CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响
云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究

云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究徐兴鸿;蒋彦;简胜;杨林【摘要】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.%Hie simplex experimental study on high intensity magnetic separation or reveree flotation of an oolitic Kematite ore in Yunnan in which the contents of phosphonis and iron are respectively 0.87% and 45.14% was conducted. The result showed that the concentrate with higher iron grade and phosphorus content of less than 0.2% can not be obtained. In view of above, by adopting the process of high intensity magnetic separation-reverse flotation or the desliming-reverse flotation, the concentrate with iron of higher than 52% and phosphorus of less than 0.2% can be got. Therefore, the desliming-reverse flotation is proposed to process the mentioned ore due to its superiorities of low cost of investment and simple process structure. The study can be used for reference to developing this kind of high-phosphorus oolitic hematite ore.【期刊名称】《云南冶金》【年(卷),期】2012(041)003【总页数】5页(P17-20,51)【关键词】鲕状赤铁矿;脱磷;强磁选;反浮选【作者】徐兴鸿;蒋彦;简胜;杨林【作者单位】云南文山铝业有限公司,云南文山663000;昆明冶研新材料股份有限公司,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南昆明650031【正文语种】中文【中图分类】TD92高磷鲕状赤铁矿由于其嵌布粒度极细,且含磷高,目前,还没有得到有效的开发利用;在我国,此类矿石的储量巨大,约占我国铁矿资源的1/9[1~2]。
难选鲕状赤铁矿的浮选研究现状及展望

难选鲕状赤铁矿的浮选研究现状及展望胡晖【摘要】鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,且与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹,因此该种矿石的分选很困难,鲕状赤铁矿是目前国内外公认的最难选铁矿石类型之一.文章分析了鲕状赤铁矿利用存在的问题,探讨了鲕状赤铁矿的选矿工艺的研究进展,并提出了该类矿石的研究方向.【期刊名称】《湖南有色金属》【年(卷),期】2016(032)001【总页数】3页(P27-29)【关键词】鲕状赤铁矿;选矿工艺;反浮选【作者】胡晖【作者单位】长沙有色冶金设计研究院有限公司,湖南长沙410007【正文语种】中文【中图分类】TD98鲕状赤铁矿常与菱铁矿、鲕绿泥石相互包裹,有用矿物和脉石矿物间的物理化学性质差异小,且铁矿物的细小晶体被萤石、方解石、白云石、磷辉石和重晶石等非金属矿物包裹,因此造成鲕状赤铁矿嵌布粒度细、结构复杂,一直被认为是世界选矿难题[1~5]。
目前针对难选的鲕状赤铁矿已经做了大量的研究,但无论是强磁-重选,还是采用强磁-反浮选工艺流程,在铁精矿品位为62%的条件下,其回收率均达不到55%。
另外,许多鲕状赤铁矿含磷高,这使得这部分矿更为难选[6~8]。
不过,由于鲕状赤铁矿在我国的储量较大,作为储备资源,我国许多技术人员都对此做了大量的选矿研究,并取得了较大进展,但还是没有找到一种经济、有效的选矿方法,使得这部分矿仍然没有在工业生产中得到利用。
本论文主要针对我国现阶段鲕状赤铁矿的浮选工艺流程现状进行评述及展望。
目前国内选矿技术研究人员主要采用五种工艺流程来研究鲕状赤铁矿:磁化焙烧-磁选-阴离子反浮选流程、阶段磨矿-阴离子反浮选流程、阴离子反浮选流程、强磁选-阴离子反浮选流程、选择性絮凝-脱泥-阴离子反浮选流程[9~11]。
1.1 磁化焙烧-磁选-阴离子反浮选流程龙运波[12]等对重庆巫山某高磷鲕状赤铁矿进行了研究,该矿主要以鲕状赤褐铁矿形式存在。
原矿TFe为38.52%,含P为1.10%。
高磷鲕状赤铁矿矿相重构提铁脱磷机理研究

高磷鲕状赤铁矿矿相重构提铁脱磷机理研究下载提示:该文档是本店铺精心编制而成的,希望大家下载后,能够帮助大家解决实际问题。
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高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷灰石还原热力学研究

高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷灰石还原热力学研究赵立鹏;李国峰;张涛;杨含蓄;白丽梅【期刊名称】《矿产保护与利用》【年(卷),期】2018(0)2【摘要】某高磷鲕状赤铁矿磷含量为1.31%,主要以磷灰石的形式存在.采用热力学分析、模拟计算及试验验证的方法,对该矿石深度还原过程中磷灰石的还原热力学行为进行了研究.结果显示,在预定的深度还原温度范围内,矿石中的磷灰石可以被还原;杂质氧化物参与反应可降低起始反应温度;升高还原温度、增大C/O摩尔比和延长反应时间均有利于磷灰石的还原,在还原温度1548 K、还原时间50 min、C/O 摩尔比2.0的条件下,磷灰石的还原度达到78.57%.上述研究内容对高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷元素迁移走向的选择有指导意义.%A high-phosphorus oolitic hematite ore contains 1.31% phosphorus, which exists in the form of apatite. Thermodynamic analysis, analog calculation, and experimental verification methods were used to study the reduction behavior of apatite in the ore. The results showed that the apatite in oolitic hematite ore could be reduced at the predetermined temperatures,and the partici-pation of oxides in reduction reaction decreased the initial reaction temperature. Increasing the tem-perature and C/O molar ratio or extending the reduction time were in favor of apatite. The reduction degree of apatite reached 78.57% when the high-phosphorus oolitic hematite ore was reduced at 1 548 K with a C/O molar ratio of 2.0 and 50 min reduction. The above research will provide guid-ance for the selection of the phosphorustransformation in coal-based reduction of high-phosphor-us oolitic hematite ore.【总页数】6页(P52-56,62)【作者】赵立鹏;李国峰;张涛;杨含蓄;白丽梅【作者单位】华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063210;华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063210;华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063210;华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063210;华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063210【正文语种】中文【中图分类】TD951.1【相关文献】1.高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移行为 [J], 李国峰;高鹏;韩跃新;孙永升2.高磷鲕状赤铁矿石深度还原探索性试验研究 [J], 孙永升;韩跃新;高鹏;王琴3.高磷鲕状赤铁矿直接还原过程中铁颗粒长大特性研究 [J], 周继程;薛正良;李宗强;张海峰4.CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响 [J], 栗艳锋;韩跃新;孙永升;张琦5.高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷在金属相富集热力学研究 [J], 李国峰;韩跃新;高鹏;刘立伟;白丽梅因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。
不同添加剂对鲕状赤铁矿碳热还原影响的热力学研究

