含铌铁矿粉氢气选择性还原过程中磷行为

 对白云鄂博含铌铁矿粉氢气选择性还原-熔分-铌铁冶炼的提铌方案中磷的行为进行试验研究。在该试验条件下,磷质量分数为0.100%的含铌铁矿粉通氢气还原后熔分,得到磷质量分数小于0.010%、铌质量分数为2.000%的富铌渣,铁中铌质量分数为0.008%、磷质量分数为0.230%,铌磷分离效果明显,同时熔分后铌品位是原来的3.5倍。试验结果表明,氢气在还原阶段能够在还原铁氧化物的同时将Ca3P2O8还原,通过熔分达到铌与磷、铁元素等分离的目的,铌有效地富集在渣中。     

高磷铁矿选择性除磷工艺研究

研究了从高磷铁中选择性除磷。考察了不同除磷剂的除磷效果及反应时间、液固体积质量比、搅拌速度、反应温度、除磷剂浓度对除磷的影响。试验结果表明:在反应时间45 min、高磷铁矿粒度小于0.147 mm、液固体积质量比4∶1、搅拌速度200 r/min左右、常温、除磷剂盐酸浓度为2.5 mol/L的优化条件下,除磷效果最佳。铁矿磷质量分数由1.16%下降到0.05%以下,全铁质量分数由42.676%上升到54%以上。     

含铬镍铁水脱磷保铬的机理与试验

 为了解决铬镍生铁因磷质量分数高用做不锈钢原料受限的问题,开展了关于含铬镍铁水脱磷保铬的理论计算和工业试验研究。采用竖炉工艺回收不锈钢粉尘,冶炼出的含铬镍铁水磷质量分数高,导致铁水利用量受限。通过计算铬、镍、铁氧化物还原热力学条件和磷、铬、碳氧化的临界氧势,提出了采用碱性CaO渣系、控制炉渣氧势和出铁温度实现脱磷保铬的措施。在理论计算基础上,进行了竖炉冶炼含铬镍铁水的脱磷保铬工业试验。试验共冶炼出含铬镍铁水32 t,当炉渣碱度为1.15、炉渣[w(FeO)]为4.98%、出铁温度为1 673～1 684 K时,脱磷率可达36%以上,铁水中磷质量分数可降至0.023%,铬收得率为88%以上,本研究达到了脱磷保铬的目的,并且解决了含铬镍铁水磷质量分数高的问题。     

竖炉法冶炼含Cr和Ni的铁水试验研究

基于竖炉工艺,以不锈钢除尘灰、铁鳞、红土镍矿、铁精矿和铬矿为主要原料,采用小型试验竖炉进行高温冶炼模拟试验,探索竖炉工艺冶炼含Cr和Ni的铁水的可行性。研究结果表明：采用竖炉法处理不锈钢除尘灰,能实现除尘灰中Fe,Cr和Ni等有价元素的回收。Ni元素基本上全部进入铁水,其回收率高达99.80%,Cr的回收率也可达到95.82%。竖炉全红土矿冶炼含Cr和Ni的铁水是可行的,而且将红土镍矿球团和不锈钢除尘灰球团搭配入炉,不仅可充分回收Fe,Cr和Ni等元素,还可减少渣量、降低焦比。竖炉采用铬矿配加铁精矿球团和铁鳞球团冶炼含Cr铁水时,铁水中Cr质量分数可达到17.5%,最高可达20.48%,Cr回收率稍低,为87.15%,但有进一步提高的可能;随着铁水中Si含量的增加,Cr的回收率逐渐提高,磷的分配比逐渐减低;当铁水Si质量分数从1.38%提高到3.73%时,Cr的回收率和磷的分配比变化不大。     

铜钴冶炼渣还原造锍熔炼回收铜和钴

从试验上验证了铜钴硫化矿冶炼新工艺的可行性,并着重研究了新工艺中铜钴冶炼渣还原造锍熔炼阶段还原剂焦炭用量、硫化剂黄铁矿用量、熔炼温度和保温时间对铜钴回收率的影响。结果表明,加入铜钴冶炼渣质量分数6%的焦炭和20%的黄铁矿,在1 350℃熔炼3h,弃渣含铜、钴可分别降至0.12%和0.074%,产品铜钴锍中铜、钴回收率分别达到92.95%和89.95%。贫化渣主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和磁铁矿(Fe3O4),铜钴锍主要物相为硫化亚铁(FeS)、钴铁硫化物(Fe0.92Co0.08S)、吉硫铜矿(Cu8S5)。     

