钛磁铁矿球团预还原与熔分关系试验研究
钒钛磁铁矿直接还原过程中钛酸镁生成及机理研究
钒钛磁铁矿直接还原过程中钛酸镁生成及机理研究摘要钒钛磁铁矿是一种重要的资源，其主要产地在中国西南地区。
直接还原是一种重要的钒钛磁铁矿冶炼方法，钛酸镁是直接还原过程中生成的一种副产物，主要存在于钒钛磁铁矿中的钛铁矿中。
本文通过实验研究，探讨了影响钛酸镁合成的因素，分析了钛酸镁合成的机理，并提出了一种新的合成钛酸镁的方法，可以提高钛酸镁的合成率，为磁铁矿冶炼提供了新的思路。
关键词：钛酸镁；钒钛磁铁矿；直接还原；机理研究ABSTRACTVanadium-titanium magnetite is an important resource, mainly located in the southwest of China. Direct reduction is an important method for vanadium-titanium magnetite smelting, and magnesium titanate is a by-product generated during the direct reduction process, mainly present in ilmenite in vanadium-titanium magnetite. In this paper, the factors affecting the synthesis of magnesium titanate were studied through experimental research, the mechanism of magnesium titanate synthesis was analyzed, and a new method forsynthesizing magnesium titanate was proposed. The proposed method can effectively increase the synthesis rate of magnesium titanate and provide a new idea for magnetite smelting.Keywords: Magnesium titanate; Vanadium-titanium magnetite; Direct reduction; Mechanism research一、引言钒钛磁铁矿是一种重要的铁矿石资源，其中含有大量的钛、钒等有价元素。
钒钛铁精矿转底炉直接还原-电炉熔分工艺与理论研究的开题报告
钒钛铁精矿转底炉直接还原-电炉熔分工艺与理论研究的开题报告一、选题背景及研究意义钒钛铁精矿是一种重要的非金属矿产资源，具有广泛的应用前景。
其中，钒元素是一种重要的金属元素，广泛应用于冶金、化工、航天等领域。
目前，大多数钒钛铁精矿采用的是传统的炉法冶炼技术，如炉渣碱性熔锌法、氯化法等，但存在着成本高、排放量大等问题。
因此，针对这些问题，本研究将提出一种新型的钒钛铁精矿转底炉直接还原-电炉熔分工艺。
该工艺采用了底吹氧气的还原技术，将钒钛铁精矿还原成金属钒和钛的矿物，然后进行电炉熔分，将钒和钛分离开来，达到提高产率、降低成本和污染排放的目的。
二、主要研究内容1. 钒钛铁精矿转底炉直接还原技术研究本研究将结合国内外的研究成果，综合分析各种底吹氧气还原技术的优缺点，选定最佳的工艺参数，确定适宜的还原温度、还原时间、氧气流量等条件。
2. 钒的电炉炼制技术研究通过对钒的物理化学性质和电炉炼制原理的分析，确定钒的熔点、氧化还原平衡控制点，探讨电炉炼制技术的工艺参数。
3. 钛的电炉炼制技术研究本研究将重点研究钛的电冶炼技术，探讨钛的熔点和熔白化还原的控制条件，确定电炉炼制工艺的最佳参数。
4. 工艺流程设计与优化通过对各个环节的研究，建立钒钛铁精矿转底炉直接还原-电炉熔分的工艺流程，并对每个环节的技术参数进行优化，减少废气、废水和固体废物排放，达到环保的目的。
三、研究思路和方法本研究将采用实验室对原材料和硫酸钛矿的化学组成和物理性质进行分析，确立钒和钛的还原控制点和熔点。
同时，采用热重分析、物理力学测试等实验手段，研究钒和钛的熔白化还原过程和机理。
在试验基础上，开展工艺流程设计和参数优化等理论研究。
四、预期成果1. 建立钒钛铁精矿转底炉直接还原-电炉熔分的工艺流程，并研究优化各个环节的技术参数，提高资源利用率。
2. 阐明钒和钛的熔白化还原过程和机理，为钒、钛的电炉炼制提供技术支撑。
3. 减少废气、废水和固体废物排放，达到环保的目的。
钒钛磁铁矿金属化球团还原冶炼中钒的行为
Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−1696Behavior of vanadium during reduction and smelting ofvanadium titanomagnetite metallized pelletsShuai WANG,Yu-feng GUO,Fu-qiang ZHENG,Feng CHEN,Ling-zhi YANG,Tao JIANG,Guan-zhou QIUSchool of Minerals Processing and Bioengineering,Central South University,Changsha410083,ChinaReceived10October2019;accepted9April2020Abstract:The effects of CaO content,MgO content and smelting temperature on the vanadium behavior during the smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets were investigated.The thermodynamics of reduction and distribution of vanadium was analyzed and the high-temperature smelting experiments were carried out.The thermodynamic calculations show that the distribution ratio of vanadium between the slag and the hot metal decreases with the increments of CaO and MgO content in the slag as well as the increase of the smelting temperature.The smelting experiments demonstrate that the vanadium content in iron and the recovery rate of vanadium in pig iron increase as the CaO content,MgO content and smelting temperature increase,whereas the vanadium distribution ratio between the slag and iron tends to decrease.Moreover,the recovery rate of vanadium in pig iron has a rising trend with increasing the optical basicity of the slag.The addition of MgO in the slag to increase the slag optical basicity can not only improve the vanadium reduction but also promote the formation of magnesium-containing anosovite,which is beneficial to following titanium extraction.Key words:vanadium;vanadium titanomagnetite;vanadium distribution ratio;electric-furnace titanium slag;MgO1IntroductionVanadium titanomagnetite ore serves as an important feedstock for production of vanadium[1]. Currently,the blast furnace(BF)process and the direct reduction-electric furnace(DR-EF)process have been commercialized to recover iron and vanadium,but titanium resource cannot be recovered cost-effectively due to low TiO2contents of slags[1−4].Compared with the BF process,the DR-EF process is easier to control for the reduction of oxides because the reductant addition can be accurately adjusted in electric furnace,and the DR-EF process has the advantages such as environmental friendliness and good quality of productions[2,3].Therefore,the DR-EF process should be developed to produce titanium slag for following titanium extraction[5−10].In the DR-EF smelting process,vanadium oxides and iron oxides are reduced to molten iron, while titanium oxides are enriched in slag. Vanadium-bearing molten iron is oxidized to produce semisteel and vanadium slag;then vanadium is extracted from the vanadium slag by hydrometallurgy methods[1−4,11,12].Thus, reduction and distribution behaviors of vanadium during the smelting of vanadium titanomagnetite by the DR-EF process are crucial for subsequent vanadium recovery.Reduction and distribution behaviors of vanadium between slag and hot metal have been reported in many previous studies[13−26].JUNG et al[16]and SHIN et al[17]indicated that the vanadium distribution ratio between slag and molten iron increased with the increase of slag basicity but decreased with the rise of temperature. However,WANG et al[23]showed that theFoundation item:Project(2019JJ50816)supported by the Natural Science Foundation of Hunan Province,China Corresponding author:Yu-feng GUO;Tel:+86-731-88830346;E-mail:*************.cnDOI:10.1016/S1003-6326(20)65330-4Shuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−1696 1688distribution ratio of vanadium between titanium slag and molten iron decreased as the basicity increased from0.35to1.28.Additionally,YAN et al[21]also indicated that high temperature,low TiO2content and high binary basicity of slag were beneficial to decreasing the vanadium distribution ratio between blast furnace slag and metal. NAN[25]proposed that high temperature and increased basicity were beneficial to the reduction of vanadium oxides in blast furnace hearth.The opposite conclusion concerning the impact of slag basicity in previous papers could be explained by strong oxygen potential conditions in the investigations of JUNG et al[16]and SHIN et al[17].Moreover,previous researchers mainly focused on the vanadium behavior between the metal and ordinary slag or titanium slag with a low TiO2content.The behavior of vanadium between molten iron and titanium slag with a high TiO2 content is still not clear.In this study,the used vanadium titanomagnetite has a low silica and high titania and the addition of CaO and MgO were applied to adjusting slag composition.The effects of CaO content,MgO content and smelting temperature were analyzed thermodynamically and studied experimentally in an electric furnace.Moreover,the relationships among the slag optical basicity, CaO/MgO mole ratio and vanadium distribution ratio between the slag and the molten iron and vanadium recovery rate in pig iron were also discussed.These findings will support the development of the DR-EF process for the comprehensive utilization of vanadium titano-magnetite ore.2Experimental2.1Materials and methodsThe raw material for producing vanadium titanomagnetite metalized pellets used in this study was taken from the Panxi region of China.The metallized pellet mainly contains71.38wt.