不同添加剂对鲕状赤铁矿碳热还原影响的热力学研究刘先培;黄润;吴颖;李依珺【摘要】采用FactSage7.2软件对配加不同添加剂的鲕状赤铁矿还原过程进行热力学模拟分析。
结果如下:添加剂对初始熔化温度的降低有明显的影响,其中添加氧化硼最为明显;添加剂会使液相渣的含量随温度的升高而升高,其中添加10%氧化硼最为明显;液相渣中主要含有CaO、SiO2、MgO和Al2O3,添加10%氧化硼和8%硼砂渣相中各相含量分别在900℃和1100℃时趋于稳定;添加碳酸钠和硼砂时渣中会出现NaAlO2相,导致渣中Al2O3的百分含量降低。
【期刊名称】《资源信息与工程》【年(卷),期】2018(033)006【总页数】3页(P95-97)【关键词】高磷鲕状赤铁矿;添加剂;FactSage7.2;热力学【作者】刘先培;黄润;吴颖;李依珺【作者单位】[1]贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳550025;[1]贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳550025;[2]贵州省冶金工程与过程节能重点实验室,贵州贵阳550025;[1]贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳550025;[1]贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳550025;【正文语种】中文【中图分类】TB331中国是一个铁矿石资源丰富的国家,但由于钢铁工业铁矿石消耗量大,对难选矿石的进一步研究显得至关重要。
高磷鲕状赤铁矿是国内外公认的最难选铁矿石类型之一,是我国一种重要的沉积型铁矿。
鲕状赤铁矿的主要成分有赤铁矿、菱铁矿、鲕绿泥石和褐铁矿,在形成过程中,赤铁矿、褐铁矿与脉石矿物一般是由鲕状颗粒中心向外呈同心环状层层包裹,形成多层状构造,具有铁品位低(35%~50%)、磷含量高(0.4%~1.8%)并常常与菱铁矿、石英、鲕绿泥石和含磷脉石等矿物共生的特点。
为使鲕状赤铁矿的精矿品位和回收率都达到满意,国内外进行了很多相关实验研究。
国外研究者采用浮选法、磁选法等取得了一定的成果,但矿石品位及回收率仍较低。
利用直接还原法处理高磷鲕状赤铁矿

一种基于直接还原的脱磷方法
工艺流程 将混合矿(赤铁矿粉,煤粉,消石灰 粉)进行一次干混,然后加入8%一10%的 水进行二次混匀,经过压块得到强度较好 的团块。还原后的团块需进行破碎、磁选 得到含铁较高并且含磷较低的还原铁粉。
工艺因素对铁的收得率的影响
(1)还原温度对铁的收得率的影响 随还原温度的提高,铁的收得率有一定程度的提高, 但是当温度提高到一定程度以后,铁的收得率提高的幅度 不大,甚至不再提高。 (2)碱度对铁的收得率的影响 随内配碳团块碱度的提高,铁的收得率在升高。但碱 度提高到一定程度以后,铁的收得率提高幅度不大。 (3)内配碳比对铁的收得率的影响 在一定的C/Omol比范围内(0.7~1.1),铁的收得率 随团块内配碳比的提高而升高。
工艺因素对脱磷率的影响
(1)温度对脱磷率的影响 在低温时,脱磷率随着温度的升高有上升的趋势,但 是当温度过高时,脱磷率随着温度的升高则有下降的趋势 (2)碱度对脱磷率的影响 在较低范围内,随着碱度的增大,脱磷率先增大后减 小,但是在高碱度条件下,脱磷率反而较低。 (3)内配碳比对脱磷率的影响。 脱磷率随着内配碳比的增加先增大后减小。
我国的高磷鲕状赤铁矿
我国储量丰富的高磷鲕状赤铁矿。高磷 鲡状赤铁矿原矿品位高、在自然界分布广、 储量大,约占我国铁矿资源储量中约1/9。 但是具有嵌布粒度极细,且经常与菱铁矿、 鲕绿泥石或含磷矿物共生或相互包裹等特 点。 随着国外铁矿石价格的上扬及全球铁矿 资源的减少,其商业价值日益显著。
原矿粒度对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷的影响研究

原矿粒度对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷的影响研究郭倩; 孙体昌; 李永利; 翟栋; 张士元; 刘志国【期刊名称】《《矿冶工程》》【年(卷),期】2013(033)001【摘要】为探究不同粒度(-13 mm、-8 mm、-2 mm)的鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙焙烧同步脱磷效果,进行了直接还原焙烧-磁选试验研究,考察了焙烧时间、焙烧温度、还原剂用量以及脱磷剂用量对直接还原效果的影响。
结果表明:直接还原焙烧较大粒度的高磷鲕状赤铁矿是可行的,随着粒度的增大,铁的品位并没有下降,但是回收率有所下降,而且达到最佳条件所需的温度提高、焙烧时间延长、还原剂用量减少、脱磷剂A的用量增加、脱磷剂B的用量变化不大。
-13 mm粒度原矿直接还原焙烧-磁选在最佳条件下可得到铁品位93.39%,铁回收率83.58%,磷含量0.094%的直接还原铁。
【总页数】5页(P60-64)【作者】郭倩; 孙体昌; 李永利; 翟栋; 张士元; 刘志国【作者单位】北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室北京100083; 中国科学院过程工程研究所北京100190【正文语种】中文【中图分类】TF111【相关文献】1.还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷的影响 [J], 徐承焱;孙体昌;祁超英;李永利;莫晓兰;杨大伟;李志祥;邢宝林2.高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷研究 [J], 李永利;孙体昌;杨慧芬;徐承焱;杨大伟;祁超英;李志祥3.高磷鲕状赤铁矿还原焙烧同步脱磷工艺研究 [J], 杨大伟;孙体昌;徐承焱4.高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷新脱磷剂 [J], 李永利;孙体昌;徐承焱;刘占华5.原矿粒度对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷的影响研究① [J], 郭倩; 孙体昌; 李永利; 翟栋; 张士元; 刘志国因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。
鲕状赤铁矿深度还原矿组成特性及磁选试验研究

关键词 : 鲕状赤铁 矿 ; 深度 还原 ; 成特性 ; 选 组 磁 中图分类 号 :D 1 T 93 文献 标识码 : A 文章 编号 :6 46 8 (0 0 0 -0 60 1 7 -0 2 2 1 )70 2 -4
Re e r h o mpo ii n Pr pe te fRe uc i l i ma ie Or nd Is M a ne i e r to s a c n Co sto o ri so d ton Ooi c He tt e a t g tc S pa a i n t
摘
要: 通过化 学分析 、 x射 线衍射 ( R 分析 、 X D) 扫描 电镜 (E 分析 等检 测 方 法 , 某鲕 状 S M) 对
赤铁矿 深度还 原矿进行 了组成特 性研 究 , 明 了 F 查 e元 素 的赋 存 状 态 , 并根 据 其组 成特 性制 定 了相 应 的选 别流程 。试验结 果表 明, 鲕状赤铁矿 深度还 原产 品采用三段磁 选嘞, 该 筛流程 可 以获得 品 位 为 8 .4 , 8 2 % 金属 化率 为 9 . 9 的深度还 原铁粉 , 属铁 的回收 率为 8 . 3 , 4 9% 金 0 1 % 所得 产 品 可直接 作
2 mm, 混匀缩 分备用 。原矿化 学成分 ( 量分 然后 质
S n Yo g h n Ha e i Ba h li LiS u e S iGu n q a u nse g n Yu xn o S ie h fi h a g u n
( o eeo eo re n i l nier g otes r nvr t) C l g f sucsadCv g ei ,N r at nU i sy l R iE n n h e ei
物料形式对鲕状赤铁矿深度还原效果的影响