高磷铁矿含碳球团还原熔分脱磷

通过对高磷铁矿中磷灰石还原机理的分析,发现配加碱性添加剂有利于抑制磷灰石还原,减少珠铁中磷含量。试验首先向含碳球团中配加CaCO3调节碱度,并在此基础上分别添加Na2CO3、CaF2,研究碱度和添加剂对球团还原熔分后珠铁和渣中磷含量的影响,得到磷的分配情况。试验结果表明:提高碱度,配加Na2CO3、CaF2均有利于抑制高磷铁矿中磷灰石的还原,降低珠铁中的磷含量。在1 400℃,碱度为1.4,Na2CO3、CaF2的质量分数均为4%,反应时间为12min时,珠铁中磷含量达到最低,脱磷率达到81.2%。     

高铝高硫低品位铁矿粉还原熔分制备珠铁

 基于转底炉珠铁工艺,以一种高铝高硫低品位铁矿粉和无烟煤为原料,在实验室条件下进行了还原熔分试验研究,考察了温度、配碳量、碱度和添加剂对高铝铁矿含碳球团还原熔分行为的影响,并分析了碱度和添加剂对珠铁中硫质量分数的影响。试验结果表明,温度为1 350～1 450 ℃时,空白球团熔分效果较差,金属铁渗碳量较低;提高配碳量,金属铁渗碳量略有增加,但熔分效果仍较差;碱度增加会促进球团还原,1 450 ℃时,碱度为0.6、0.8、1.0、1.2的球团可以实现渣铁良好分离,珠铁中硫质量分数逐渐降低,碱度为1.2时降低较明显;Na2CO3配比增加,球团熔分也会逐渐变差,1 450 ℃时球团基本均可以熔分,珠铁中的硫质量分数逐渐降低,但脱硫效果不明显;当碱度为1.2、Na2CO3配加为8%、CaF2配加为4%时,球团可以在1 450 ℃下良好熔分,脱硫效果显著,珠铁中硫质量分数为0.085%,脱硫率达到96.5%,所得珠铁基本满足炼钢要求。     

回归分析对铁精矿含硫量的预报与控制

梅山矿为一大型火山岩高硫富铁矿床。经近几年补勘圈定含硫18%以上的黄铁矿矿体达数百万吨,另尚有相当数量含硫18%以下的高硫矿石。这些黄铁矿矿体分布在各工业品级铁矿体之中,与铁矿体密切联生,难以实行选择性开采。对于需入选的混采高硫矿石,为了确保铁精矿质量,要求采出原矿硫含量保持合理均衡,以给浮选脱硫创造良好条件。在目前无地面配矿场情况下,必须在采场进行配矿。实施采场中和配矿,采出原矿中硫含量应控制到     

鞍钢东部铁尾矿悬浮磁化焙烧-磁选试验

 为提取和回收鞍钢东部铁尾矿中的铁,采用实验室间歇式悬浮反应炉作为磁化焙烧装置,以高纯CO和N₂的混合气体作为还原性气体,考察了铁品位为26.50%的鞍钢东部铁尾矿强磁再选精矿在悬浮磁化焙烧-磁选过程中的影响因素。试验结果表明,在气体流量为800 mL/min、焙烧温度为600 ℃、CO浓度为25%、焙烧时间为2.5 min及焙烧矿磨矿粒度小于0.023 mm占90%的条件下,可获得TFe质量分数为65.91%、铁回收率为94.06%的磁选精矿。物相分析表明,在上述还原焙烧条件下,弱磁性赤(褐)铁矿选择性转变为强磁性磁铁矿,实现了铁矿物相转化的精准调控。     

