷及含磷酸钙的缺磷培养基中的生长情况及摄磷、溶磷行为．结果表明：在富磷培养基中,细菌代谢产酸明显并能过量摄磷;在缺磷培养基中,细菌代谢受到抑制;在含磷酸钙的培养基中,细菌除能过量摄磷外,其代谢产生的酸具有显著的溶解磷酸钙作用．     

某高磷铁矿提铁降磷研究

以湖南某地高磷铁矿为原料,采用还原焙烧一磁选一硫酸浸出工艺进行提铁降磷试验研究.对还原焙烧一磁选粗精矿进行硫酸浸出工艺参数优化,对浸出时间、液固比、硫酸用量和搅拌速度等因素对提铁降磷效果的影响进行研究.研究结果表明:对原矿品位为47.28%Fe(质量分数)和磷含量为1.59%的高磷铁矿石经过还原焙烧一磁选得到的粗精矿,在浸出时间为2h、液固比为2.5、硫酸用量为50 kg/t和搅拌速度为500 r/min的条件下进行酸性浸出提铁降磷,最终得到铁精矿品位达62.35%Fe,磷含量为0.20%,铁总回收率为90.54%和脱磷率为87.42%.     

Strengthening iron enrichment and dephosphorization of high-phosphorus oolitic hematite using high-temperature pretreatment

The efficient development and utilization of high-phosphorus oolitic hematite is of great strategic significance for the sustainable supply of iron-ore resources in China. In this paper, the mechanism of high-temperature pretreatment for enhancing the effect of iron enrichment and dephosphorization in the magnetization roasting–leaching process was studied by X-ray diffraction(XRD), vibration sample magnetometer(VSM), scanning electron microscopy and energy dispersive spectrometry(SEM–EDS). Compared with the process without high-temperature pretreatment, the iron grade of the magnetic separation concentrate after high-temperature pretreatment had increased by 0.98%, iron recovery rate had increased by 1.33%, and the phosphorus content in the leached residue had decreased by 0.12%. High-temperature pretreatment resulted in the dehydration and decomposition of hydroxyapatite, the dehydration of limonite and the thermal decomposition of siderite,which can produce pores and cracks and weaken the compactness of the ore, improve the magnetization characteristics of roasted ore, and strengthen the iron enrichment and dephosphorization during the magnetization roasting and leaching process.     

煤基直接还原—磁选超微细贫赤铁矿新工艺

针对某种超微细粒贫赤铁矿难选的特点,开发了煤基直接还原一磁选新工艺,制备出高品位铁精矿。采用预热团块煤基直接还原工艺制取高金属化率的直接还原团块,经磨矿一磁选,得到高品位高金属化率的铁精矿,从而为开发利用微细粒嵌布复杂低品位铁矿提供了理论依据。通过对还原温度、还原时间及C与Fe质量比等条件的优化,得到金属化率93．72％的还原矿,经三段磨矿一三段磁选得到Fe似为69．54％,金属化率为98．01％,且有害杂质含量少的铁精矿。该工艺所得的高金属化率的铁精矿可直接作为转炉炼钢的原料。     

合成精炼渣对钢水脱磷作用的研究

采用CaO-Al2O3-MgO-BaO-CaF2渣系,在实验室内依据冶金热力学和动力学理论进行热模拟实验,对不同量的原料配比进行了精炼渣的脱磷实验,系统的分析了初始磷含量、碱度、光学碱度、BaO、CaF2等因素对脱磷能力和脱磷反应速率的影响。研究表明,BaO部分取代CaO时,脱磷率高,碱度小于30,光学碱度小于0.9,CaF2在16%-18%,脱磷率高。     

微波辐照对鲕状高磷铁矿除磷工艺的影响

研究了微波辐照预处理对鲕状高磷铁矿气基还原联合高温熔分除磷提铁工艺的影响。微波预处理采用昆明理工大学研制的功率连续可调 MW-HS 多功能高温微波反应器。微波预处理样品进行SEM和EDS分析以及热重分析。研究结果表明：微波预处理可以明显改变鲕状高磷铁矿颗粒的显微结构。在颗粒内部中磷灰石和铁氧化物之间产生明显的裂纹,并使鲕粒内部形成众多的微裂和疏松结构。微波预处理对鲕状高磷铁矿的气基还原的后期阶段有促进作用并延缓了颗粒内部烧结现象的发生。管式炉气基还原和高温熔分实验结果表明：微波辐射预处理可以大幅提高铁的回收率,但是同时铁样中的磷略有升高。在1 273 K,CO气氛和还原时间为2 h的条件下,450 W功率微波预处理的矿粉最终金属化率可以达到90%,其熔分结果的金属回收率可以达到83%,铁样磷含量为0.48%。     

Reduction behavior of hematite in the presence of coke

The reduction kinetics of hematite in the presence of coke as a reductant was studied via isothermal and non-isothermal thermodynamic analyses. The isothermal reduction of hematite was conducted at a pre-determined temperature ranging from 1423 to 1573 K. The results indicated that a higher reduction temperature led to an increased reduction degree and an increased reduction rate. The non-isothermal reduction of hematite was carried out from room temperature to 1573 K at various heating rates from 5 to 15 K·min-1. A greater heating rate gave a greater reduction rate but decreased reduction degree. With an increase in temperature, both the reduction rate and the reduction degree increased at a smaller rate when the temperature was less than 1150 K, and they increased at a higher rate when the temperature was greater than 1150 K before completion of the reduction reaction. Both the isothermal and the non-isothermal reduction behaviors of hematite were described by the Avrami–Erofeev model. For the isothermal reduction, the apparent activation energy and pre-exponential factor were 171.25 kJ·mol-1 and 1.80×105 min-1, respectively. In the case of non-isothermal reduction, however, the apparent activation energy and pre-exponential factor were correlated with the heating rate.