物料形式对鲕状赤铁矿深度还原效果的影响栗艳锋;韩跃新;孙永升;李国峰;唐志东【摘要】In order to investigate the influence of material status on deep reduction effect,influence of two material status as briquetting and loose ore on oolitic hematite ore deep reduction effect was investigated using oolitic hematite ore from Guandian,Hubei Province as raw material.The results showed that iron metallization ratio and magnetic separation index of briquetting were better than loose ore's;with increase of reduction temperature,prolong of reduction time and the decrease of raw ore granularity,reduction products iron metallization ratio and magnetic separation index of different material status both increase.Briquetting was superior to the loose ore on reduction index,metal particle size and particle shape due to its better heat conduction and micro-gap structure.Scanning Electron Microscope(SEM) analysis on reduced products reflected that metal particle sizes of briquetting were obviously larger than looseore's.Meanwhile,the roasting destruction of oolite was more heavily as the ore to be briquetted,means that briquetting was more benefit to the reduction of iron mineral.Briquetting could provide relatively faster heat conduction and higher concentration of reduction atomosphere which abounded in the interface of iron oxide,and then accelerated the process of the metallization reaction.Test results could provide references for the selection of feeding form and the optimization of reduction conditions in further application.%为考察物料形式对深度还原效果的影响,以湖北官店鲕状赤铁矿为原料,考察了造块和散料两种物料形式对鲕状赤铁矿深度还原效果的影响.结果表明:造块物料还原产品铁金属化率和磁选精矿指标均优于散料还原产品铁金属化率和磁选精矿指标;随着还原温度的升高、还原时间的延长和给料粒度的减小,两种物料形式还原产品铁金属化率和磁选指标均逐渐提高.造块物料具有良好的热传导性能和微细空隙结构,使其深度还原效果较好,金属铁颗粒粒度较大,颗粒形状也较规则.对还原产品SEM分析结果表明:造块物料经深度还原后金属铁颗粒粒度明显大于散料,物料造块焙烧后对鲕粒的破坏更加显著,说明物料造块后更加有利于铁矿物的还原.造块能够使热量更快传导,铁氧化物界面保持较高浓度的还原气氛,进而加快了金属化反应进程.试验结果可以为深度还原工艺给料形式选择及还原工艺条件优化提供参考.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2016(000)012【总页数】6页(P32-37)【关键词】物料形式;鲕状赤铁矿;深度还原效果;金属铁颗粒【作者】栗艳锋;韩跃新;孙永升;李国峰;唐志东【作者单位】东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819【正文语种】中文【中图分类】TD951.1;TD925.7我国鲕状赤铁矿储量丰富,约占全国铁矿资源总量的1/9[1-2],仅鄂西地区探明的鲕状赤铁矿资源储量就有19.92亿t[3]。
还原剂种类对高磷鲕状赤铁矿直接还原提铁降磷的影响

Absr c :W ih lg ie.bt mi o sc a ,a t rc t n o e a e u tn ,t eprc s fc a— a e ie trd c in a d ta t t in t i u n u o l n h a i a d c k srd ca t h o e so o lb s d dr c e u to n e p o ph r sr mo a fh g ・h s h r s o l i e t e wa t d e y u ig t e tc n q e o ie tr d c in-rn i g— h s o u e v lo ih- o p o u oi c h mai s su i d b sn h e h i u fd r c e u t - i d n - p t t o g
m a n tc s p r t n. T e u t h we h td f r n e uca t a i lrt n e y o mp c n t e io r d g e i e a a i o he r s lss o d t a if e tr d t n sh d smia e d nc fi a to h rn g a e,io e rn
李永利 , 孙体 昌 , 徐承 焱
( 北京 科技大学 金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室 , 北京 10 8 ) 0 0 3
摘
Hale Waihona Puke 要 :以褐煤 、 烟煤 、 无烟煤 、 焦炭 为还原剂 , 使用直接还原一 矿一 磨 磁选 的方法 , 对高磷 鲕状赤铁 矿煤基 直接还原 提铁降磷 过程进
还原剂组分对高磷鲕状赤铁矿直接还原效果的影响_徐承焱

Series No.462December 2014金属矿山METAL MINE总第462期2014年第12期收稿日期2014-08-11基金项目国家自然科学基金重点项目(编号:51074016,51134002)。
作者简介徐承焱(1982—),男,工程师,博士。
·矿物工程·还原剂组分对高磷鲕状赤铁矿直接还原效果的影响徐承焱1,2孙体昌1,2寇珏1,2高恩霞1,2曹允业1,2(1.北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083;2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083)摘要分别以活性炭、焦炭、无烟煤1和褐煤为还原剂,并添加混合钠盐脱磷剂,通过直接还原焙烧—磨矿—弱磁选对鄂西高磷鲕状赤铁矿石进行提铁降磷试验,发现灰分、固定碳和挥发分3种组分含量的不同导致4种还原剂对所获直接还原铁指标(铁品位、铁回收率、磷含量)的影响也不相同,但由于还原剂中3种组分的影响相互交织在一起,因而较难分别归纳出各组分对直接还原铁指标的影响规律。
为此,又引入另6种还原剂,采取将不同单一还原剂进行复配,使复配还原剂只有1种组分的含量发生改变的方法进行了进一步研究,结果表明:还原剂中挥发分的含量较高有利于提高直接还原铁的铁回收率,但对直接还原铁的铁品位和磷含量有不利影响;还原剂中固定碳的含量较高也有利于提高所获直接还原铁的铁回收率而对直接还原铁的铁品位影响不大,但对降磷不利;还原剂灰分含量过高对直接还原铁的铁品位、铁回收率和磷含量都有不利影响。
以上研究成果为采用直接还原焙烧—弱磁选工艺对高磷鲕状赤铁矿石进行提铁降磷时合适还原剂的选择提供了有益的参考。
关键词高磷鲕状赤铁矿石直接还原焙烧还原剂组分直接还原铁指标中图分类号TD951.1,TD925.7文献标志码A 文章编号1001-1250(2014)-12-061-05Effects of Components of Reductants on Direct Reduction of High-phosphorus Oolitic HematiteXu Chengyan 1,2Sun Tichang 1,2Kou Jue 1,2Gao Enxia 1,2Cao Yunye 1,2(1.School of Civil and Environmental Engineering ,Beijing University of Science and Technology ,Beijing 100083,China ;2.Key Laboratory of for High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines ,Ministry of Education ,Beijing 100083,China )AbstractWith activated carbon ,coke ,anthracite 1,and lignite as reductants ,and with the addition of mixed sodiumsalts dephosphorization agent ,through the direct reduction roasting-grinding-low intensity magnetic separation process ,the ex-periment of iron increase and phosphorus removal for high-phosphorus oolitic hematite from Western Hubei Province was car-ried out.It is found that three components of ash ,fixed carbon and volatile content in different lead to the different effect of four kinds of reductants on the obtained direct reduction iron (DRI )indexes (iron grade ,iron recovery ,and phosphorus content ).However ,due to the influence of three components in reductants is intertwined together ,it is difficult to summarize respectively the influence law of each component on DRI index.Therefore ,other 6kinds of reductants were introduced.Through the blend-ing of different single reductants ,and the blended reductants has only one component changed ,the further research was conduc-ted.The results indicated that the reductants with higher volatile are beneficial to increasing iron recovery ,but not beneficial to iron grade and phosphorus content.The reductants with higher fixed carbon are beneficial to iron recovery ,and have little effect on iron grade ,but not favorable for phosphorus removal.The reductants with over high ash are not benefit to iron grade ,iron re-covery ,and phosphorus content.The above research results provide valuable references to selecting suitable reductants for iron increase and phosphorus removal by direct reduction roasting and low intensity magnetic separation technology for high phos-phorus oolitic hematite.Keywords High-phosphorus oolitic hematite ,Direct reduction roasting ,Components of reductants ,Direct reduction iron(DRI )indexes鲕状赤铁矿石具有铁矿物嵌布粒度细、与脉石矿物夹杂共生等特点,采用常规的选矿方法难以获得好的选别指标[1-2]。
高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原法提铁脱磷技术研究的开题报告

