鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷机理

采用XRD和SEM分析方法研究了鄂西高磷鲕状赤铁矿添加脱磷剂后直接还原焙烧的产物及磁选后的最终产品.结果表明,还原焙烧过程中添加的脱磷剂除具有脱磷效果外,对铁的还原也有促进作用.脱磷剂可以使部分磷转化为易去除的可溶性磷酸盐,同时破坏鲕粒结构,使细磨-磁选后铁相易与脉石矿物分离从而达到脱磷效果,并且可以提高产品中铁的品位和回收率.     

高磷鲕状赤铁矿直接还原法脱磷技术的试验研究

为了经济、合理地利用高磷赤铁矿资源,在掌握试验用高磷鲕状赤铁矿理化特性和微观特性的基础上,采用直接还原法进行了固态直接还原+高强度磁选和直接生产珠铁2种工艺的试验研究。试验结果表明,高温度、低碱度以及高配碳量有利于铁矿石中磷灰石还原进入铁水中,不利于磷的脱除;通过工艺参数的优化,采用固态还原焙烧-磁选工艺,高磷赤铁矿脱磷率能达到60%以上,而采用珠铁工艺,其脱磷率能够达到80%以上。为合理高效地处理高磷鲕状赤铁矿奠定理论基础和技术依据。     

鲕状赤铁矿特征及选冶技术进展

论述了鄂西高磷鲕状赤铁矿的资源状况、矿物组成、矿石结构、矿物工艺学特征,对处理、利用该类矿石存在的问题进行了分析,介绍了常用反浮选、强磁选、磁化焙烧-弱磁选、直接还原焙烧、酸浸及微生物浸出等选冶技术的现状,展望了高磷鲕状赤铁矿还原-磁选、磁选-絮凝脱泥-反浮选等选矿联合流程的发展趋势。     

高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原实验

采用XRD和SEM对高磷鲕状赤铁矿矿物的组成及矿相结构进行了研究分析,根据分析结果提出采用煤基直接还原-磁选工艺处理高磷鲕状赤铁矿,并对影响该工艺的因素进行了详细的实验研究与分析。结果表明:最佳工艺条件为还原温度1 250℃、还原时间30min、碳氧比1.8及碱度0.8,在此工艺条件下,可以得到产率为47.68%、铁品位为86.51%、铁回收率为92.94%、磷的质量分数为0.18%和金属化率为92.56%的磁选精矿以及磷回收率为92.88%的尾矿。     

微波还原-磨矿磁选对鲕状赤铁矿提铁脱磷的影响

摘要：采用微波加热还原 磨选技术研究鲕状赤铁矿的提铁脱磷条件,且探索最佳磨选条件。在原矿粒度小于0.18mm占90%、配碳系数1.0、碱度系数0.8、脱磷剂用量15%（质量分数）的条件下,采用微波加热在950℃下还原30min获得金属化球团,对金属化球团进行破碎、研磨,考察磨矿粒度、磁选强度对铁粉铁品位、回收率、P含量、脱磷率的影响规律,并对还原样品、磁选后的铁粉和非磁性渣进行了扫描电镜、能谱和X射线衍射分析。研究结果表明,金属化球团在研磨粒度小于0.045mm占62.90%、磁选强度65mT条件下,可获得铁粉铁品位87.69%、回收率77.86%、P质量分数0.30%、脱磷率86.37%。     

