包头中贫矿铁水氧气底吹转炉提铌工艺研究——包钢二流程提铌试验联动流程单元之一

包头铁矿中含有铌(Nb_2O_50.12～0.65％),虽然品位较低,但总贮量较大(70万吨以上的金属铌),铁矿石在富选铁的过程中,铌损失于尾矿达60％。所谓二流程是将含稀土和铌较多的包头中贫矿直接入高炉冶炼,可以获得含稀土氧化物15％以上的高炉渣作为生产低磷稀土硅铁合金的原料,另外可以得到含铌较高(Nb>0.20％)的铁水,比一般选矿→高炉铁水含铌(<0.08％)高一倍以上,不仅有利于从铁水回收铌的后续工序,而且不经选矿因之大大提高铌的总回收率。     

包头2号矿体选冶经济高效流程的开发

采用包头２号矿体的重选粗精矿（含Ｎｂ２Ｏ５１．６％～１．８％），用磁化焙烧－磁选，交流等离子冶烧工艺流程，可获得低磷中级铌铁（含铌２２％～３２％，Ｎｂ／Ｐ〉３０），铌收率６１．１％，同时获得含铌铁精矿（ＴＦｅ〉６０％，Ｎｂ２Ｏ５～１．０％）流程短效率高而经济。     

光度分析法测定包头铁矿及其冶炼渣中铌

系统研究了铌（Ｖ）与氯代磺酚Ｓ的显色反应，优化了反应条件，考察了该显色体系的分析性能，研究了样品的分解方法，拟定了用光度法分析包头铁矿及其冶炼渣中铌的方案。     

高炉中铌还原产生的碳化铌滞留带

包头铁矿含有大量的铌,目前包钢提铌流程是钢铁冶金主流程的分支流程,其中高炉是火法还原富集铌的主要部分。实验研究发现,在高炉碳热还原过程中铌会被还原成碳化铌(NbC),并在渣铁界面形成NbC滞留带。由于滞留带的存在,阻碍了铌进入铁相,影响了铌的还原回收率。NbC在碳饱和铁液中有一定的溶解度,温度升高使溶解度增加,有利于提高铌的还原回收率。     

用铌渣在电炉中冶炼含铌低合金钢

我国包头铁水提铌所得铌渣,以往是先在电炉中炼制成低级铌锰铁,然后用做冶炼含铌低合金钢的合金化添加剂。为了经济合理地回收利用包头铁水提铌铌渣,并降低含铌低合金钢添加铌元素的成本,本项工作用铌渣代替铌铁在电炉中冶炼含铌低合金钢。北京钢铁学院首先进行了铌渣直接合金化的热力学研究和实验室工艺试验。在此基础上,由包头东风钢铁厂提供含Nb_2O_5 4～7％的铌渣,在石家庄钢铁厂5吨电孤炉中(出钢量12吨)按16MnNb钢种冶炼9炉,总计114吨钢。工业试验结果表明,钢中铌的实际收得率稳定在70～82％。试验钢锭全部轧成φ14圆钢,经检验,机械性能符合GB1591—79     

包头铁水固氧提铌的工艺

提出了用固态氧化剂（轧钢铁皮或高品位铁精矿）从包头铁水提铌的工艺，简称铁水固氧提铌工艺。实验得到了固氧提铌最佳工艺参数：铁水温度为１３５０℃；Ｗ（氧化剂重量／生铁重量）为５％－１０％。探讨了非标准状态下，固氧提铌过程铁水中的Ｎｂ，Ｓｉ，Ｍｎ，Ｃ和Ｐ的热力学行为，分析了氧化剂加入量对铁水温度的影响。     

离子选择电极法测定包头铁矿及其冶炼渣中氟

系统研究了离子选择电极法测氟的条件，重点研究了共存元素的干扰及其消除方法，建立了包头铁矿及其冶炼渣中氟的简便、快速、可靠的分析方法。     

离子选择电权法测定包头铁矿及其冶炼渣中氟

系统研究了离子选择电极法测氟的条件，重点研究了共存元素的干扰及其消除方法，建立了包头铁矿及其冶炼渣中氟的简便、快速、可靠的分析方法．     

火焰原子吸收法测定铌精矿及炉渣中氧化钙

用火焰碑子吸收法测定了包头铌精矿和冶金炉渣中氧化钙，选用盐酸介质同，镧作释放剂，用ＥＤＴＡ＋三乙醇胺消除了干扰。比较了酸溶及碱熔试样处理方法，测定了酸不溶残渣中氧化钙。试验结果为：回收率１００％－１０２％，Ｒ．Ｓ．Ｄ〈２％。     

共生矿分离的基础理论研究——铌在铁液及钢渣中的热力学行为

我国包头矿中除稀土外,还含有丰富的铌化合物。但是铌的品位低、矿物种类多、颗粒细而且与铁、锰、磷等多种元素共生。给选矿分离带来很大困难。因此如何有效地把共生元素分开,经济地综合提取各个元素,这是理论和生产实际迫切需要解决的课题。但是迄今有关铌的热力学数据仍非常缺乏,尤其铌在铁液和渣中的热力学数据几乎是空白。 我组在魏寿昆教授领导下,自1978年以来先后完成了下列基础理论研究工作: (1)应用固体电解质氧电池技术测定了铌在铁液中活度,以及铌、锰、硅等元素对铁     

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.     