高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原法提铁脱磷技术研究的开题报告题目:高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原法提铁脱磷技术研究的开题报告摘要:本文旨在探讨高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原法提铁脱磷技术的研究。
首先介绍了高磷鲕状赤铁矿的性质和存在的问题,然后介绍了煤基直接还原法的原理和优点,接着提出了研究的目的、研究内容和预期结果,最后阐述了研究的意义和价值。
关键词:高磷鲕状赤铁矿;煤基直接还原法;提铁脱磷技术;研究内容;研究意义一、研究背景高磷鲕状赤铁矿是一种重要的资源,其富集的铁量高且分布广泛,但同时也存在明显的磷污染问题。
传统的提铁方法无法有效地去除磷,因此需要寻求一种新的技术来解决该问题。
煤基直接还原法是一种将煤和铁矿混合进行直接还原的技术,其具有工艺流程简单、反应温度低、能源消耗少等优点。
因此,将煤基直接还原法应用于高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷技术的研究,具有重要的意义和价值。
二、研究目的本研究旨在探究高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原法提铁脱磷技术的可行性和适用性,分析该技术对矿石中磷元素的去除效果,进一步优化工艺流程,提高提铁率和脱磷率,为高磷鲕状赤铁矿的加工利用提供新思路和方法。
三、研究内容1. 对高磷鲕状赤铁矿的性质和磷污染问题进行分析,明确研究的目的和意义。
2. 研究煤基直接还原法的原理、工艺流程和优缺点。
3. 通过实验研究,探究煤基直接还原法在高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷过程中的作用和效果。
4. 分析实验数据,优化工艺流程,提高提铁率和脱磷率。
5. 结合实验结果,综合论述煤基直接还原法在高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷技术中的应用前景。
四、预期结果通过研究煤基直接还原法在高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷方面的应用,预期可以达到以下几个方面的预期结果:1. 确定最佳的工艺参数,提高提铁率和脱磷率。
2. 探索高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原法提铁脱磷技术的可行性和适用性。
3. 推动煤基直接还原法技术的发展,为高磷鲕状赤铁矿加工利用提供新思路和方法。
五、研究意义与价值高磷鲕状赤铁矿是一种重要的资源,其加工利用一直是矿业领域的研究热点。
氟磷灰石还原过程热力学分析