%total iron,15.53wt.%TiO2,0.82wt.%V2O5and 3.71wt.%SiO2[5].All of chemicals and reagents utilized of this study are of analytical grade.The details of electric furnace and experimental steps have been described in our previous papers[5,8]. The metallized pellet powders were prepared by crusing the pellet and then mixed with additives (CaO,MgO)and graphite.The mixture was placed in a graphite crucible and smelted in the electric furnace at various temperatures under the protection of high purity argon gas.After the given smelting duration of20min,the sample was removed from the furnace and rapidly cooled under the protection of argon gas.At last,the vanadium-bearing pig iron and titanium slag were separated and crushed for subsequent analysis.2.2Definition of parameters(1)Vanadium distribution ratio(L V)The vanadium distribution ratio between the titanium slag and the molten iron is expressed assVm(V)(V)cLc=(1) where c s(V)and c m(V)represent the contents of elemental vanadium in the titanium slag and the molten iron,respectively.(2)Vanadium recovery rate(ηV)The recovery rate of vanadium in pig iron is calculated by Eq.(2),and we also use the following expression to analyze the distributions of V between slag and iron:V PIVMPV MP=100%w mw mη⋅⨯⋅(2)where w V and w MPV are the mass fractions of V in pig iron and vanadium-bearing titanomagnetite metallized pellets(wt.%),respectively;m PI and m MP are the masses of pig iron and vanadium-bearing titanomagnetite metallized pellets(g),respectively.2.3Analysis and characterizationFactSage®7.1software[27]was adopted to predict the distribution behavior of vanadium during the smelting process.The“Equilib”module with the databases“FactPS”and“FToxid”was used. Besides,it should be mentioned that the value of the FactSage prediction might be not very accurate due to the insufficient thermodynamic data about vanadium oxides in its database.Nevertheless,the predicted trends may be correct and can be used to guide the experiments.The chemical composition of the titanium slag was determined by X-ray fluorescence(XRF)technique(PANalytical,The Netherlands).The vanadium content in the iron was determined by chemical analysis method.Shuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−169616893Thermodynamic analysis and calculationsIn general,vanadium is in the form of vanadium spinel(FeO∙V2O3)in the vanadium titanomagnetite concentrate,and its reduction processes by solid carbon are expressed as Reactions(3)−(5)[28].The temperatures of these reactions are higher than1339.1,2008.1and 1375K,respectively.The metallized pellet was produced from the vanadium titanomagnetite concentrate pellet by the coal-based direct reduction in a rotary kiln at1373K with a C/Fe mole ratio of 1:1for3h[5,8].Therefore,it is clear that the vanadium oxides in the metallized pellets could be reduced to low valence vanadium oxides. FeO·V2O3(s)+2C(s)=Fe(s)+2VO(s)+2CO(g),Δr G mΘ=426928−318.82T(3) VO(s)+C(s)=V(s)+CO(g),Δr G mΘ=310493−154.62T(4) VO(s)+C(s)=[V]+CO(g),Δr G mΘ=289768−210.64T(5) (V2+)+(O2−)+C=[V]+CO(6) According to Reaction(6),it can be inferred that the slag composition may influence the vanadium reduction and distribution.Thus,the effects of slag composition and smelting temperature on the vanadium distribution ratio between slag and metal were calculated and discussed as follows.3.1CaO additionAs we know,the low valence vanadium oxides (such as VO)are basic oxides in titanium slag during the smelting process.According to the ionic theory of molten slag[24],CaO is a strongly basic oxide which can donate oxygen ion(O2−)in molten slag.For the reduction of basic oxide,increasing slag basicity can promote the transformation of vanadium from slag to hot metal[24].The effect of CaO content on the vanadium distribution ratio between the slag and the iron was analyzed by FactSage®software with a constant MgO content of 10wt.%in the titanium slag and smelting temperature of1823K.As shown in Fig.1(a),the distribution ratio of vanadium(L V)between the slag and iron decreases with the increase of the CaO content in slag.This trend is similar to previous works[21,23].3.2MgO additionThe effect of MgO content on the vanadium distribution ratio was calculated with a constant CaO/SiO2mass ratio of 1.0and smelting temperature of1823K.As shown in Fig.1(b), the vanadium distribution ratio decreases withtheFig.1Effects of CaO content(a),MgO content(b)and smelting temperature(c)on vanadium distribution ratio between slag and molten iron(predicted by FactSage 7.1)Shuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−1696 1690increase of the MgO content in slag.Thus,similarto the influence of CaO,the vanadium distribution ratio decreases as the MgO content increases.The strength of basic oxide is related with the electrostatic potential of cations.The lower the electrostatic potential of cations is,the stronger the basicity of the corresponding oxide.The CaO is more basic than MgO due to the fact that the electrostatic potential of Ca2+(1.89)is lower than that of Mg2+(3.08)[28].By comparing Fig.1(a) with Fig.1(b),the effect of MgO on the vanadium distribution is weaker than that of CaO because CaO is more basic than MgO.3.3Smelting temperatureFigure1(c)shows the effect of smelting temperature on the distribution ratio of vanadium under a fixed slag composition.The vanadium distribution ratio decreases as the smelting temperature increases.This trend can be explained by the enhancement of endothermic reduction (Reaction(5))of vanadium oxides with increasing the temperature.4Results and discussion4.1Effects of CaO contentHigh-temperature smelting experiments were conducted to investigate the effects of CaO content on the vanadium behavior during the smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets.A series of experiments were carried out at1823K for 20min with2wt.