高磷鲕状赤铁矿气基还原脱磷及磷赋存形态

中国高磷鲕状赤铁矿的储量十分丰富,但由于其矿物组成复杂、磷含量高等特点而不能直接作为炼铁原料,这使得其利用价值受到了严重限制。因此,以高磷鲕状赤铁矿为研究对象,采用气基还原-磁选工艺研究了还原温度、保温时间、碱度以及H₂流量4个工艺参数对脱磷效果的影响。通过XRD、SEM等检测手段对还原产物的微观结构及组成进行分析。研究结果表明：随着还原温度、保温时间、碱度以及H₂流量的升高,铁品位以及铁回收率逐渐升高,而磷含量则与之相反。通过对比不同条件下各还原产物的显微结构可以发现,还原温度、保温时间以及碱度均能促进铁颗粒聚集长大并与脉石矿物分离,而H₂流量对这一现象的改变并不明显。在还原温度1 050℃、保温时间90 min、碱度1.2、H₂流量200 mL/min的条件下,各项指标最佳,此时精矿铁品位为77.53%、铁回收率为77.94%,磷的质量分数为0.26%,脱磷率达到71.74%。     

隐晶质鲕状赤铁矿磁化焙烧过程中铁物相转变规律

摘要：鲕状赤铁矿具有含磷高、易泥化,铁与脉石矿物呈鲕状嵌布结构等特点,常规的重选和浮选等工艺难以取得较好的选矿指标。磁化焙烧-磁选工艺是利用高磷鲕状赤铁矿最有效的手段之一。X射线衍射（XRD）分析结果表明,在750℃的条件下,焙烧矿中磁铁矿的相对质量分数最大。焙烧温度高于800℃会发生过还原现象,生成富氏体,不利于焙烧矿的弱磁选。光学显微镜分析表明磁化焙烧过程不会破坏鲕状赤铁矿的鲕粒结构,只发生铁物相的转变。赤铁矿到磁铁矿的晶型转变由表及里,但是多数鲕状赤铁矿颗粒不会完全磁化,磁化焙烧效果与粒度有关。全铁品位为43.74%的矿样,在焙烧温度750℃、焙烧时间60min的条件下,弱磁选可得到全铁品位为55.42%,铁回收率为85.66%的人工磁铁矿,磁铁矿转化率在90%以上。     

高磷鲕状赤铁矿脱磷技术研究

为合理利用我国储量丰富的高磷鲕状赤铁矿,针对其矿物学特点,提出了利用直接还原法处理高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷的技术思想.实验表明,通过控制渣相碱度、还原温度和内配碳比等,可提高铁的收得率和脱磷率.     

鲕状高磷赤铁矿熔融还原过程脱磷技术研究

针对"宁乡式"鲕状高磷赤铁矿的矿物学特点,研究用熔融还原法处理"宁乡式"鲕状赤铁矿脱磷的技术。热力学及动力学分析和熔融还原脱磷实验表明,碱度、萤石比例等因素影响脱磷率。鲕状高磷赤铁矿熔融还原过程中配加CaO、CaF2脱磷效果显著,脱磷率最高可达97.3%。合适的二元碱度在1.8~2.2之间,CaF2的合理加入量在6%~9%。     

高磷鲕状赤铁矿铁磷分离试验研究

对高磷鲕状赤铁矿进行了显微结构研究,采用添加脱磷剂直接还原焙烧-磁选工艺进行了铁和磷分离试验,研究了焙烧温度、内配碳量、添加剂配比对铁、磷分离主要技术指标的影响。结果表明:磷主要以磷灰石的形态嵌布在鲕状结构中,部分与赤铁矿形成环状间层,层间的厚度变化范围在3~15μm之间;在焙烧温度1 000℃、内配碳量6%、添加剂配比10%的优化工艺条件下,通过球磨-磁选试验可得到含铁品位大于85%、含磷量在0.15%~0.20%之间的优质还原铁粉和含磷为3.5%~4%的富磷渣。     

云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究

云南某鲕状赤铁矿磷含量高达0.87%,铁品位为45.14%。对此矿石进行单一的强磁选及反浮选试验研究,结果表明都不能获得磷品位低于0.2%,铁品位较高的铁精矿。采用强磁-反浮选及脱泥-反浮选均能获得磷品位低于0.2%,铁品位高于52%的铁精矿。脱泥-反浮选具有投资成本低,流程结构简单的优势,推荐采用此流程处理该矿石。该研究对开发此类高磷鲕状赤铁矿具有一定的借鉴意义。     