氟磷灰石还原过程热力学分析孙永升;栗艳锋;王定政;韩跃新【摘要】采用FactSage 6.4热力学软件对不同体系下氟磷灰石的还原进行了热力学分析,探明了高磷鲕状赤铁矿中的某些组分对氟磷灰石还原的影响.计算结果表明,在无其他添加剂的条件下,氟磷灰石在1174℃ 时会发生脱氟反应生成Ca3(PO4)2和CaF2,在1439℃时被碳还原成CaF2,CaO和P2;CaO对氟磷灰石的还原没有直接影响,而SiO2,Al2 O3和Fe能使氟磷灰石的起始还原温度由1439℃分别降低至1204,1247,1277℃,促进氟磷灰石的还原.热力学计算结果与文献中实验得出的结论相吻合,表明热力学模拟分析可作为氟磷灰石还原特性研究的指导手段.【期刊名称】《东北大学学报(自然科学版)》【年(卷),期】2019(040)006【总页数】6页(P875-880)【关键词】氟磷灰石;还原;添加剂;FactSage6.4;热力学分析【作者】孙永升;栗艳锋;王定政;韩跃新【作者单位】东北大学资源与土木工程学院, 辽宁沈阳 110819;东北大学资源与土木工程学院, 辽宁沈阳 110819;东北大学资源与土木工程学院, 辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院, 辽宁沈阳 110819【正文语种】中文【中图分类】TD927随着我国钢铁工业的快速发展,铁矿石的需求量急剧增加,但是我国优质铁矿资源匮乏,仅占铁矿石总储量的2.5%,难选铁矿石储量巨大,但其开发利用率较低.我国每年高价从国外进口大量优质铁矿石,导致铁矿石对外依存度连年增高,如在2017年,我国进口铁矿石达到10.75亿t,对外依存度超过85%,因此,开发高效处理复杂难选铁矿石的新技术显得尤为迫切.在我国复杂难选铁矿石中,高磷鲕状赤铁矿储量丰富,然而采用传统的选矿方法难以处理该类矿石[1-2].深度还原-高效分选技术[3-4]能有效处理高磷鲕状赤铁矿石,可以得到金属化率和回收率都大于90%的还原铁粉.然而,在深度还原的过程中,脉石中的部分磷矿物会被还原为单质磷,并进入金属铁相中,使还原铁粉中有害元素磷的含量过高.因此,应探明深度还原过程中磷矿物的还原反应热力学,为磷矿物还原反应的调控和后续脱磷工艺提供理论依据.近年来,科研工作者针对高磷鲕状赤铁矿体系,对磷矿物的还原特性进行研究,得出磷矿物的部分还原规律[5-7].然而,由于高磷鲕状赤铁矿组成复杂,在还原过程中不仅矿石中各组分会对磷矿物的还原造成影响,各组分的还原产物以及它们之间反应的生成物也会对磷矿物的还原特性造成干扰.加之,相对于矿石中的其他组分,磷矿物的含量较低,所以直接采用高磷鲕状赤铁矿体系进行研究不能有效分析出磷矿物的还原特性.为了简洁地阐明高磷鲕状赤铁矿中的某些组分对磷矿物还原的影响,本文将高磷鲕状赤铁矿中的主要组分分别与磷矿物(本文特指氟磷灰石)组成二元体系,采用FactSage 6.4热力学模拟软件对各体系在1 000~1 600 ℃温度范围内的平衡相组成进行计算,并根据平衡相组成推断出各体系在该温度范围内可能发生的化学反应.计算结果与参考文献中实验得出的结论相互验证.1 实验材料和方法FactSage是化学热力学领域中集成数据库最大的计算系统之一,具有强大的计算能力和很高的准确性.FactSage拥有多个热力学计算模块,本文采用Equilib模块计算平衡相组成,输入体系成分组成、温度区间和选择试验条件,经计算即可得到该系统的平衡相组成;采用Reacton 模块计算反应式的吉布斯自由能,输入反应方程式和温度区间,计算即可得到该反应方程式的吉布斯自由能数据.模拟计算参考的高磷鲕状赤铁矿取自湖北官店,该种矿石磷含量较高,嵌布粒度较细,主要呈鲕粒结构存在,是世界上公认的最难选的铁矿石之一.其X射线衍射分析结果如图1所示,化学成分见表1.由图1可知,矿石中的含铁矿物主要以赤铁矿形式存在,脉石主要为石英、鲕绿泥石及少量的氟磷灰石,而磷元素主要赋存于氟磷灰石中.由表1结果可知,矿石的主要成分为Fe2O3,SiO2,CaO,Al2O3和Ca10(PO4)6F2,其他矿石组分由于含量(质量分数)过低,本文不对其进行研究.因此,在模拟计算时,本文将以Ca10(PO4)6F2-C,Ca10(PO4)6F2-CaO-C,Ca10(PO4)6F2-Al2O3-C,Ca10(PO4)6F2-SiO2-C,Ca10(PO4)6F2-Fe2O3-C五个体系分别对应高磷鲕状赤铁矿中几种主要组分分别对氟磷灰石还原的影响进行研究.图1 原矿的XRD图谱Fig.1 XRD spectrum of the raw ore表1 高磷鲕状赤铁矿化学成分(质量分数)Table 1 Chemical composition of high phosphorus-containing oolitic hematite ore(mass fraction)%TFeSiO2Al2O3CaOMgO42.2121.805.474.330.59FeOTiO2MnPS4.310.190.2 01.310.13模拟采用FactSage 6.4中的Equilib模块对各体系在1 000~1 600 ℃范围内的平衡相组成进行计算.选用的数据库为FToxid和FactPS,设定计算平衡压力为100 kPa;各体系的理论配碳量倍数均为2.0(理论配碳量倍数为1.0指氟磷灰石中的磷元素和氧化铁中铁元素被完全还原为单质,碳被氧化成一氧化碳时所需的碳用量);初始输入Ca10(PO4)6F2的质量为63 g,各体系中CaO,Al2O3,SiO2,Fe2O3的初始输入质量均为Ca10(PO4)6F2质量的20%.采用FactSage 6.4中的Reaction模块对各体系可能发生的化学反应的吉布斯自由能与温度的关系进行计算.2 结果与讨论2.1 温度对Ca10(PO4)6F2-C体系平衡相组成的影响图2显示了当理论配碳量倍数为2.0时,Ca10(PO4)6F2-C体系在1 000~1 600 ℃温度范围内的平衡相组成.由图可以看出,当温度升高到1 175 ℃左右时,氟磷酸钙分解生成磷酸钙与氟化钙;当温度升高到1 425 ℃左右时,氟磷酸钙被体系中的碳还原成氧化钙和磷单质.Liu等[8]通过氟磷灰石的还原试验并对还原产物进行XRD分析发现,当温度高于1 400 ℃时,氟磷灰石被碳还原生成氟化钙、氧化钙和磷单质,该结果与上述模拟得出的结论相符合,由此可以推断出该体系在1 000~1 600 ℃可能发生的化学反应如下:Ca10(PO4)6F2=3Ca3(PO4)2+CaF2,(1)Ca3(PO4)2+5C=3CaO+P2+5CO,(2)Ca10(PO4)6F2+15C=CaF2+9CaO+3P2+15CO.(3)图2 Ca10(PO4)6F2-C体系平衡组成与温度关系Fig.2 Equilibrium composition of Ca10(PO4)6F2-C as a function of temperature2.2 温度对Ca10(PO4)6F2-CaO-C体系平衡相组成的影响当理论配碳量倍数为2.0时,Ca10(PO4)6F2-CaO-C体系在1 000~1 600 ℃温度范围内的平衡组成模拟计算结果如图3所示.对比图2与图3可知,CaO对氟磷灰石的还原没有影响,且随着反应温度升高CaO不会与体系中任何物质发生化学反应.Han等[9]研究了CaO对高磷鲕状赤铁矿高温还原脱磷的影响,结果表明CaO的加入能抑制高磷鲕状赤铁矿中磷矿物的还原,这是由于CaO会与高磷鲕状赤铁矿中的SiO2反应生成硅酸钙,减少了体系中SiO2的含量,而SiO2能促进磷矿物的还原,从而间接影响磷矿物的还原.而在Ca10(PO4)6F2-CaO-C模拟体系中没有SiO2存在,因此在该体系中的CaO不能影响磷灰石的还原.图3 Ca10(PO4)6F2-CaO-C体系平衡组成与温度关系Fig.3 Equilibrium composition of Ca10(PO4)6F2-CaO-C as a function of temperature2.3 温度对Ca10(PO4)6F2-Al2O3-C体系平衡相组成的影响图4给出了当理论配碳量倍数为2.0时,Ca10(PO4)6F2-Al2O3-C体系在1 000~1 600 ℃范围内的平衡相组成.对比图2与图4可知,当体系中加入Al2O3时,由于CaAl12O19的生成,氟磷酸钙的起始还原温度由1 425 ℃左右下降到1 225 ℃左右.这与杨军等[10]考察Al2O3对碳热还原氟磷灰石的影响,发现添加5% Al2O3能促进磷矿物还原的现象一致.由图4还可知,随着温度的升高,不同形式铝酸钙生成的顺序为:CaAl12O19,CaAl4O7,CaAl2O4,Ca3Al2O6,由此可以推断出该体系在1000~1600℃范围内可能发生的化学反应如下:图4 Ca10(PO4)6F2-Al2O3-C体系平衡组成与温度关系Fig.4 Equilibrium composition of Ca10(PO4)6F2-Al2O3-C as a function of temperatureCa10(PO4)6F2+54Al2O3+15C=CaF2+9CaAl12O19+3P2+15CO,(4)Ca10(PO4)6F2+18Al2O3+15C=CaF2+9CaAl4O7+3P2+15CO,(5)Ca10(PO4)6F2+9Al2O3+15C=CaF2+9CaAl2O4+3P2+15CO,(6)Ca10(PO4)6F2+3Al2O3+15C=CaF2+3Ca3Al2O6+3P2+15CO.(7)2.4 温度对Ca10(PO4)6F2-SiO2-C体系平衡相组成的影响Ca10(PO4)6F2-SiO2-C体系在1 000~1 600 ℃范围内的平衡相组成如图5所示,当温度大于1 204 ℃时,平衡相中Ca3(PO4)2的含量开始下降,说明在该体系中氟磷灰石的起始还原温度为1 204 ℃.同时SiO2的含量降低,硅酸钙开始生成,说明硅酸钙的生成降低了氟磷灰石的起始还原温度,推动了氟磷灰石的还原进程.关于SiO2对氟磷灰石碳热还原的影响已有研究[11],结果表明SiO2能降低物系熔点和磷矿物还原的起始温度,易与氟磷灰石的还原产物CaO反应,进而促进氟磷灰石的还原. 由图5可知,随着温度的升高,不同形式硅酸钙生成的顺序为:CaSiO3,Ca3Si2O7,Ca2SiO4,Ca3SiO5,其中Ca3Si2O7易与氟磷灰石的还原产物CaF2反应生成Ca4Si2F2O7.该体系在1 000~1 600 ℃ 范围内可能发生的化学反应如下:Ca10(PO4)6F2+9SiO2+15C=CaF2+9CaSiO3+3P2+15CO,(8)Ca10(PO4)6F2+6SiO2+15C=CaF2+3Ca3Si2O7+3P2+15CO,(9)Ca10(PO4)6F2+4.5SiO2+15C=CaF2+4.5Ca2SiO4+3P2+15CO,(10)Ca10(PO4)6F2+3SiO2+15C=CaF2+3Ca3SiO5+3P2+15CO.(11)图5 Ca10(PO4)6F2-SiO2-C体系平衡组成与温度关系Fig.5 Equilibrium compositions of Ca10(PO4)6F2-SiO2-C as a function of temperature2.5 温度对Ca10(PO4)6F2-Fe2O3-C体系平衡相组成的影响图6给出了在理论配碳量倍数为2.0条件下Ca10(PO4)6F2-Fe2O3-C体系的平衡组成模拟计算结果.对比图2与图6可知,当体系中存在Fe2O3时,氟磷灰石的起始还原温度下降到1 300 ℃左右,这是由于Fe2O3比Ca10(PO4)6F2易还原,在1 300 ℃时Fe2O3已经被完全还原为铁单质,因此,对降低氟磷灰石的起始还原温度起促进作用的物质是金属铁.李国峰等[12]研究表明,高磷鲕状赤铁矿在还原过程中,生成的磷单质易进入金属铁相中,形成FexP和P-Fe固溶体.随着温度升高,平衡相中还原生成的单质磷含量上升,铁和磷化合生成不同形式磷化铁的顺序为Fe3P,Fe2P,FeP2,体系中发生的化学反应如下:Ca10(PO4)6F2+15C+18Fe=CaF2+9CaO+6Fe3P+15CO,(12)Ca10(PO4)6F2+15C+12Fe=CaF2+9CaO+6Fe2P+15CO,(13)Ca10(PO4)6F2+15C+3Fe=CaF2+9CaO+3FeP2+15CO.(14)2.6 温度对反应ΔG⊖的影响图7中,所有反应的吉布斯自由能都随着温度升高而逐渐降低.反应(1)~(3)为Ca10(PO4)6F2-C与Ca10(PO4)6F2-CaO-C体系发生的主要反应,其中反应(3)相当于反应(1)和反应(2)叠加之后的总反应,反应(1)~(3)发生的起始温度分别为1 174,1 476,1 439 ℃;反应(4)~(7)为Ca10(PO4)6F2-Al2O3-C体系发生的主要反应,当ΔG⊖等于0时,各反应对应的温度分别为1 247,1 263,1 307,1 381 ℃;反应(8)~(11)为Ca10(PO4)6F2-SiO2-C体系发生的主要反应,各反应的起始温度分别为1 204,1 231,1 252,1 313 ℃;在Ca10(PO4)6F2-Fe2O3-C体系中主要存在的反应(12)~(14)发生的起始温度分别是1 277,1 288,1 372 ℃.对比各反应发生的起始温度可知,SiO2对降低氟磷灰石的起始还原温度的作用最大,其次是Al2O3和Fe(Fe2O3).图6 Ca10(PO4)6F2-Fe2O3-C体系平衡组成与温度关系Fig.6 Equilibrium compositions of Ca10(PO4)6F2-Fe2O3-C as a function of temperature图7 反应(1)~(14)的ΔG⊖随温度的变化关系Fig.7 Correlations between ΔG⊖and temperature for reactions (1) to (14)3 结论1) 在无其他添加剂的条件下,氟磷灰石在1 174 ℃ 时会发生脱氟反应生成Ca3(PO4)2和CaF2,在1 439 ℃时能被碳还原成CaF2,CaO和P2;CaO不能直接影响氟磷灰石的起始还原温度;在Al2O3的作用下,由于铝酸钙的生成,氟磷灰石起始还原温度下降到1 247 ℃,随着温度升高,不同形式铝酸钙的生成顺序依次是:CaAl12O19,CaAl4O7,CaAl2O4,Ca3Al2O6.2) 在SiO2的作用下,氟磷灰石起始还原温度将下降至1 204 ℃,并易与氟磷灰石还原产物CaO反应生成硅酸钙,且随着温度的升高,不同形式硅酸钙的生成顺序为:CaAl12O19,CaAl4O7,CaAl2O4,Ca3Al2O6;当体系中存在Fe2O3时,Fe2O3先在较低的温度下被还原为Fe,而Fe易与P反应,可将氟磷灰石的起始还原温度降低至1 277 ℃.3) 高磷鲕状赤铁矿中的主要组分对降低氟磷灰石的起始还原温度的作用从大到小依次是SiO2,Al2O3,Fe(Fe2O3).参考文献:【相关文献】[1] Novoselov K A,Belogub E V,Kotlyarov V A,et al.Mineralogical and geochemical features of oolitic ironstones from the Sinara-Techa Deposit,Kurgan District,Russia [J].Geology ofOre Deposits,2018,60(3):265-276.[2] 孙永升,韩跃新,高鹏,等.高磷鲕状赤铁矿石工艺矿物学研究[J].东北大学学报(自然科学版),2013,34(12):1773-1777.(Sun Yong-sheng,Han Yue-xin,Gao Peng,et al.Study on process mineralogy of a high phosphorus oolitic hematite ore[J].Journal of Northeastern University(Natural Science),2013,34(12):1773-1777.)[3] Sun Y S,Han Y X,Gao P,et al.Recovery of iron from high phosphorus oolitic iron ore using coal-based reduction followed by magnetic separation [J].International Journal of Minerals,Metallurgy,and Materials,2013,20(5):411-419.[4] Li K Q,Ni W,Zhu M,et al.Iron extraction from oolitic iron ore by a deep reduction process [J].Journal of Iron and Steel Research(International),2011,18(8):9-13.[5] Wen Y,Tang Q Y,Chen J A,et al.Thermodynamic analysis of the carbothermic reduction of a high-phosphorus oolitic iron ore by FactSage[J].International Journal of Minerals Metallurgy &Materials,2016,23(10):1126-1132.[6] Han Y X,Li G F,Gao P,et al.Reduction behaviour of apatite in oolitic haematite ore using coal as a reductant[J].Ironmaking &Steelmaking,2016,44(4):287-293.[7] Li Y F,Han Y X,Sun Y S,et al.Growth behavior and size characterization of metallic iron particles in coal-based reduction of oolitic hematite-coal compositebriquettes[J].Minerals,2015,8(5):177-180.[8] Liu Y C,Li Q X,Liu Y C.Preparation of phosphorus by carbothermal reduction mechanism in vacuum[J].Advanced Materials Research,2012,361(3):268-274.[9] Han H,Duan D,Yuan P,et al.Recovery of metallic iron from high phosphorus oolitic hematite by carbothermic reduction and magnetic separation[J]. Ironmaking & Steelmaking,2014,42(7):542-547.[10]杨军,陈建钧,刘海燕,等.铝杂质强化固相碳热还原氟磷灰石过程分析[J].四川大学学报(工程科学版),2015,47(1):186-191.(Yang Jun,Chen Jan-jun,Liu Hai-yan,et al.Enhanced effect of aluminum impurity on solid state carbonthermal reduction of fluorapatite [J].Journal of Sichuan University(Engineering Science Edition),2015,47(1):186-191.)[11]刘予成,李秋霞,刘永成.氟磷酸钙真空碳热还原反应机理[J].真空,2012,49(3):84-87.(Liu Yu-cheng,Li Qiu-xia,Liu Yong-cheng.Carbothermal reduction mechanism of fluorapatite in vacuum[J].Vacuum,2012,49(3):84-87.)[12]李国峰,高鹏,韩跃新,等.高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移行为[J].金属矿山,2017(2):43-47.(Li Guo-feng,Gao Peng,Han Yue-xin,et al.Migration behavior of phosphorus in coal-based reduction of a high phosphorus oolitic hematite ore[J].Metal Mine,2017(2):43-47.)。
高炉灰与高磷鲕状赤铁矿共还原回收铁的研究