%reductant.The experiments were carried out in a carbon crucible with graphite addition under high purity argon atmosphere resulting in a very low oxygen potential during the smelting process.As shown in Fig.2(a),it can be seen that the content of vanadium in the hot iron tends to increase as the CaO content increases. Figure2(b)shows that the distribution ratio of vanadium between the slag and the molten iron decreases with increasing the CaO content.As shown in Fig.2(c),the recovery rate of vanadium in pig iron also increases with an increase in CaO content in slag.This trend is in agreement with the above thermodynamic analysis and previous investigations[21,23].According to the above thermodynamic analysis,increasing CaO content can improve the reduction of vanadium oxides and promote the vanadium transfer from slag tomolten Fig.2Effects of CaO content in slag on vanadium content in pig iron(a),vanadium distribution ratio(b) and vanadium recovery rate in pig iron(c)iron.Besides,the increase of CaO content in slagcan also reduce the viscosity and improve thefluidity of slag,therefore strengthening the dynamic condition of reduction reactions[29].Thus,the increase of CaO content can improvethe thermodynamic and dynamic conditions forthe recovery of vanadium during the smeltingprocess.Shuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China 30(2020)1687−169616914.2Effects of MgO contentThe effects of MgO content on the vanadium behavior were investigated at the smelting temperature of 1823K for 20min with the reductant addition of 2wt.%and constant CaO content.Figure 3(a)shows that the reduction of vanadium oxides is promoted and the vanadium content in the molten iron increases with the increasing MgO content in the slag.Figure3(b)Fig.3Effects of MgO content in slag on vanadium content in pig iron (a),vanadium distribution ratio (b)and vanadium recovery rate in pig iron (c)illustrates that the vanadium distribution ratio decreases as the MgO content increases.Furthermore,as shown in Fig.3(c),the recovery rate of vanadium in pig iron has an increase tendency with increasing the MgO content in the slag.This trend is consistent with the thermodynamic analysis.The addition of MgO can improve the thermodynamic condition to improve the reduction of vanadium oxides during the smelting process.Moreover,similar with CaO,the increase of MgO in slag can also reduce slag viscosity [29]and improve the fluidity of slag so that promote the recovery of vanadium in pig iron.HOWARD et al [30]showed that the presence of MgO had no significant influence on vanadium distribution,which was attributed to high FeO content and too low content of MgO.4.3Effects of smelting temperatureThe effects of smelting temperature on the vanadium behavior were studied at a fixed slag composition,20min duration and 2wt.%reductant.Figures 4(a)and 4(b)show that the vanadium content in the iron increases as the smelting temperature increases,whereas the vanadium content decreases after the temperature is above 1848K.The vanadium distribution ratio decreases when the smelting temperature increases from 1798to 1848K and it increases with the further increase of temperature.Figure 4(c)shows that the recovery rate of vanadium in pig iron increases when the smelting temperature increases from 1798to 1848K,whereas it decreases at higher smelting temperature.Previous investigations [16,17,21,26]indicated that the vanadium distribution ratio between slag and hot metal decreased as smelting temperature increased.It can be explained that increasing smelting temperature can improve the thermodynamic conditions of recovery of vanadium in pig iron.However,the higher smelting temperature will cause the over-reduction of titanium-bearing slag,which can deteriorate the fluidity of slag.This means the dynamic conditions probably are bad for the recovery of vanadium at higher temperature.Therefore,to achieve the higher recovery rate of vanadium in pig iron,reduce energy consumption and suppress the reduction of titanium oxides [8],the smelting temperature should be controlled to be not too high.Shuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−16961692Fig.4Effects of smelting temperature on vanadium content in pig iron(a),vanadium distribution ratio(b) and vanadium recovery rate in pig iron(c)4.4Effects of optical basicityThe optical basicity of the oxides melt can be regarded as its tendency to liberate oxide ions and has a significant influence on the oxides reduction. Therefore,the relationship between the optical basicity of the slag and the V behavior was discussed to investigate the influence of slag composition.The relationship of the optical basicity of slag and the vanadium distribution ratio and vanadium recovery rate in pig iron was discussed as follows.The optical basicity[31]of the slag was calculated asB B1nBΛ=χΛ=⋅∑(7) whereΛB represents the optical basicity of each oxide[28,31],andχB represents the mole fraction of positive ion in each oxide.The optical basicity and the mole fraction of each oxide in the slag are listed in Table1and Table2,respectively.Additionally, previous studies[32,33]indicated that the vanadium oxide did not contribute to the optical basicity of the melts,and the vanadium oxide content in the slag is very tiny.Thus,the vanadium oxide was ignored in the calculation of the optical basicity of the slag in the present study.Table1Optical basicity of each oxideOxide CaO SiO2MgO TiO2Al2O3ΛB 1.000.480.780.610.605As illustrated in Fig.5(a),the vanadium distribution ratio between the slag and the molten iron decreases as the optical basicity increases. Figure5(b)shows that there is an increase tendency in the recovery rate of vanadium with the increase in the optical basicity of slag.It can be explained that the free oxygen ion(O2−)in the slag increases as the optical basicity increases,which is beneficial to the reduction of vanadium oxides from the thermodynamic view.Consistently,the