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The coal- based direct reduction- magnetic separation was adopted to deal with the high phosphorus oolitic hematite after the mineral composition and structure of this ore were identified by XRD and SEM, and the factors which effected the process were studied and analyzed. The results show that the optimum process condition is temperature of 1250??, time of 30min, carbon/oxygen ratio of 1. 8 and basicity of 0. 8, under this condition , the magnetic concentrate yield is 47. 68%, concentrate grade is 86. 51%, recovery rate of iron is 92. 94%, phosphorus content is 0. 18% and metallization rate is 92. 56%, the recovery rate of phosphorus of tailing is 92. 88%.     

Direct Reduction of High-phosphorus Oolitic Hematite Ore Based on Biomass Pyrolysis

Direct reduction of high-phosphorus oolitic hematite ore based on biomass pyrolysis gases(CO,H_2,and CH_4),tar,and char was conducted to investigate the effects of reduction temperature,iron ore-biomass mass ratio,and reduction time on the metallization rate.In addition,the effect of particle size on the dephosphorization and iron recovery rate was studied by magnetic separation.It was determined that the metallization rate of the hematite ore could reach 99.35% at iron ore-biomass mass ratio of 1∶0.6,reduction temperature of 1 100℃,and reduction time of 55 min.The metallization rate and the aggregation degree of iron particles increase with the increase of reduction temperature.The particle size of direct reduced iron(DRI) has a great influence on the quality of the iron concentrate during magnetic separation.The separation degree of slag and iron was improved by the addition of 15 mass% sodium carbonate.DRI with iron grade of 89.11%,iron recovery rate of 83.47%,and phosphorus content of 0.28% can be obtained when ore fines with particle size of-10 μm account for 78.15%.     

恩施高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原的试验

 为最大限度地利用恩施黑石板地区的铁矿资源,先通过XRD、扫描电镜、金相显微镜等手段研究了它的矿相组成和结构,得知其主要成分是赤铁矿和石英,矿的显微结构以鲕粒群簇为主,鲕粒中赤铁矿与磷灰石呈环带状分布。矿相结构决定了用一般的选矿方法分离铁、磷非常困难,为此用实验室煤基直接还原法研究了还原温度、还原时间、煤种、添加剂、磁选工艺等对精矿中铁品位和铁回收率的影响规律,得到了提高还原率的合理工艺参数：以哈密煤为还原剂,焙烧还原温度1573K,还原时间40min,一段磨矿时间15min,磁场强度280kA/m。采用此工艺可使精矿产率、铁品位、铁回收率分别达到43.21%、 95.77%和92.18%,磷品位由0.76%降至0.097%。该研究为该地区高磷鲕状赤铁矿工业化的开发利用提供了依据。     

高磷鲕状赤铁矿酸浸脱磷动力学

在HSC6.0计算软件热力学分析的基础上,采用正交实验确定了高磷鲕状赤铁矿酸浸脱磷保铁的最佳工艺,并以最佳工艺为基础进行了酸浸过程中脱磷和铁损反应的动力学研究。热力学分析表明H_2SO_4为最佳酸浸用酸。正交实验得出最佳酸浸条件为:H+浓度为0.5mol/L的H_2SO_4溶液、酸浸时间40min、温度298K、液固比200mL∶14g、搅拌速度100r/min。在该条件下,脱磷率可达98.89%,铁损率仅为0.51%。通过SEM-EDS对酸浸前后高磷鮞状赤铁块矿试样分析表征得出:经H_2SO_4浸出后,磷灰石基本完全溶解,含铁矿相未发生明显反应。动力学分析显示:优化条件下,酸浸脱磷反应在298~328K内符合收缩未反应核模型,浸出过程主要受内扩散控制,表观活化能为11.24kJ/mol;铁损反应在298~328K内遵循收缩未反应核模型,浸出过程主要受化学反应控制,表观活化能为42.24kJ/mol。