高炉灰与高磷鲕状赤铁矿共还原回收铁的研究曹允业;孙体昌;寇珏;高恩霞;徐承焱【摘要】In order to find the possibility of blast furnace dust as reducing agent in high phosphorus oolitic hematite reduc-tion roasting,coreduction roasting experiments were conducted on a oolitic hematite ore with 42. 72% iron from Western Hubei and a blast furnace dust with 23. 96% iron,32. 83% fixed carbon as raw material. Results show that with the conditions of the blast furnace dust dosage of 30%,coreduction roasting temperature of 1 150℃,roasting time of 60 mi n,grinding fineness for re-duction product is 96% - 0. 043 mm,magnetic field intensity is 87. 58 kA/m,DRI with 91. 88% iron,0. 072% phosphorus and iron grade of 88. 38% was obtained. XRD analysis results on different dosage of blast furnace dust calcined product show that with the increase dosage of the blast furnace dust,iron diffraction peak strengthen gradually. Increase the dosage of blast turance is beneficial for iron bearing minerals reduction to metallic iron,while phosphorus in DRI also increased. Blast furnace dust as a reducing agentfor high phosphorus oolitic hematite reduction roasting,provides a new method in efficient utilization of blast fur-nace dust and refractory iron ore,and can reduce the cost of oolitic hematite direct reduction roasting,at the same time reduce the blast furnace dust pollution to the environment,has high economic and environmental benefits.%为考察高炉灰作为还原剂用于高磷鲕状赤铁矿石还原焙烧的可能性,以鄂西某铁品位为42. 72%的鲕状赤铁矿石和河北某铁品位为23. 96%、固定碳含量为32. 83%的高炉灰为原料,进行了共还原焙烧回收铁试验. 结果表明:在高炉灰用量为30%、共还原焙烧温度为1 150 ℃、焙烧时间为60 min、还原产品磨矿细度为-0. 043 mm占96%、磁选磁场强度为87. 58 kA/m条件下,可获得铁品位为91. 88%、回收率为88. 38%、磷含量为0. 072%的还原铁.不同高炉灰用量下焙烧产品的XRD分析结果表明:随高炉灰用量的增加,铁的衍射峰逐渐增强,增加高炉灰用量有利于含铁矿物被还原成金属铁,但还原铁产品磷含量也升高. 高炉灰作为还原剂用于高磷鲕状赤铁矿共还原焙烧,为高效利用高炉灰和难选铁矿石提供了一种新思路,又可以降低鲕状赤铁矿石直接还原焙烧的成本,同时减轻高炉灰对环境的污染,具有较高的经济和环境效益.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2015(000)010【总页数】4页(P67-70)【关键词】高炉灰;高磷鲕状赤铁矿;共还原焙烧【作者】曹允业;孙体昌;寇珏;高恩霞;徐承焱【作者单位】北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083;金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083;金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083;金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083;金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083;金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD951高炉灰是钢铁工业的副产品,主要由碳和含铁氧化物及其他有价金属等组成。
鲕状赤铁矿石深度还原过程中金属铁颗粒粒度预测模型