previous studies[21,23]also showed that the increase of basicity could improve vanadium oxide reduction and decrease vanadium distribution ratio between titanium slag and metal.However,some investigators[14,18,26]reported that the increasing slag basicity suppressed the reduction of vanadium oxide and increased the vanadium distribution ratio between slag and metal.This difference might be as a result of a very high range of FeO used and high oxygen potential in their investigations.Under the high oxygen potential condition,the vanadium oxide would exist as high valence vanadium oxide (such as V2O5),which is an acidic oxide and could cause the opposite conclusion to this study(low valence vanadium oxide in slag under low oxygen potential)according to thermodynamic analysis. Furthermore,the increase of optical basicity of slagShuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China 30(2020)1687−16961693Table 2Mole fractions of each oxide in slag and corresponding optical basicity No.Temperature /KMole fraction of oxide/%Optical basicityCaO SiO 2MgO V 2O 3TiO 2Al 2O 3C11823 5.75518.55119.7140.42944.23911.3120.6133C2182315.00416.05015.2440.25444.2969.1500.6332C3182316.61815.31715.3130.15643.6628.9330.6381C4182316.92714.95714.9470.20244.5998.3690.6391C5182317.10014.35014.3730.049345.8828.2460.6398C6182317.68814.69414.5850.10344.4818.4480.6409M7182316.92614.95614.9460.20844.5978.3680.6391M8182316.46914.79416.4580.14043.6958.4440.6399M9182315.91214.27318.0200.15543.5798.0610.6413M10182315.48013.66821.0430.08042.3987.3310.6449M11182314.72413.49923.2630.071141.0437.3990.6459Fig.5Effect of optical basicity of slag on vanadium distribution ratio (a)and vanadium recovery rate in pig iron (b)will increase the O 2−ion amounts in molten slag,thus improving the fluidity of slag and the dynamic conditions of recovery of vanadium in pig iron.4.5Effect of CaO/MgO mole ratioThe above results indicated that the increase of the slag optical basicity and the smelting temperature could decrease the vanadium distribution ratio between the slag and iron and increase the recovery rate of vanadium in pig iron.The vanadium reduction was improved by adding CaO and MgO in the slag,as well as increasing the smelting temperature.Furthermore,the extraction of titanium resource from the enriched titanium slag should be considered to achieve the comprehensive utilization of vanadium titanomagnetite.The main Ti-bearing phase is important for titanium extraction by acid leaching due to different acid solubilities of titanates.It is proven that increasing the proportion of MgTi 2O 5phase in titanium slag results in a higher acid solubility ratio due to its good acid solubility [34],whereas CaTiO 3has a poor acid solubility [35].Moreover,the increment of MgO content in titnaium slag is beneficial to MgTi 2O 5formation and the CaO addition prefers to CaTiO 3formation.Reducing CaTiO 3proportion and increasing MgTi 2O 5in slag is beneficial to titanium extraction by acid leaching.Therefore,the effects of the mole ratio of CaO/MgO on the vanadium distribution ratio and recovery rate of vanadium in pig iron are shown in Fig.6.As illustrated in Fig.6,the vanadium distribution ratio decreases when the CaO/MgO mole ratio increases from about 0.4to 0.8,and then it has insignificant changes with the further increase of the CaO/MgO mole ratio.This trend could beShuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−16961694Fig.6Effects of CaO/MgO mole ratio in slag on vanadium distribution ratio(a)and vanadium recovery rate in pig iron(b)explained by the thermodynamic improvement of reduction of vanadium oxides with an increment of CaO/MgO mole ratio;on the other hand,the CaO/MgO additions simply improved the slag viscosity in this high titania slag and thereby made it easy for the reduction of vanadium oxides(Vox) and improved the dynamic conditions.Furthermore, with the limited addition of CaO,MgO can be added during the smelting process for the promotion of the vanadium reduction.In conclusion, both CaO and MgO are basic oxides,and adding MgO to increase the optical basicity of titanium slag can not only improve the recovery of vanadium in pig iron but also be beneficial to titanium extraction by acid leaching.5Conclusions(1)The reduction and distribution behaviors of vanadium during the smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets were studied.The thermodynamics of additions of CaO and MgO and smelting temperature on the reduction and distribution of vanadium was analyzed and the various high temperature smelting experiments were conducted.(2)The thermodynamic analysis indicated that increasing CaO content,MgO content or optical basicity in slag can improve the recovery of V in pig iron from the viewpoint of thermodynamics. The results of experiments showed that the additions of CaO and MgO in the high titania slag could improve the reduction of vanadium oxides and increase the recovery rate of vanadium in pig iron.The smelting temperature should not be higher than1848K to suppress the reduction of titanium oxides and achieve high recovery rate of vanadium in pig iron.(3)The distribution ratio of vanadium between the high titania slag and the molten iron trended to decrease and the recovery rate of vanadium in pig iron trended to increase as the slag optical basicity increased.With the limited addition of CaO,adding MgO to increase the optical basicity of titanium slag could not only improve the recovery of vanadium but also be beneficial to titanium extraction by acid leaching.References[1]MOSKALYK R R,ALFANTAZI A M.Processing ofvanadium:A review[J].Minerals Engineering,2003,16(9): 793−805.[2]FU Wei-guo,WEN Yong-cai,XIE Hong-en.Development ofintensified technologies of vanadium-bearing titanomagnetite smelting[J].Journal of Iron and Steel Research, International,2011,18(4):7−10.[3]ROHRMANN B.Vanadium in South Africa(metal reviewseries No.2)[J].Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy,1985,85(5):141−150.[4]STEINBERG W,GEYSER W,NELL J.The history anddevelopment of the pyrometallurgical processes at Evraz Highveld Steel&Vanadium[J].Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy,2011,111(10): 705−710.[5]JIANG Tao,WANG Shuai,GUO Yu-feng,CHEN Feng,ZHENG Fu-qiang.Effects of basicity and MgO in slag on the behaviors of smelting vanadium titanomagnetite in the direct reduction-electric furnace process[J].Metals,2016, 6(5):107.