高磷鲕状赤铁矿磷的存在形态及脱磷机理

 针对高磷鲕状赤铁矿石矿物结构复杂导致的脱磷困难现状,为实现深度脱磷的目的,探索矿物还原过程中磷的形态及微观脱磷过程。以铁品位为44.78%、磷的质量分数为0.92%的高磷鲕状赤铁矿为研究对象,根据其面扫描电镜及矿相结构图可知,矿物之间嵌布紧密、逐层形成鲕状结构,石英、鲕绿泥石与赤铁矿等互相包裹,磷元素集中分布在鲕粒内部的氟磷灰石中。通过对焙烧产物做扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS),对高磷鲕状赤铁矿脱磷机理进行研究。研究结果表明,当YM-1脱磷剂质量分数为16%,还原过程中鲕状结构被破坏,金属铁逐渐从鲕粒中析出聚集,脉石与铁颗粒分离明显,磷化为不同形态被脱除。磁选后尾矿、铁分离完全,磷元素几乎全部进入尾矿,添加复合脱磷剂YM-1焙烧磁选后铁精矿的铁品位为90.16%,铁回收率为91.25%,磷质量分数为0.056%,脱磷率为93.91%。铁精粉各项指标满足工业冶炼要求。     

Ilmenite Smelted by Oxygen-Enriched Top-Blown Smelting Reduction

 Total ilmenite from Yunnan, China, difficult to smelt in blast furnace, was smelted by oxygen-enriched top-blown smelting reduction ironmaking technology. Much more details on smelting were discussed. Specifically, the influence of reduction temperature, slag basicity and molar ratio of carbon to oxygen on the reduction quality level including iron recovery and titanium and sulfur contents in the pig iron produced in the experiment was investigated. Iron recovery rate could reach 95% with titanium content below 005% in pig iron produced, under the conditions of holding time of 30 min at 1823 K, basicity of 11, carbon to oxygen molar ratio of 10 and oxygen-enriched flow rate of 250 L/h. Oxidization potential of top-space of smelting reduction vessel and slag combination could create the driving force to partition phosphorous, titanium and silicon into the slag, which ensured low contents of the impurities involved above and carbon in pig iron. In addition, it avoided the generation of Ti(C,N) that could reduce interfacial tension of slag, which induced the formation of foaming slag seriously. Furthermore, jam of chargings and bubble flooding would be triggered, resulting in deterioration of BF state, increase of iron loss and decline of desulfurization rate.     

Slag/metal Separation Process of Gas-reduced Oolitic High-phosphorus Iron Ore Fines

Slag/metal separation process of the highly reduced oolitic high-phosphorus iron ore fines was investigated. Samples were prepared using the reduced ore fines （metallization rate： 88%） and powder additives of CaO and Na2CO3. Slag/metal separation behavior tests were conducted using a quenching method and the obtained metal parts were subjected to direct observation as well as microstructure examination with SEM and EDS; iron recovery and phosphorus distribution tests were conducted using a Si-Mo high temperature furnace and the obtained metal parts were examined by ICP-AES analysis and mass measurement. Thermodynamic calculation using coexistence theory of slag structure was also performed. Results show that temperature for slag/metal separation must be higher than 1823 K and a satisfying slag/metal separation of the highly reduced ore fines needs at least 4 min; phosphorus con- tent of hot metal is mainly determined by thermodynamics; temperature of 1823-1873 K and Na2CO3 mixing ratio of about 3 % are adequate for controlling phosphorus content to be less than 0.3 mass% in hot metal; temperature, time and Na2CO3 mixing ratio do not have significant effect on iron recovery, and iron recovery rate could be higher than 80% as long as a good slag/metal separation result is obtained.     

从赤泥中联合提取铁和氧化铝试验

 赤泥是从铝土矿中浸出氧化铝后产生的固态废渣,含有一定量的铁、氧化铝以及其他有价金属元素。为了综合回收赤泥中铁和氧化铝,开发了赤泥配碳制备成含碳球团,含碳球团直接还原-熔分生产金属铁,熔渣自粉化浸出氧化铝的方法。试验研究了不同工艺参数对赤泥中铁和氧化铝提取结果的影响,得到的最佳工艺条件为：碳氧比为1.8,还原温度为1 250 ℃,还原时间为60 min,熔分温度为1 500 ℃,熔分时间为20 min,熔渣冷却速度小于20 ℃/min,钙铝比为1.6。在最佳工艺参数下,得到的生铁磷、硫质量分数分别为0.047%和0.017%,熔渣中[w(FeO)]为1.26%,熔渣自粉化完全,自粉化渣中Al2O3浸出率可以达到86.65%。     