鲕状赤铁矿石深度还原过程中金属铁颗粒粒度预测模型孙永升;韩跃新;高鹏;李艳军【摘要】以湖北官店鲕状赤铁矿为研究对象,对其进行深度还原试验,利用光学显微图像分析技术对还原物料中金属铁颗粒粒度进行测量,考察还原温度和还原时间对铁颗粒粒度的影响,并采用MATLAB软件对试验数据进行拟合分析,建立铁颗粒粒度与还原条件之间的数学模型.研究结果表明:不同还原条件下金属铁颗粒粒度累积特性曲线呈现出相同的变化规律;升高还原温度或延长还原时间可使铁颗粒粒度明显增加;建立铁颗粒粒度D80与还原温度和还原时间之间的预测模型;模型的计算值与试验值具有良好的吻合性,可用于预估深度还原过程中金属铁颗粒的粒度;基于该模型,可通过调整温度和时间以实现金属铁颗粒粒度的优化与控制.%An oolitic iron ore taken from Guandian in Hubei province was reduced, and the size of metallic iron particles in reduced product was measured using optical image analysis. The effects of reduction temperature and time on the size of metallic iron particles were investigated. The experimental data were analyzed by MATLAB software, and the mathematic model of metallic iron particle size considering reduction conditions was proposed. The results indicate that the curves of size cumulative passing percentage of metallic iron particles present similar variation trend under different conditions. When the reduction temperature increases and reduction time extends, the size of metallic iron particles increases obviously. The prediction model forD80 of metallic iron particles considering reduction temperature and time was established. The calculation values determined by this model correlate well with the test results, indicating that it can be used to predictthe particle size of metallic iron in coal-based reduction. Based on the model, the particle size of metallic iron can be optimized by means of adjusting reduction temperature and time.【期刊名称】《中南大学学报(自然科学版)》【年(卷),期】2017(048)002【总页数】7页(P282-288)【关键词】深度还原;铁颗粒;粒度;拟合分析;数学模型【作者】孙永升;韩跃新;高鹏;李艳军【作者单位】东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳,110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳,110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳,110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳,110819【正文语种】中文【中图分类】TD925.7针对采用常规选矿方法难以实现铁矿物有效富集的复杂难选铁矿资源,研究人员提出了深度还原−磁选新技术,即在低于矿石熔化温度下,以煤粉为还原剂将铁矿物还原为金属铁,并促使金属铁聚集生长为一定粒度的铁颗粒,还原物料经磨矿磁选获得可用于炼钢的金属铁粉[1]。
高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移行为