[6]ZHANG Wen-sheng,ZHU Zhao-wu,CHENG Chu-yong.Aliterature review of titanium metallurgical processes[J].Hydrometallurgy,2011,108(3−4):177−188.[7]ZHENG Fu-qiang,GUO Yu-feng,LIU Shui-shi,QIUShuai WANG,et al/Trans.Nonferrous Met.Soc.China30(2020)1687−16961695Guan-zhou,CHEN Feng,JIANG Tao,WANG Shuai.Removal of magnesium and calcium from electric furnace titanium slag by H3PO4oxidation roasting–leaching process [J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China, 2018,28(2):356−366.[8]WANG Shuai,GUO Yu-feng,JIANG Tao,CHEN Feng,ZHENG Fu-qiang,TANG Min-jun,YANG Ling-zhi,QIU Guan-zhou,Appropriate titanium slag composition during smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets[J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China,2018, 28(12):2528−2537.[9]TANG Wei-dong,YANG Song-tao,XUE Xiang-xin.Effectof B2O3addition on oxidation induration and reduction swelling behavior of chromium-bearing vanadium titanomagnetite pellets with simulated coke oven gas[J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China,2019, 29(7):1549−1559.[10]ZHENG Fu-qiang,CHEN Feng,GUO Yu-feng,JIANG Tao,TRAVYANOV A Y,QIU Guan-zhou.Kinetics of hydrochloric acid leaching of titanium from titanium-bearing electric furnace slag[J].JOM,2016,68(5):1476−1484. 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钛磁铁矿直接还原试验研究
收 稿 日期 ：２ ０ １ ２ —０ ７ —２ ５ 作者简介 ：董 原 （ １ ９ ７ ８ 一） ，男 （ 汉族） ，陕 西 三 原 人 ，中 冶 北 方 工 程 技 术 有 限公 司研 发 中 心 工 程 师 。
摘 要 ：通 过 对 某 钛 磁 铁 矿 直 接 还 原 的 试 验 ，研 究 了 还 原 温 度 、还 原 气 氛 对 直 接 还 原 金 属 化 率 的 影 响 ， 以及 还 原 后 磨 矿 细 度 对 磁 选 直 接 还 原 铁 产 品质 量 的 影 响 。结 果 表 明 ，还 原 温 度 和 气 氛 对 金 属 化 率 以 及 磨 矿 细度 对 磁 选 直 接 还 原 铁 产 品 质 量 均 有 明显 影 响 。
５ ０ 直 接还 原铁 ，每 吨炉 料平 均 节 约 电能 ２ ７ ，
节 约 炼钢 时 间 ２ ８ ，耗 氧量 降低 ２ ２ ，钢 材 物 理 性 能 明显 提高 。因此 ，在 电炉 钢 炉料 中搭 配一 定量 直接 还原 铁 ，不 仅可 以提 高 电炉 的生产 能 力 ，而且 还 能 降低 电耗 和 生产成 本 。然 而 直接还 原 铁对 原料 含 铁 品 位 要 求 高 ：赤 铁 矿 应 大 于 ６ ６ ． ５ ，磁 铁 矿 大于 ６ ７ ． ５ ，脉 石 （ Ｓ ｉ Ｏ２ ＋ Ａ１ 。 Ｏ。 ）量 ＜ ３ ～
义 ～ 引。
本试 验 以某铁 矿 生产 铁精 粉 中所排废 丢弃 的 中 矿为 原料 制备 直 接还原 铁 。研究 不 同还 原气 氛 、还 原温 度对 还原 后金 属 化率 的影 响及 磨矿 细度 对磁选 直接 还原 铁产 品质量 的影 响 ，探索 其制 备直 接还原
国内钒钛磁铁矿利用研究综述
国内钒钛磁铁矿利用研究综述摘要：钒钛磁铁矿经济价值极高，高效绿色开发钒钛磁铁矿资源为当今热点。
本文对钒钛磁铁矿资源分布、综合利用现状及尾矿处理等方面进行分析，重点探讨了高炉法、预还原-电炉法、还原-磨选法和钠化焙烧法处理钒钛磁铁矿的研究现状和工艺优缺点。
并对钒钛磁铁矿尾矿利用工艺进行总结归纳，为钒钛磁铁矿资源的高效综合利用方法提供一定思路。
关键词：钒钛磁铁矿；选冶；概况；建议钒钛磁铁矿是铁、钒和钛资源的重要来源，在世界范围内广泛分布，我国钒钛磁铁矿储量超过180亿t（张树石，2021）。
钒钛磁铁矿成分和结构复杂，是世界公认的难治炼矿种。
根据2019年数据，我国铁矿石对外依存度在80%以上（武秋杰等，2020）。
目前，我国铁矿资源面临着较为严重的形势，需要进一步加强对铁矿的成矿机理和成矿规律等进行更深入的研究以及对现有矿石资源进行更充分的利用。
1 钒钛磁铁矿资源概况作为钒、钛资源的主要载体矿物，钒钛磁铁矿在全球储量丰富、分布广泛。
资料显示，钒钛磁铁矿资源主要集中在俄罗斯、南非、中国、美国、加拿大、挪威、芬兰、印度和瑞典等少数国家和地区。
其中，中国、南非、俄罗斯和美国的储量分别占全球储量的36%、31%、18%和10%。
目前世界上钒钛磁铁矿主要分为两大类：其一为岩体型，主要产地为南非和我国的攀枝花地区；另一种为海砂型，主要产于菲律宾和印尼等地（赵伟，2019）。
我国钒钛磁铁矿资源丰富，已探明储量达180多亿t，主要分布在四川攀枝花、河北承德、陕西汉中等地。
其中仅攀西地区钒钛磁铁矿资源储量就高达100亿t以上，且分布相对集中，是我国最大的钒钛磁铁矿产地。
河北承德地区是我国北方钒钛磁铁矿基地，其钒钛磁铁矿储量仅次于攀西地区，位居全国第二位（王勋，2019）。
2 钒钛磁铁矿综合利用方法钒钛磁铁矿成分和结构复杂，是世界公认的难治炼矿种，目前其综合利用工艺包括高炉法和非高炉法。
高炉法采用高炉冶炼结合转炉提钒工艺，以实现铁、钒和钛资源的分离提取；非高炉法主要包括还原-电炉法、直接还原-磨选法及钠化提钒-直接还原-电炉法，虽然治炼工艺较多，但在经济环保前提下实现高效回收钒、钛资源存在困难。
钛铁矿试样的分解钛的分离方法
钛铁矿试样的分解钛的分离方法钛铁矿是一种含有钛的矿石，其中主要的钛矿物为钛铁矿(TiFeO3)。
提取和分离钛元素通常需要将钛铁矿进行化学分解，并使用适当的分离技术将钛与其他杂质分离。
以下是钛铁矿试样的分解和钛的分离方法的一种常见流程：1.矿石样品预处理：将钛铁矿矿石样品粉碎，并进行干燥和研磨处理，以获得均匀的试样。
2.化学分解：将预处理后的矿石样品与酸溶液反应进行化学分解。
常见的酸溶液选择是硫酸(H2SO4)和盐酸(HCl)。
将矿石样品与酸溶液混合，如用硫酸溶液加热至适当温度(通常为180-200℃)，经过一定的时间进行反应。
这个步骤使得钛铁矿发生水解反应，形成硫酸钛和铁离子。
2TiFeO3+5H2SO4→2Ti(SO4)2+2FeSO4+5H2O3.水解和过滤：将经过化学分解的溶液酸性调节为酸性，然后加入水进行水解反应。
此步骤会将硫酸钛水解为钛酸钠(TiO2·nH2O)，其发生白色沉淀。
随后，用过滤的方法将产生的沉淀与溶液分离。
Ti(SO4)2+2H2O→TiO2·nH2O+2H2SO44.洗涤和烧结：将被分离出的钛酸钠沉淀使用适量的纯水以及盐酸进行洗涤，去除残留的杂质。
然后，将钛酸钠沉淀转移到高温的坩埚中，并进行烧结处理，将钛酸钠转化为二氧化钛(TiO2)。
2TiO2·nH2O→2TiO2+(n-1)H2O5.还原和焙烧：将通过烧结得到的二氧化钛与还原剂如碳黑或石墨混合，并在高温下进行还原反应。
这个步骤将钛的价态从+4还原到+3TiO2+C→TiO2+CO6.溶液中的钛离子的分离与检测：将还原后的钛样品置于适当的溶液中，例如氢氧化钠溶液或氟化钠溶液，以提取出钛离子。
随后使用适当的检测方法，如原子吸收光谱法(AAS)或电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)来分离和测定溶液中的钛离子。
以上是一种常用的钛铁矿试样的分解和钛分离方法流程。
在实际操作中，可能还会使用其他辅助试剂和技术来改进分离效果或满足特定的需求。
球团矿的制备及性能测试
实验2 球团矿的制备及性能测试一、球团矿的发展现状与趋势精料和合理的炉料结构一直是国内炼铁界努力探索的课题。
球团矿作为良好的高炉炉料，不仅具有品位高、强度好、易还原、粒度均匀等优点，而且酸性球团矿与高碱度烧结矿搭配，可以构成高炉合理的炉料结构，使得高炉达到增产节焦、提高经济效益的目的，因而近年来国内炼铁球团矿产量和用量大幅增加，不仅中小型高炉普遍使用，大型高炉如马钢2500M3高炉、昆钢2000 M3高炉、宝钢、攀钢等也加大了球团矿的配料比例。
大力发展球团矿已成为有关权威机构、学术会议以及生产厂家关注的焦点和共识，国内目前已形成一股球团矿“热”。
1、球团矿具有规则的形状、均匀的粒度、高的强度（抗压和抗磨），能进一步改善高炉的透气性和炉内煤气的均匀分布;球团矿FeO含量低，有较好的还原性（充分焙烧后，有发达的微孔）更有利于高炉内还原反应的进行。
因此，球团矿在我国高炉操作者的心目中称之为“顺气丸”，其冶金性能好，非其它熟料所能比。
2、国内大量的理论研究和生产实践表明，高碱度烧结矿与酸性炉料搭配有一个合适的配比。
大型高炉采用75% ~70%碱度为1.85左右的烧结矿与25% ~ 30%的酸性球团矿是合理的炉料结构。
当酸性球团配入比例为25% ~ 30%时，其在炉内软熔区间的最大压差值最小，也就是按此比例搭配效果最佳。
3、在上述合适的范围内，在高炉正常运行情况下，球团矿入炉配比的高低是由其质量决定的。
高质量的球团矿应具有的指标为：TFe≥65%; FeO≤1.0%; SiO2≤3.0%; S≤0.04%; 球团矿粒度8—16mm占95%以上；转鼓指数（ISO）≥96%，抗压强度≥2500N/个球。
目前，我国冶金企业生产的球团矿，特别是竖炉球团矿与高质量球团矿及进口球团矿相比，普遍存在着相当的差距。
纵观国内外先进高炉炼铁经验，在原料供应可能的情况下，合理的炉料结构发展趋势是：a）高炉少吃或不吃生料；b）增加高炉球团矿的用量；c）减少烧结矿的用量（即提高烧结矿的品位，应当相应提高烧结矿的碱度，否则烧结矿的强度、冶金性能将会有较大的下降。
钒钛磁铁矿含碳球团转底炉直接还原实验研究
第9卷增刊1 过 程 工 程 学 报 V ol.9 Suppl. No.1 2009 年 6月 The Chinese Journal of Process Engineering June 2009收稿日期：2008−10−22，修回日期：2009−02−17作者简介：刘征建(1982−)，男，辽宁省黑山县人，博士研究生，钢铁冶金专业，E-mail: liuzhengjian@.钒钛磁铁矿含碳球团转底炉直接还原实验研究刘征建， 杨广庆， 薛庆国， 张建良， 杨天钧(北京科技大学冶金与生态工程学院，北京 100083)摘 要：对转底炉直接还原钒钛磁铁矿新工艺进行了实验研究，将钒钛磁铁矿精矿粉与煤粉等混合，采用压球机压球，并用石油液化气同空气混合燃烧生成的热烟气干燥生球，通过正交实验考察C/O 、焙烧时间和焙烧温度3个因素对金属化率与抗压强度的影响，得出最优的实验方案是：C/O 为1.3，焙烧温度为1330℃，焙烧时间为25 min. 通过XRD 分析发现在金属化率较高的球团中存在假板钛矿.关键词：资源综合利用；钒钛磁铁矿；转底炉；直接还原中图分类号：TF521 文献标识码：A 文章编号：1009−606X(2009)S1−0051−051 前 言钒钛磁铁矿是一种铁、钒、钛等有价元素共生的复合矿，普通高炉冶炼钒钛磁铁矿的弊端日益凸显，一是钛资源流失严重，占钒钛磁铁原矿中钛总量的一半以上；二是高炉炼铁必须使用焦碳，要消耗大量稀缺而昂贵的焦煤资源，而且炼焦过程污染环境严重[1].进入21世纪以来，随着优质含铁原料供应的日趋紧张和环保要求的日益严格，原料适应性强、能耗低、环境友好的直接还原技术获得了快速发展，出现了诸多新工艺和新技术，转底炉直接还原技术是其中较为典型的代表[2]. 转底炉出现于1978年，最初是应含铁废料和粉尘的处理要求而产生的，1995年以后逐步发展成使用普通铁精矿为原料生产DRI 的直接还原新工艺[3−5]. 转底炉直接还原具有高温、快速的工艺特点和炉料与炉底相对静止的设备特点，能较好的满足钒钛磁铁矿直接还原要求[6]. 共性技术的发展为钒钛磁铁矿直接还原创造了良好的外部条件，在此基础上针对钒钛磁铁矿自身特点，开展铁钒与钛高效分离研究、钒钛提取回收技术研究，实现转底炉直接还原—电炉深还原的产业化生产，达到铁、钒、钛元素分离与综合回收利用的目标. 本工作以钒钛磁铁矿精矿粉、煤粉和粘结剂等为原料，设计正交实验进行钒钛磁铁矿含碳球团转底炉直接还原生产金属化球团的基础研究，为后续的装备设计与工业生产探索规律.2 实验原料实验含铁原料采用某产地的钒钛磁铁矿，化学成分如表1所示.表1 钒钛磁铁矿精矿粉成分Table 1 Composition of vanadic titanomagnetite (%, ω)TFe FeO TiO 2V 2O 5 SiO 2 Al 2O 3 CaOMgO51.46 31.0212.430.53 5.96 5.30 1.983.41此钒钛磁铁矿主要由钛磁铁矿、钛铁矿、硫化矿和脉石矿物等4部分组成. 钛磁铁矿是磁铁矿、钛铁晶石、镁铝尖晶石、钛铁矿片晶复合体. 它占总矿物量的44%左右，含铁57%，是回收铁的主要工业矿物. 由于钛磁铁矿中有4种矿物密切共生，磁铁矿为主晶，其他为客晶. 客晶的粒度极细，不能用机械方法使其单体分离，使所得铁精矿中含有较高的钛、钒、镓、镁、钙、铝、硅等元素，铁品位一般较低；钛铁矿占总矿物量的9.5%，除少量赋存于钛磁铁矿外，大部分单体粒状产出，充填于脉石颗粒之间或铁钛氧化物与脉石之间. 含TiO 2 10.7%，是回收钛的工业矿物. 