高炉加钛护炉时铁水钛硅比的控制

为了探析高炉加钛护炉时的钛含量控制,结合钛硅比(w([Ti])/w([Si])),对实际钛分配比的影响因素进行总结。利用炉渣活度、铁水元素活度,分别计算铁水碳和硅还原渣中(TiO₂)平衡时的成分,并讨论平衡时钛硅比随铁水温度、炉渣二元碱度、铁水硅含量和铁水硫含量的变化。结果表明,硅还原钛硅比<实际钛硅比<碳还原钛硅比。硅还原理论钛硅比受各项参数的影响较小,碳还原钛硅比受铁水温度和铁水硅含量的影响较大,导致铁水钛含量在高温时有发散现象。因此,护炉时期,需着重关注铁水温度和钛硅比。     

高纯生铁冶炼

高纯生铁磷、硫、钛等杂质元素含量低,用于铸造高品质铸件,市场紧俏。庚辰钢铁利用小高炉生产工艺成熟、原燃料供应稳定等特点,采取控制原燃料中杂质成分,控制好高炉内煤气流分布和还原气氛及加强操作等措施,实现了高纯生铁的连续稳定生产。     

铜冶炼炉渣回收选铁创效生产实践

金通公司采用炉渣缓冷、浮选回收铜,再磁选回收选铁工艺。经过生产组织及关键工艺控制指标优化,并加以技术攻关,在保障炉渣有效回收选铜各项指标后,产出了 50% 以上的铁精矿,熔炼渣与吹炼渣混合磁选铁精矿较原矿产率达到 35%,大幅度实现了尾矿减量化,更为公司增创了大额效益。     

Study on Efficient Use of High-Manganese Pig Iron

The smelting process of high-manganese pig iron is studied to determine ways to efficiently utilize the by-product of manganese-rich slag. This process consists of two stages: 1) demanganese and carbon retention and 2) decarbonization and dephosphorization. In the first stage, oxygen is supplied at 0.5–2.0 Nm³ t⁻¹ min⁻¹. The temperature is controlled between 1300 and 1400 °C by adding iron ore to the molten bath. Ultimately, high-manganese slag, which contains more than 50% manganese oxide and semisteel with 3.2% carbon, is produced. In the second stage, oxygen is supplied at 2.0−5.0 Nm³ t⁻¹ min⁻¹ and slag-forming materials are added to the molten bath for the dephosphorization and desulfurization of the hot metal. Consequently, the iron oxide, manganese oxide, and silicon oxide contents of the high-manganese slag and the carbon, manganese, phosphorus, and sulfur contents of the semisteel are 10.8–15.3%, 70–77%, and 3–7%, and 3.2–4.2%, 0.3–1.0%, 0.12–0.22%, and 0.01–0.024%, respectively. The main mineral phases of high-manganese slag, 2MnO·SiO₂ and FeO·MnO·SiO₂, are suitable for the preparation of high-carbon ferromanganese raw materials. After further smelting, clean molten steel containing 0.03−0.08%, 0.08−0.20%, 0.005−0.02%, and 0.01−0.024% carbon, manganese, phosphorus, and sulfur, respectively, is obtained.     

鲕状赤铁矿微波加热还原提铁脱磷机制

采用微波加热还原鲕状赤铁矿内配碳球团,考察了还原温度、碱度及添加剂用量对球团含磷组元迁移的影响,对微波碳热还原提铁脱磷机制进行了分析。结果表明,随着还原温度的升高含磷组元逐渐被还原,当还原温度达到1 150℃以上时含磷矿物被大量还原,并且富集到还原铁中造成还原铁粉磷含量过高。在较低还原温度下,通过选择合适的碱度和脱磷剂用量,能有效地抑制含磷组元的还原,促进铁氧化物的还原和聚集。实验采用原矿粒度0.8 mm、碱度0.8、碳氧摩尔比1.0、钠盐添加剂用量20%(质量分数)、还原温度为950℃保温10 min的条件对物料进行还原,将还原物料研磨到0.074 mm在65 mT的场强下进行磁选可得到全铁质量分数82.79%、回收率86.49%、P质量分数0.34%的指标,所得到的还原铁粉杂质较少,而含磷物质主要以磷酸盐的形式存在于磁选渣中。