Two-stage reduction for the preparation of ferronickel alloy from nickel laterite ore with low Co and high MgO contents

The preparation of ferronickel alloy from the nickel laterite ore with low Co and high MgO contents was studied by using a pre-reduction-smelting method. The effects of reduction time, calcination temperature, quantity of reductant and calcium oxide (CaO), and pellet diameter on the reduction ratio of Fe and on the pellet strength were investigated. The results show that, for a roasting temperature >800℃, a roasting time >30 min, 1.5wt% added anthracite coal, 5wt% added CaO, and a pellet size of~10 mm, the reduction ratio of Fe exceeds 70% and the compressive strength of the pellets exceeds 10 kg per pellet. Reduction smelting experiments were performed by varying the smelting time, temperature, quantity of reductant and CaO, and reduction ratio of Fe in the pellets. Optimal conditions for the reduction smelting process are as follows:smelting time, 30-45 min; smelting temperature, 1550℃; quantity of reductant, 4wt%-5wt%; and quantity of CaO, 5wt%; leading to an Fe reduction ratio of 75% in the pellets. In addition, the mineral composition of the raw ore and that during the reduction process were investigated by process mineralogy.     

红土镍矿含碳球团还原富集镍铁

采用碳还原-磁选分离-熔炼工艺制备了镍铁合金.考察了在碳还原过程中添加剂的用量、还原温度、还原时间对镍铁的富集的影响.在添加剂和配碳量(质量分数)分别为5%和3%,还原温度1 320℃和还原时间为120min的条件下,磁性产物中镍、铁质量分数分别达到8.31%和71.5%,回收率达到95.44%和99.84%.熔炼后得到镍、铁质量分数分别为10.11%和83.75%的镍铁合金.对有、无添加剂所得还原产物的形态分析表明,自制添加剂对镍铁合金生长具有促进作用.     

硼铁矿火法分离工艺清洁生产评价

以攀西钒钛磁铁矿冶炼工艺为对比,对硼铁矿火法分离工艺进行了清洁生产评价.提出复合矿进行清洁生产评价的指标体系,采用层次分析法确定各指标权重,采用综合评分法计算清洁生产指数,依据指数得分情况给出评价结论.结果表明:硼铁矿火法分离工艺属于清洁生产,钒钛磁铁矿冶炼工艺属于传统先进.同时提出火法分离工艺存在的不足之处及相应建议.     

Effects of smelting parameters on the slag/metal separation behaviors of Hongge vanadium-bearing titanomagnetite metallized pellets obtained from the gas-based direct reduction process

Smelting separations of Hongge vanadium-bearing titanomagnetite metallized pellets (HVTMP) prepared by gas-based direct reduction were investigated, and the effects of smelting parameters on the slag/metal separation behaviors were analyzed. Relevant mechanisms were elucidated using X-ray diffraction analysis, FACTSAGE 7.0 calculations, and scanning electron microscopy observations. The results show that, when the smelting temperature, time, and C/O ratio are increased, the recoveries of V and Cr of HVTMP in pig iron are improved, the recovery of Fe initially increases and subsequently decreases, and the recovery of TiO₂ in slag decreases. When the smelting CaO/SiO₂ ratio is increased, the recoveries of Fe, V, and Cr in pig iron increase and the recovery of TiO₂ in slag initially increases and subsequently decreases. The appropriate smelting separation parameters for HVTMP are as follows: smelting temperature of 1873 K; smelting time of 30–50 min; C/O ratio of 1.25; and CaO/SiO₂ ratio of 0.50. With these optimized parameters (smelting time: 30 min), the recoveries of Fe, V, Cr, and TiO₂ are 99.5%, 91.24%, 92.41%, and 94.86%, respectively.     

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%。     

从不锈钢粉尘中选择性提取Cr、Ni和Zn重金属

基于热力学计算结果,通过配碳还原-熔分工艺,从不锈钢粉尘中选择性分步提取了Cr、Ni和Zn重金属元素.配碳还原实验结果表明,不锈钢粉尘的最佳配碳量为20%,粉尘中Fe、Ni和Zn的最低还原温度为1050℃,Cr的最低还原温度是1 400℃,与热力学计算结果一致,通过控制温度实现了对粉尘中金属的选择性分步还原.直接还原熔分实验说明,Fe-Cr合金最佳熔分温度为1550℃,粉尘中金属以Fe-Ni-Cr合金形式被提取出来,渣金分离状况良好,反应时间5min时金属提取率已达到75%左右,15 min时Fe和Cr收得率达到85%以上,Ni超过90%.通过控制配碳量、还原时间与反应温度,在不改变现有工艺的条件下,不锈钢粉尘直接返回炼钢主流程回收其重金属完全可行.     

京唐公司转炉双联冶炼工艺及技术指标

阐述了京唐公司转炉双联工艺及其优势,重点就转炉双联法与常规冶炼主要技术指标进行了对比分析,分析结果显示：采用转炉双联冶炼法时脱磷率为92.86%,采用常规冶炼法转炉脱磷率为88.4%,转炉双联工艺脱磷效果明显。脱磷炉终渣中平均TFe含量是8.27%,脱碳炉终渣中平均TFe含量是18.92%,常规转炉终渣中平均TFe含量是18.98%,转炉双联冶炼过程不仅铁损低,而且金属料消耗少。辅原料消耗上转炉双联法白灰和轻烧白云石的用量比传统冶炼法分别减少9.7 g/t钢、9.3 g/t钢。转炉双联法和常规冶炼法终点钢水平均碳氧积分别为0.0023和0.0024,控制水平较好。     

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.