但其含有较高的钙镁，这些杂质以类质同象赋存在钛铁矿中，因此钛精矿中TiO 2含量一般为46%~48%，钙镁含量达7%~8%；硫化矿占总矿物量的1%，其中磁黄铁矿占硫化矿的95%，是回收硫、钴、镍的工业矿物；脉石矿物以钛普通辉石和斜长石为主，钛普通辉石占总矿物的28%~29%，是回收钪的主要矿物，斜长石占18%~19%.所用固体燃料为宁夏太西无烟煤，工业分析结果如表2所示.表2 煤粉工业分析结果Table 2 Industrial analysis of pulverized coal (%, ω)Fixed carbon V olatile Ash86.47 8.58 4.953 正交实验52 过程工程学报第9卷为了准确控制水分的加入量，混料前所有原料在105℃下干燥2 h，每次实验干料重量约为2.5 kg，人工混料30 min左右. 采用对辊压球机造球，压力可调，所造生球为扁圆形.干燥采用鼓风和抽风两种模式，基本流程是液化石油气同空气混合在燃烧室燃烧，生成的热烟气对含水生球进行干燥. 通过调节液化石油气和空气量来调节干燥入口温度和干燥的风速，本实验中入口温度控制在250℃左右，干燥风速为1.0和1.5 m/s，干燥时间选择10, 15和20 min.焙烧在管式炉中进行，干燥球团用吊篮盛装.采用正交实验考察C/O、焙烧温度和焙烧时间3个因素对含碳球团金属化率和抗压强度的影响，水平设计如表3.表3 实验因素与水平Table 3 Factors and levels of the experimentsLevelFactor A,C/OB,roasting temperature (℃)C,roasting time (min)1 1.31250 152 1.51300 203 1.11330 254 实验结果及分析4.1 造球实验本实验造球压强为15 MPa，转速为10 r/min，膨润土配加比例为3%.4.2 干燥实验用C/O为1.3的1#, 2#, 3#生球进行干燥实验，实验结果如表4所示.表4 干燥实验方案及结果Table 4 Scheme and results of drying experimentNo. DryingmethodGas flowvelocity (m/s)Gas flowrate (m3/h)Drying time(min)Weight of greenballs (g)Weight afterdrying (g)Water content ofgreen balls (%)Dehydration rate(%)1 Blast 1 24 10 1627.8 1479.8 11.93 76.192 Blast 1 24 15 1601.7 1429.4 11.89 90.493 Blast 1 24 20 1594.1 1410.4 11.96 96.32 3 Suction 1 24 15 1608.3 1438.2 11.52 91.84通过实验数据可以看出如下规律[7,8].(1) 鼓风干燥和抽风干燥两种形式的干燥效果没有明显差别，实验中没有发现在抽风干燥过程中下部生球有过湿现象和压坏现象发生；(2) 随着烘干时间的增加脱水率逐渐增加，烘干15 min后脱水率可达到90%以上，完全满足要求，延长时间对于烘干效果没有明显影响.4.3 焙烧实验(1) 实验结果对9组焙烧后金属化球团的化学成分和抗压强度分别进行检测，结果如表5所示.表5 金属化球团的化学分析结果及抗压强度Table 5 Chemical analysis and compressive strength of metallized pelletsNo. TFe(%)MFe(%)Metallization rate(%)V2O5(%)TiO2(%)Compressivestrength (N)1 60.40 32.53 53.86 0.48 9.74 2155.672 60.40 47.08 77.95 0.66 13.33 1036.403 65.25 56.11 85.99 0.65 12.06 2395.004 59.21 44.78 75.63 0.51 13.11 1747.205 62.57 55.60 88.86 0.56 9.58 1337.756 66.33 51.94 78.31 0.60 14.36 2273.007 59.71 35.51 59.47 0.47 11.40 635.008 59.94 40.33 67.28 0.41 12.93 650.509 62.90 48.08 76.44 0.63 12.30 1642.80通过以上结果可以看出:(a) 金属化球团的铁品位较精矿粉的铁品位有较大提高，这是因为煤粉中的碳与铁氧化物中的氧发生反应，去除了精矿粉中的部分氧，而残留的煤粉灰分质量远小于铁氧化物失去氧的质量[9].(b) 金属化球团中只有少量V, Ti被还原. 由Ellingham图可知，V2O5, TiO2只有在1500℃以上高温时才能被碳还原[10].(c) 由于C/O与焙烧条件不同各组的金属化率和抗压强度变化较大.(2) 直观分析[11]判断金属化球团质量的两个重要指标就是金属化率和抗压强度，实际生产中一般要求金属化率和抗压强度越高越好. 由表5可知，不同C/O，不同焙烧条件下增刊1 刘征建等：钒钛磁铁矿含碳球团转底炉直接还原实验研究 53各组的金属化率和抗压强度变化较大. 对正交实验结果采用直观分析法进行分析，以找出最佳的工艺条件，结果如表6所示.表6 直观分析法结果Table 6 The results of intuitive analysisTest index No.1 A2 B3 C Metallization rate (%) Compressive strength (N)1 1 1 1 53.86 635.002 1 2 2 77.95 1747.203 1 3 3 85.99 2155.674 2 1 2 75.63 650.505 2 2 3 88.86 1337.75 6 2 3 1 78.31 1036.407 3 1 3 59.47 1642.808 3 2 1 67.28 2273.009 3 3 2 76.44 2395.00K 1 217.80 188.96 199.45 K 2 242.80 234.09 230.02 K 3 203.19 240.74 234.32 κ1 72.60 62.99 66.48 κ2 80.93 78.03 76.67 κ3 67.73 80.25 78.11 Range 13.20 17.26 11.63 MetallizationrateOptimum scheme A2 B3 C3K 1 4537.87 2928.30 3944.40 K 2 3024.65 5357.95 4792.70 K 3 6310.80 5587.07 5136.22 κ1 1512.62 976.10 1314.80 κ2 1008.22 1785.98 1597.57 κ3 2103.60 1862.36 1712.07 Range 1095.38 886.26 397.27 Compressive strengthOptimum scheme A3 B3 C3从以上分析结果可看出，对于金属化率的3个极差由大到小依次为17.26，13.20，11.63，它们所对应的因素依次为B ，A ，C. 所以，各因素对金属化率的影响按大小次序来说应当是B(焙烧温度)、A(C/O)、C(焙烧时间)；最好的方案应当是B3A2C3，即, B3：焙烧温度，第3水平，1330℃；A2：C/O ，第2水平，1.5；C3：焙烧时间，第3水平，25 min.同理可知，各因素对抗压强度的影响按大小次序来说应当是A(C/O)，B(焙烧温度)，C(焙烧时间)；最好的方案应当是A3B3C3，即：A3：C/O ，第3水平，1.1；B3：焙烧温度，第3水平，1330℃；C3：焙烧时间，第3水平，25 min.通过综合平衡法对金属化率和抗压强度两个指标进行计算分析，分别得到2个最优方案：对金属化率为A2B3C3；对抗压强度为A3B3C3. 这2个方案并不完全相同，为便于综合分析，将两个指标随因素水平变化的情况用图形表示出来，如图1所示(为了便于分析，将各点用线段连起来，实际上并不是直线).666870727476788082M e t a l l i z a t i o n r a t e (×102%)C/ORoasting temperature(℃)Roasting time(min)1.11.31.58001000120014001600180020002200C o m p r e s s i v e s t r e n g t h (N )C/O125013001350Roasting temperature(℃)152025Roasting time(min)图1 两个指标随因素水平变化的情况Fig.1 Changes of two indexes with variable factors and levels54 过 程 工 程 学 报 第9卷将图1和表6结合起来，综合分析每一个因素对两个指标的影响.(a) C/O 对两个指标的影响. 从表6看出，对抗压强度来讲，C/O 的极差是最大的，也就是说C/O 是影响最大的因素，从图1看，取1.1最好；对金属化率来讲，C/O 的极差不是最大，即不是影响最大的因素，是较次要的因素，取 1.5最好. 从实际的焙烧过程来看，C/O 越高，煤粉配加量越大，煤粉反应后留下的空隙越多，金属化球团的孔隙度越大，抗压强度越低，这与表6的分析结果很吻合. 针对为实现铁、钛、钒资源综合利用而设计的“钒钛磁铁矿转底炉直接还原−电炉深还原−含钒铁水提钒−含钛炉渣提钛”工业流程，其转底炉生产的金属化球团直接热装电炉，所以对金属化球团的抗压强度要求不是很高，加之电炉深还原要求金属化球团有一定的残碳含量，所以C/O 取中间水平1.3为好[12,13].(b) 焙烧温度B 对两个指标的影响. 从表6看出，对金属化率来讲，焙烧温度的极差是最大的，即焙烧温度是影响最大的因素，从图1看出，取1330℃最好；对抗压强度来讲，焙烧温度的极差不是最大，即不是影响最大的因素，是较次要的因素，但也是取1330℃最好，所以对两个指标来讲，焙烧温度均取1330℃最好.(c) 焙烧时间C 对两个指标的影响. 从表6看出，对金属化率和抗压强度来讲，焙烧时间的极差都是最小的，即是影响最小的因素，从图1看出，都是取25 min 最好，所以对两个指标来讲，焙烧时间均取25 min 最好. 从实际的焙烧过程来看，焙烧时间越长，反应越完全，抗压强度越高. 但这并不意味着焙烧时间越长，金属化率就越高，因为随着焙烧时间的延长，球团内部碳逐渐被消耗完，金属化球团会发生再氧化，从而降低金属化率.综合考虑C/O 、焙烧温度、焙烧时间3个因素对金属化率和抗压强度的影响以及工艺流程的实际要求，得出较好的实验方案为：A1：C/O ，第2水平，1.3；B3：焙烧温度，第3水平，1330℃；C3：焙烧时间，第3水平，25 min.从表6可以看出，这里综合分析出来的较好方案A1B3C3，正好是9组实验中的3#实验，其球团的金属化率(85.99%)和抗压强度(2155.67 N)在9组实验结果中的综合效果最好，与通过计算分析得到的结论一致.(3) XRD 分析对9组实验制得的金属化球团进行XRD 分析，可以看出金属铁均已经明显出现，尤其在金属化率较高的3#实验(85.99%)和5#实验(88.86%)制得的金属化球团中可明显看到假板钛矿(Fe 2TiO 5)的出现，如图2和3所示. 1020304050607080900500100015002000I n t e n s i t y (a .u .)2θ (o)102030405060708090050010001500200025002θ (o)I n t e n s i t y (a .u .)图2 C/O=1.3, T =1330℃, t =25 min (3#实验) 图3 C/O=1.5, T =1300℃, t =25 min (5#实验)Fig.2 C/O=1.3, T =1330℃, t =25 min (Exp.3#) Fig.3 C/O=1.5, T =1300℃, t =25 min (Exp.5#)对于钛铁矿在600℃至成渣温度范围内的还原机理、还原途径及其相变化，前人已有相当充分的研究，对1100 K 以上的Fe −Ti −O 系的相平衡关系也已经基本明确，在与钛铁矿还原有关的相图区域内存在3个主要固溶体也得到公认：在Fe −Fe 2O 3−TiO 2组成的三角形中，在1200℃时介于磁铁矿(Fe 3O 4)和钛铁晶石(Fe 2TiO 4)之间、介于赤铁矿(Fe 2O 3)和钛铁矿(FeO·TiO 2)之间、高铁假板钛矿(Fe 2TiO 5)和亚铁假板钛矿(FeTi 2O 5)之间，存在着完全固溶体，它们被认为是立方晶系的尖晶石相、菱形晶系的α-氧化铁固溶体和M 3O 5固溶体. 在达到1300℃并充分反应后，开始还原出假板钛矿，这与XRD 的分析结果相吻合.假板钛矿的生成能够有效提高球团的还原性能，一方面是因为用碳还原假板钛矿的速度要比还原钛铁矿和假金红石的速度快得多；另一方面钛铁矿从坚固的尖晶石结构变为不稳定的假板钛矿结构，形成大量空隙，改善了后续还原过程的动力学条件.增刊1 刘征建等：钒钛磁铁矿含碳球团转底炉直接还原实验研究555 结 论(1) 钒钛磁铁矿精矿粉与煤粉混合造球时，通过控制合适的压球机压力和转速、添加适量的水分和粘结剂可以保证其强度满足转底炉生产的要求.(2) 鼓风干燥和抽风干燥两种形式的干燥效果没有明显差别，风速控制在1 m/s，烘干10~15 min，脱水率可达到90%以上，完全满足生产要求.(3) 综合考虑3个因素对金属化率和抗压强度的影响以及工艺流程的实际要求，得出最优的实验方案是：C/O为1.3，焙烧温度为1330℃，焙烧时间为25 min.(4) 从9组实验得到金属化球团的XRD分析结果可以看出，金属铁均已经明显出现，尤其在金属化率较高的3#实验(85.99%)和5#实验(88.86%)制得的金属化球团中可以明显看到假板钛矿的出现，提高了球团的还原性能.参考文献：[1] 洪流，丁跃华，谢洪恩. 钒钛磁铁矿转底炉直接还原综合利用前景 [J]. 金属矿山，2007, (5): 10−13.[2] 胡俊鸽，吴美庆，毛艳丽. 直接还原炼铁技术的最新发展 [J]. 钢铁研究，2006, 34(2): 53−57. 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The Simulation of V olatile Reduction in a Multi-layer Rotary Hearth Furnace Process [J]. Metall.Mater. Trans. B: Process Metall. Mater. Process., 2006, 37(2): 231−238.Research on Direct Reduction of Coal-containing Pellets ofVanadic-titanomagnetite by Rotary Hearth FurnaceLIU Zheng-jian, YANG Guang-qing, XUE Qing-guo, ZHANG Jian-liang, YANG Tian-jun(University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China)Abstract: The direct reduction of vanadic-titanomagnetite by rotary hearth furnace was studied in laboratory. The vanadic-titanomagnetite was mixed with coal and bentonite, then the green balls were made by pelletizer, and dried by hot gas which was produced by burning the hot gas of liquefied petroleum gas and air. The influential factors of metallized pellet strength and metallization rate, such as C/O, roasting temperature, roasting time, were examined by orthogonal experiments. The C/O, roasting temperature and roasting time of the optimum scheme were 1.3, 1300℃ and 25 min respectively. Pseudobrookite was found in pellets with high metallization rate by XRD.Key words: comprehensive utilization of resources; vanadic-titanomagnetite; rotary hearth furnace; direct reduction。
钛铁矿转底炉固相直接还原工艺制备高钛渣
钛铁矿转底炉固相直接还原工艺制备高钛渣作者：刘开琪王寿增顾静来源：《新材料产业》 2012年第5期文/刘开琪王寿增顾静中国钢研科技集团有限公司作为生产钛白粉和海绵钛的优质原料，高钛渣﹝二氧化钛（TiO2）＞74%﹞生产技术的发展对我国钛白粉和海绵钛制造业持续健康发展、国际市场竞争力提升起到了关键作用。
由于国内供应紧张，且从2007年起，中国海关对高钛渣的矿产资源实行了零关税，因此国内自主研究高钛渣工艺及制备具有十分重要的意义。
一、钛铁矿资源的利用现状我国钛铁矿资源分布广泛，遍布国内29个省市，但主要集中在四川攀枝花、西昌，河北承德，云南，陕西汉中等地。
目前，由于国内铁矿石严重短缺，很多钛铁矿仅用作炼铁的原料，这样做最大的弊端是导致钛铁矿中的含钛资源不能有效地加以回收利用。
为此，国家曾多次组织过钛铁矿直接还原的相关科技攻关，以期实现铁、钛甚至一些含钒矿中钒资源的综合回收。
多年的研究证明，铁、钛有效分离是钛铁矿综合利用中的瓶颈技术。
钛铁矿资源的利用，目前主要有3个工艺路线，一是高炉流程，二是矿热炉流程，三是直接还原流程。
高炉流程以攀枝花钢铁（集团）公司（简称“攀钢”）为例，攀钢的“高炉-转炉”流程，能够回收铁90%、钒80%、钛0。
如果回收1t铁，高炉渣中TiO2 （占钒钛磁铁矿原矿中56%的钛）没有利用，会造成原矿中一半多的钛资源流失。
如果用选铁后的钛铁矿尾矿生产钛白粉，每生产1t钛白粉，钛精矿中就有70%的铁流失，又造成了铁资源的大量浪费。
矿热炉流程则采用钛矿配煤（焦）直接冶炼的工艺，用于冶炼T i O2含量大于85%的氯化法高钛渣，但是该工艺冶炼时间长，产能相对较低，单位产品的能耗大、成本偏高。
直接还原流程中，取得突破性进展并已打通回收钛铁矿全流程的工艺为转底炉固相直接还原技术，该工艺是目前最为先进的高钛渣生产工艺，优势在于占地小、自动化程度高、产能大、能耗较低。
钛铁矿主要分为2类：一是岩矿，如南非矿和攀枝花矿；另一种是海砂矿，如新西兰矿、菲律宾矿、印尼矿。
钛中矿综合利用研究进展
第41卷第1期2021年2月冶金与材料M etallurgy and m aterialsYol.41 No.lFebruary2021钛中矿综合利用研究进展李斐然“2,邹敏2(1.西华大学材料科学与工程学院，四川成都610039;2.攀枝花学院钒钛学院，四川攀枝花617000)摘要:文章介绍了攀枝花地区钒钛磁铁矿的开发利情况，对钛屮矿综合利用发展趋势进行了展望。
结合钛 屮矿各元素含量的特点，参考转底炉煤基直接还原技术和亚熔盐分解技术提出了“碳还原一亚熔盐分解”联合 工艺提高钛中矿二氧化钛品位的新途径，该工艺可以显著提高二氧化钛的品位至钛精矿标准，满足作为钛白粉 生产原料要求,具有广阔的应用前景。
关键词:钛中矿;综合利jii;二氧化钛;转底炉；亚熔盐钥■钦磁铁矿是以铁、饥、钦儿素为主，并伴有其他有价金属的多元共生铁矿，综合利用价值很高。
我W攀 西地区钒钛磁铁矿储量丰富，探明储量146亿t，K中伴生钦资源8.02亿丨，占全国钛储量90%。
钒钛磁铁矿 在磁选选铁过程屮约有40%~60%的钛进人铁精矿屮，其余部分则进人尾矿。
攀枝花地区的钒钛磁铁矿选矿企业对磁选尾矿的平均钛囬收率只有19.77%,最低的 仅为3.8%,K:余的钛资源进入尾矿之中。
攀西地区少 数选矿企业利用选钛尾矿为原料进行再次选钛得到钛中矿，其1^02品位约为36%~38%，较钛精矿低约10%。
由于钛中矿Ti02含量达不到直接生产海绵钦、人造金 红石、钛白粉以及高钛渣的工业要求，其用于工业化生 产的经济性不高。
文章将对当前攀西地区钛中矿综合利用情况进行综述，并对以后钛屮矿综合利用的新途径提出一些建议。
1攀西地区钦中矿基本情况1.1攀西地区钛中矿的生产情况目前攀西地区钛中矿产量约为100万t/年，38品 位以上钛中矿价格在850〜900元/丨，46品位10钛精矿 价格在122(M330元/1，47品位20钛精矿价格在1300〜1350元/t，其市场价格比钛精矿低400〜500元/t。
自-简述钛铁矿还原的新技术-修
钛铁矿还原新技术的研究进展摘要:我国钛铁矿资源储量丰富，综合利用钛铁矿中的钛和铁已成为国内外开发利用天然钛铁矿的重要发展方向。
本文将主要介绍用机械球磨,原位合成，燃烧合成和微波等离子体化学气相沉积法等新技术处理钛铁矿，并对比说明这些新技术还原钛铁矿的基本原理、在应用过程中存在的问题及发展前景。
关键词:钛铁矿还原技术原理发展前景钛铁矿资源在全世界储量极为丰富,我国钛铁矿资源约占世界钛储量的４8%，遍布全国20个省内，既有岩砂，也有矿砂，其中岩矿占大部分。
岩矿主要分布在广东、广西和海南沿海一带。
[１-2］我国虽属钛资源大国,但因钛矿丰度小，开采难度大,生产技术水平不高等种种原因，现阶段可用钛资源仍属短缺[3］。
如何高效的利用钛铁矿资源已成为国内外许多学者的研究热点。
钛铁矿(FeTｉＯ3)属刚玉型结构的衍生结构,一般TiO２含量约为５２.６5％,ＦeO 为4７.4%。
目前在钛铁矿资源的利用方面，主要是硫酸法和氯化法生产金红石、钛白及海绵钛[4-6］，Ｙ．Ｃhen等[7－1０］在通过机械球磨的方法在还原钛铁矿方面做了深入研究，而采用原位合成技术和燃烧合成技术来制备复合材料已成为当前国内外学者的研究热点，也有学者以钛铁矿为原料,通过纳米碳管的合成及微波强制碳化两步处理制备纳米碳管复合粉体材料，并取得了一定的成果[11－12]。
本文将概括介绍用机械球磨,原位合成，燃烧合成和微波等离子体化学气相沉积法等新技术处理钛铁矿，并对比介绍这些新技术还原钛铁矿的基本原理、在应用过程中存在的问题及发展前景。
1. 机械球磨法固体颗粒在机械力的作用下，不仅颗粒的与传统上新物质的生成、晶型转化或晶格变形都是通过高温(热能)或化学变化相比。
机械能直接参与或引发了化学反应是一种新思路。
机械球磨法的基本原理是利用机械能来诱发化学反应或诱导材料组织、结构和性能的变化,以此来制备新材料。
作为一种新技术,它具有明显降低反应活化能、细化晶粒、极大提高粉末活性和改善颗粒分布均匀性及增强体与基体之间界面的结合，促进固态离子扩散，诱发低温化学反应，从而提高了材料的密实度、电、热学等性能，是一种节能、高效的材料制备技术[]。
电炉熔分工艺处理钒钛磁铁矿
电炉熔分工艺处理钒钛磁铁矿电炉熔分工艺处理钒钛磁铁矿一、引言钒钛磁铁矿是一种重要的钛资源，广泛应用于冶金、化工、建材等领域。
然而，由于其复杂的化学成分和矿物结构，其加工和利用一直面临着挑战。
电炉熔分工艺是一种被广泛采用的处理钒钛磁铁矿的方法。
该方法通过利用电炉的高温和电能，将钒钛磁铁矿矿石在还原气氛下进行熔融和分离，以获得钛铁合金和钒铁合金等有价值的产品。
本文将深入探讨电炉熔分工艺处理钒钛磁铁矿的原理、技术及其在实际应用中的优势和发展前景。
二、电炉熔分工艺的原理及技术（1）原理概述电炉熔分工艺是利用电炉高温和电能的特点，将钒钛磁铁矿在还原条件下进行熔融和分离的过程。
在这个过程中，钒和铁进入钒铁合金，而钛则进入钛铁合金。
这种工艺的基本原理是根据各元素的熔点和还原性能的不同，通过合理的炉内温度和还原气氛控制，实现钒、铁、钛的分离和提取。
（2）技术要点在电炉熔分工艺中，关键的技术要点包括矿石预处理、还原条件控制、温度控制和产物分离等。
矿石预处理是为了提高矿石中有价值元素的回收率和产物质量。
常见的矿石预处理方法包括碎石、磁选和浸出等。
还原条件控制对于熔分工艺的成功与否至关重要。
合理的还原条件能够保证有价值元素的还原率和产物质量。
常用的还原条件包括还原剂种类和用量，还原温度和还原时间等。
温度控制是电炉熔分工艺中一个关键的环节。
适当的温度能够保证矿石充分熔化和元素的分离，同时避免产生不良的副反应。
温度控制的方法包括调整电炉电极的位置和电流强度等。
产物分离是电炉熔分工艺中的一项重要工作。
通过合理的分离装置，将钒铁合金和钛铁合金等产品分离出来，以提高产品质量和价值。
三、电炉熔分工艺的优势和发展前景电炉熔分工艺作为一种兼具深度和广度的处理钒钛磁铁矿的方法，具有以下优势和发展前景。
电炉熔分工艺对于复杂矿石的处理能力强。
由于钒钛磁铁矿的化学成分和矿物结构多样复杂，传统的处理方法存在着诸多限制。
而电炉熔分工艺通过熔融和分离的方式，能够有效地处理各种类型的矿石，实现有价值元素的高效提取。
还原钛铁矿锈蚀反应过程热平衡分析
第 54 卷第 2 期2023 年 2 月中南大学学报(自然科学版)Journal of Central South University (Science and Technology)V ol.54 No.2Feb. 2023还原钛铁矿锈蚀反应过程热平衡分析赵秋月1, 2，李茂源1, 2，周雷1, 2，张廷安1, 2(1. 多金属共生矿生态化冶金教育部重点实验室，辽宁 沈阳，110819；2. 东北大学 冶金学院，辽宁 沈阳，110819)摘要：针对锈蚀反应慢、效率低的问题，研究还原钛铁矿锈蚀反应过程热平衡及其对反应体系温度变化的影响规律，结合平衡计算结果，通过分析锈蚀过程金属铁质量分数的变化，考察反应温度对锈蚀速率的影响。
研究结果表明：理论上，锈蚀反应放出的热量会使体系温度上升，若反应时间缩短到4.5 h 内，则锈蚀体系温度将超过90 ℃；锈蚀体系为1.5%盐酸，当液固比为2꞉1(质量比)、氧气流量为0.6 m 3/h 时，反应体系温度将接近85 ℃，同时，锈蚀产物中金属铁的残留质量分数变化趋势与体系温度变化相符。
温度对锈蚀反应速率影响较大，当反应温度低于70 ℃时，锈蚀速率随温度升高而增大，当反应温度为90 ℃时，氧气溶解度下降，锈蚀速率也随之下降。
关键词：还原钛铁矿；锈蚀；热平衡；金红石中图分类号：TF81 文献标志码：A 文章编号：1672-7207（2023）02-0415-07Heat balance analysis for rust reaction process of reduced ilmeniteZHAO Qiuyue 1, 2, LI Maoyuan 1, 2, ZHOU Lei 1, 2, ZHANG Ting'an 1, 2(1. Key Laboratory of Ecological Utilization of Multi-metal Intergrown Ores of Ministry of Education,Shenyang 110819, China;2. School of Metallurgy, Northeastern University, Shenyang 110819, China)Abstract: To solve the problems of solw corrosion reaction of reduced ilmenite and the low efficiency, the heat balance in the corrosion reaction process of reduced ilmenite and its influence on the temperature change of the reaction system were studied. Combined with the balance calculation results, the influence of reaction temperature on the corrosion rate was investigated by analyzing the change of metal iron mass fraction in the corrosion process. The results show that theoretically, the heat released by the corrosion reaction will increase the temperature of the system. If the reaction time is shortened to 4.5 h, the temperature of the corrosion system will exceed 90 ℃. When the corrosion system is 1.5% hydrochloric acid, the liquid-solid ratio is 2꞉1 (mass ratio), and收稿日期： 2022 −07 −30； 修回日期： 2022 −10 −26基金项目(Foundation item)：国家自然科学基金资助项目(52174332) (Project(52174332) supported by the National Natural ScienceFoundation of China)通信作者：张廷安，博士，教授，从事有色金属冶金研究；E-mail ：***************DOI: 10.11817/j.issn.1672-7207.2023.02.002引用格式： 赵秋月, 李茂源, 周雷, 等. 还原钛铁矿锈蚀反应过程热平衡分析[J]. 中南大学学报(自然科学版), 2023, 54(2): 415−421.Citation: ZHAO Qiuyue, LI Maoyuan, ZHOU Lei, et al. Heat balance analysis for rust reaction process of reduced ilmenite[J]. Journal of Central South University(Science and Technology), 2023, 54(2): 415−421.第 54 卷中南大学学报(自然科学版)the oxygen flow is 0.6 m3/h, the temperature of the reaction system is close to 85 ℃. At the same time, the change trend of the residual mass fraction of metallic iron in the corrosion product is consistent with the change of the system temperature. Temperature has a great influence on the corrosion reaction rate. When the reaction temperature is lower than 70 ℃, the corrosion rate accelerates with the increase of temperature. When the reaction temperature is 90 ℃, the oxygen solubility decreases, and the corrosion rate also decreases.Key words: reduced ilmenite; rust; heat balance; rutile天然金红石一般含二氧化钛95%(质量分数)以上，是钛冶炼的重要矿物原料。
钒钛磁铁精矿回转窑预还原中试试验研究
钒钛磁铁精矿回转窑预还原中试试验研究栾志华;宋志伟【摘要】回转窑预还原是"磁选―回转窑预还原―电炉熔炼"工艺处理钒钛磁铁矿的关键环节.本文通过中试试验研究了利用该工艺处理莫桑比克Tenge钒钛磁铁矿过程中回转窑预还原指标影响因素,试验给出了钒钛磁铁矿的理化指标及回转窑预还原温度、预还原时间、煤矿比等几个主要工艺技术参数和条件,达到了试验预期目的,确定了"磁选—回转窑预还原—电炉熔炼"未制粒钒钛磁铁精矿的可行性,为工业化生产设计提供了技术依据.【期刊名称】《有色设备》【年(卷),期】2018(000)004【总页数】4页(P10-12,15)【关键词】钒钛磁铁精矿;中试试验;回转窑;预还原;金属化率【作者】栾志华;宋志伟【作者单位】中国有色(沈阳)冶金机械有限公司,辽宁沈阳110141;中国有色(沈阳)冶金机械有限公司,辽宁沈阳110141【正文语种】中文【中图分类】TQ172.6220 前言莫桑比克Baobab公司为了开发其拥有的Tenge矿，进行了Tenge矿的工艺技术开发及可行性研究报告的编制。
该项目决定采用“磁选—回转窑预还原—电炉熔炼”工艺处理钒钛磁铁矿，目的是降低成本、取得良好经济效益。
“磁选—回转窑预还原—电炉熔炼”工艺目前大多数采用首先将钒钛磁铁矿磁选得到精矿，然后将精矿磨细制粒并在低温下预还原为金属化球团，再将金属化球团在电炉内进行冶炼，实现钒钛磁铁精矿的冶炼分离并且获得优质的含钒铁水[1]。
本次中试试验的目的是打破传统工艺，研究钒钛磁铁精矿在未制粒的条件下进行回转窑预还原的可行性，并为工业生产设计提供依据。
因此，本文在研究钒钛磁铁精矿基本特性的基础上，针对回转窑预还原工艺特点，通过中试试验系统地考察预还原温度、预还原时间、煤矿比等几个主要因素对钒钛磁铁精矿未制粒条件下回转窑预还原指标，即有价金属Fe金属化率的影响，最终确定钒钛磁铁精矿未制粒条件下回转窑预还原的可行性及适宜的理想条件。
第四章钒钛磁铁矿直接还原工艺
4.1 回转窑还原工艺4.1.1 回转窑还原工艺流程预热带和还原带两部分。
在预热带物料没有大量吸热的反应，水当量小，虽然热速度比较小，但物料温升却比较大。
由于铁矿石与还原剂密切接触，还原反应约在700℃开始。
物料进入还原带后，还原反应大量进行，反应产生的CO从料层表面逸出，形成保护层，料层内有良好还原气氛。
料层逸出气体与空气燃烧形成稳定的氧化或弱氧化气氛。
因此回转窑还原有两种不同的气体。
窑内还原反应分为二步：CO2 + C = 2CO （1）F n O m + mCO = nFe + mCO2（2）气化反应在高炉冶炼过程是不希望的，而回转窑过程则是不可少的，进行得越快，越有利于窑内还原反应。
在不致产生结圈的前提下，窑内维持较高的温度，不仅有利于燃烧反应快速进行，而且使其窑头喷入的粉煤，窑中加入煤的燃烧生成的CO浓度增加，气化反应得以顺利发展，有利于窑内钒钛磁铁矿的还原反应。
由于气化属增压反应，窑内压力增加对反应不利，所以，当回转窑为了防止大量吸入冷空气而采用正压操作时，其正压值应当尽量的小，做到两兼顾。
攀枝花钒钛磁铁矿由于共生有钒钛等元素，因而它的还原是一个复杂的过程。
尤其在回转窑内，还原剂有气态的CO，H2(H2主要来自煤挥发物和少量的水的反应产物)以及固态的C，而且CO的还原作用又受煤气化反应的制约，这就更增加了过程的复杂性。
通过热力学和动力学的分析，在回转窑的特定条件下，C的还原作用是较为次要的，所以有时为了对窑内铁氧化物的还原过程进行分析计算，将过程简化为还原剂主要是CO和H2，而略去C在其中的直接还原作用。
钒钛磁铁矿球团在回转窑中用煤粉还原的还原历程可以简写为：7）回转窑脱硫入窑硫少量由铁矿石带入，大量(60％~90％)是还原剂和燃烧煤带入的。
钒钛磁铁矿中硫主要呈FeS2，FeS和磁黄铁矿形态。
矿石入窑后，随着温度升高，FeS2开始分解(300~600℃)，900℃分解激烈进行。
煤中硫的形态复杂，多为有机硫、硫化物(FeS2，FeS，磁黄铁矿)和硫酸盐(CaSO4，Fe2(S04)3)三种形态。
磁铁矿炼铁原理
磁铁矿炼铁原理
磁铁矿是一种含铁矿物，其主要成分为氧化铁和氧化钛。
磁铁矿炼铁是一种重要的冶金工艺，其原理是通过高温还原反应将磁铁矿中的氧化铁还原成金属铁，同时将氧化钛转化为钛酸钠。
磁铁矿炼铁的过程可以分为三个阶段：预处理、还原和精炼。
预处理阶段是将磁铁矿进行破碎、筛分和磁选，以去除其中的杂质和非磁性物质。
这个阶段的目的是为了提高磁铁矿的纯度和还原效率。
还原阶段是将经过预处理的磁铁矿与还原剂（如焦炭、煤等）一起放入高温还原炉中进行还原反应。
在高温下，还原剂会与氧化铁反应，生成一氧化碳和二氧化碳，同时将氧化铁还原成金属铁。
这个阶段的目的是将磁铁矿中的氧化铁还原成金属铁，并将氧化钛转化为钛酸钠。
精炼阶段是将还原后的铁水进行精炼，以去除其中的杂质和非金属元素。
这个阶段的目的是提高铁水的纯度和质量，使其符合工业生产的要求。
磁铁矿炼铁是一种高温、高压、高能耗的工艺，但由于其可以从磁铁矿中提取出高纯度的金属铁和钛酸钠，因此在钢铁、航空航天、
化工等领域有着广泛的应用。
同时，磁铁矿炼铁也是一种资源节约、环保的工艺，可以有效地减少矿石的开采和处理，降低对环境的影响。
磁铁矿炼铁是一种重要的冶金工艺，其原理是通过高温还原反应将磁铁矿中的氧化铁还原成金属铁，同时将氧化钛转化为钛酸钠。
虽然这个过程需要耗费大量的能源和资源，但其可以从磁铁矿中提取出高纯度的金属铁和钛酸钠，具有广泛的应用前景。
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１ ． ２ 试 验原 料
０ ． １ ５ ｍ ｍ、 ０ ． ０ ７ ５ ～ ０ ． １ ０ ６ ｍ ｍ和一 ０ ． ０ ７ ５ ｍ ｍ 共 ５个 等级 。 按照 ｎ ＝１ ． ２ ， Ｒ＝１ ． ３进行 配 料 。按矿 粉 粒 度 分 ５组 试 验， 每组 都按 原 料 配 比进 行 配料 混匀 ， 加入 ８ ％去 离 子
①
１ 钛磁铁矿含碳球 团制备及性 能检测
１ ． １ 试 验 目的 生球性 能直 接影 响后 续 还原 、 熔 分工 序 及 最 终 产
品质量 。对 生球 性能 加强 检测可 为后 续工 序创 造 良好 条件 。生球 性 能评价 指标 主要包 括 生球水 分 、 粒度 、 抗 压强 度 、 落 下强 度及 高 温 破 裂 性 能等 。试 验 通 过 抗 压 强度 、 生球 落下 强度 等 机 械性 能 指 标 来 检测 分 析 矿 粉 粒度 、 造球 压力 和水分 对 生球性 能 的影 响 ， 从 而得 出球
第３ ５ 卷第 ３ 期
２ ０ ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ ５年 Ｏ ６月
矿 冶 工 程
ＭＩ Ｎ Ｇ ＡＮＤ Ｍ ＥＴＡＬＬＵＲＧＩ ＣＡＬ ＥＮＧＩ ＮＥＥＲ１ ＮＧ
Ｖ０ Ｊ ． ３ ５№ ３
Ｊ ｕ ｎ ｅ ２ ０１ ５
钛 磁 铁 矿 球 团预 还 原 与 熔 分 关 系试 验 研 究①
Ｅｘ ｐ ｅ ｒ ｉ ｍｅ ｎ ｔ ａ ｌ Ｒｅ ｓ ｅ ａ ｒ ｃ ｈ ｏ ｎ Ｅｆ ｆｅ ｃ ｔ ｓ ｏ ｆ Ｐｒ ｅ － ｒ ｅ ｄ ｕ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎ ａ ｎ ｄ Ｍｅ ｌ ｔ ｉ ｎ ｇ Ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ
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展， 将先 进非 高炉 技术 应 用 于 钛 磁铁 矿 还 原 的 研究 对 创 新炼 铁技 术 、 综 合矿 产 资源 利 用具 有 重 大 意义 。
以钛磁 铁矿 精矿粉 、 煤 粉和 氧化 钙为原 料 ， 进 行钛 磁铁 矿 含碳球 团 还原 的基 础 试 验 研 究 对 未 来 工 业 化 至 关
关键词 ： 钛磁铁矿 ；球团 ； 预还原 ； 金属化率 ； 熔融分离
中图分类号 ： Ｔ Ｆ ５ ６ ２ 文献标识码 ： Ａ ｄ ｏ ｉ ： １ ０ ． ３ ９ ６ ９ ／ ｊ ． ｉ ｓ ｓ ｎ ． ０ ２ ５ ３ — ６ ０ ９ ９ ． ２ ０ １ ５ ． ０ ３ ． ０ ２ ９
文章编号 ： ０ ２ ５ ３ － ６ ０ ９ ９ （ ２ ０ １ ５ ） ０ ３ — ０ １ ０ ６ — ０ ５
ｏ ｂ ｔ ａ ｉ ｎ ｅ ｄ ｆ ｏ ｒ ｔ ｈ ｅ ｔ ｉ ｔ ａ ｎ ｏ ｍａ ｇ ｎ ｅ ｔ ｉ ｔ ｅ。ｉ ｎ ｃ ｌ ｕ ｄ ｉ ｎ ｇ ｔ ｈ ｅ ｐ ａ ｒ ｔ ｉ ｃ ｌ ｅ ｓ ｉ ｚ ｅ ｏ ｆ ０ ． ０ ７ ５ —０ ． １ ０ ６ ｍｍ ，ｗａ ｔ ｅ ｒ ａ ｄ ｄ ｉ ｔ ｉ ｏ ｎ ｏ ｆ ８ ％ ，ａ ｎ ｄ ｐ ｅ ｌ ｌ ｅ ｔ ｉ ｚ ｉ ｎ ｇ
制球 条件 。根据铁矿石 的直接还原和熔分原理 ， 研究了热量和金属化率对含碳球 团熔分 的影响 。９ ０ ０℃ 以下 ， 球 团金属化 率极低 ，
只有热量对熔分产生影响 ； １ ０ ０ ０ ｏ Ｃ以上 ， 球 团金属化率较高 ， 热量和金属 化率共 同对 熔分产 生影 响。钛 磁铁矿 含碳球 团的最佳 制 球条件为 ： 粒度 ０ ． ０ ７ ５ ～ ０ ． １ ０ ６ ｉ Ｔ ｌ ｍ， 加入水量 ８ ％， 制球压力 ４ Ｍ Ｐ ａ 。通 过对 预还 原 １ ０ ０ ０ ￣ １ ３ ０ ０℃的球团进行熔 分试验分 析发现 ， 随 预还原温度升高 ， 球 团金属化率提高 ， 熔分 时间变短 。
ｐ ｒ ｅ ｓ ｓ ｕ ｒ ｅ ａ ｔ ４ ＭＰ ａ ． Ｔ ｈ ｅ ｆ ｏ ｌ ｌ ｏ ｗ ｉ ｎ ｇ ｍ ｅ ｌ ｔ ｉ ｎ ｇ ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｅ ｘ ｐ ｅ ｒ ｉ ｍｅ ｎ ｔ ｗ ｉ ｔ ｈ ｐ ｅ ｌ ｌ ｅ ｔ ｓ ｓ ｕ ｂ ｊ ｅ ｃ ｔ ｅ ｄ ｔ ｏ ｔ ｈ ｅ ｐ ｒ ｅ — ｒ ｅ ｄ ｕ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎ ａ ｔ １ ０ ０ ０～
李 林 ， 郭汉杰 ， 孟祥龙 ， 王代 军 ， 李永麒
（ １ ． 北京科技大学 冶金与生态工程学院 ， 北京 １ ０ ０ ０ ８ ３ ；２ ． 北 京 首 钢 国际 工 程 技 术 有 限 公 司 ， 北京 １ ０ ０ ０ ４ ３ ）
摘
要 ：以钛磁铁矿 、 煤粉 和氧化钙 为原料 ， 研究了矿粉粒度 、 加水量 以及制球 压力对球 团落下强度 、 抗压强 度的影响 ， 确定 了最 佳
ｏ ｆ ｃ ａ ｒ ｂ ｏ ｎ － ｃ ｏ ｎ ｔ ａ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇ ｐ ｅ ｌ ｌ ｅ ｔ ｓ ｗａ ｓ ｉ ｎ ｖ ｅ ｓ ｔ ｉ ｇ ａ ｔ ｅ ｄ ｂ ａ ｓ ｅ ｄ Ｏ ｆ ｔ ｈ ｅ ｔ ｈ ｅ ｏ ｒ ｉ ｅ ｓ ｏ ｆ ｄ ｉ ｒ ｅ ｃ ｔ ｒ ｅ ｄ ｕ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎ ａ ｎ ｄ ｍｅ ｌ ｔ ｉ ｎ ｇ ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｏｒ ｆ ｉ ｒ ｏ ｎ ｏ ｒ ｅ ．
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收稿 日期 ： ２ ０ １ ４ —１ ２ 一ｌ ６ 作者简介 ：李 林 （ １ ９ ７ ９ － ） ， 男， 河北涿州人 ， 工程师， 博士研究生 ， 主要研究方 向为非高炉炼铁新理论与新工艺。
第 ３期
李
林等 ：钛磁铁 矿球 团预还原 与熔分关 系试验研究
团制 备 的最 佳 试 验 条 件 ， 为 后 续 还 原 与 熔 分 试 验 做 准备。
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