高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移行为李国峰;高鹏;韩跃新;孙永升【摘要】湖北某高磷鲕状赤铁矿石铁品位为42.21%、磷含量为1.31%;铁主要以赤铁矿形式存在,磷主要以磷灰石形式存在.为考察深度还原过程中磷的迁移行为,对该矿石进行了深度还原—弱磁选试验.结果表明:升高还原温度、延长还原时间或增大碳氧摩尔比均有利于磷向金属铁相富集.在还原温度1548 K、碳氧摩尔比2.5和还原时间60 min的条件下进行还原,获得的还原产品磨细至-0.074 mm占84%,在磁场强度为107 kA/m的条件下弱磁选后,可得到磷品位2.49%、回收率77.07%的高磷金属相.金属相SEM及EDS能谱分析结果表明:金属相中部分区域的磷以P-Fe固溶体的形式存在,部分区域的磷以Fex P和P-Fe固溶体的形式共存.%A high phosphorus oolitic hematite ore from Hubei province contains 42. 21% total iron and 1. 31% phosphor-us. Iron and phosphorus are mainly existed in form of hematite and apatite,respectively. In order to investigate the migration behavior of phosphorus in reduction process of the ore,coal-based reduction followed by low intensity magnetic separation was employed. The results indicated that increase reduction temperature,C and O molar ratio and reduction time were favorable for the migration of phosphorus in the metallic iron phase. The reduction products obtained at 1548 K for 60 min with C and O molar ratio of 2. 5,high phosphorus metallic phase containing 2. 49% phosphorus with recovery of 77. 07% was produced after ground the reduction products to 84% passing 0. 074 mm and magnetic separation with magnetic field intensity of 107 kA/m. The SEM-EDS analysis results showed that some phosphorus distributed inmetallic phase as Fe-P solid solution but others co-existed in the form of both Fex P compound and Fe-P solid solution.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2017(000)002【总页数】5页(P43-47)【关键词】高磷鲕状赤铁矿;深度还原;磷迁移;高磷金属相【作者】李国峰;高鹏;韩跃新;孙永升【作者单位】东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819【正文语种】中文【中图分类】TD925.7在我国复杂难选铁矿资源中,鲕状赤铁矿资源储量最大,约占国内铁矿资源总储量的1/9[1]。
某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究

某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究许言;孙体昌;刘志国;徐承焱【摘要】采用浸出、电渗析等试验方法研究了尼,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Na2CO3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(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4))、蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)以及均匀分散在铁矿物中的磷.通过添加脱磷剂Na2 CO3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Na2CO3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.【期刊名称】《东北大学学报(自然科学版)》【年(卷),期】2013(034)011【总页数】5页(P1651-1655)【关键词】高磷鲕状赤铁矿;纤磷钙铝石;蓝磷铝铁矿;直接还原焙烧;脱磷【作者】许言;孙体昌;刘志国;徐承焱【作者单位】北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083;北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD951高磷鲕状赤铁矿是一类典型的复杂难处理铁矿石,其铁矿物嵌布粒度极细,且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹,非常不利于矿物单体的解离[1].而且,其磷含量高,到目前为止该类矿石仍未找到有效的利用方法[2].中国高磷鲕状赤铁矿储量丰富,约占铁矿资源储量的1/9[3].随着钢铁工业持续高速的增长,对铁矿石的需求量越来越大,因此研究鲕状赤铁矿如何有效利用具有很重要的战略意义[4].为了开发利用高磷鲕状铁矿石资源,国内外对该类矿石已进行大量的研究[5].其中,Matinde等[6]采用铁矿石预还原-机械破碎-筛选的方法处理高磷赤铁矿,得到铁品位在70%左右的铁精矿,其磷脱除率只有50%左右.瑞典某铁矿公司利用大量的硝酸对该类型矿石进行酸浸脱磷,将矿石中磷质量分数降低到0.05%,但成本较高[7].朱江等[8]采用反浮选工艺,获得了铁品位为57.09%,铁回收率71.76%及磷质量分数为0.163%的铁精矿.虽然对高磷鲕状赤铁矿提铁降磷取得了一些成果,但仍有一些问题未得到解决,如成本高、铁品位低或者脱磷率低,脱磷效果较差,用以上方法提铁降磷较难.杨大伟等[9]对高磷鲕状赤铁矿进行了添加脱磷剂还原焙烧-磁选的研究,通过直接还原焙烧磁选可以得到铁品位90.09%,回收率88.91%,磷品位0.06%的直接还原铁,但脱磷剂的用量较大且价格较高.李永利等[10]发现新型廉价脱磷剂.通过添加新型脱磷剂可以得到铁品位91.35%,磷质量分数0.081%的直接还原铁.以上研究表明,添加脱磷剂的还原焙烧-磁选工艺处理高磷鲕状赤铁矿效果较明显,可以获得铁品位、铁回收率较高、磷含量较低的铁精矿.国外也有赤铁矿石直接还原的研究[11],但对鲕状赤铁矿降磷方面的研究并不多.尼日利亚某地的高磷鲕状赤铁矿石,其矿物组成和中国的鲕状赤铁矿不同[12].该矿石中铁品位为49.73%,磷质量分数为0.72%.物相分析表明,矿石中的铁主要以赤铁矿和褐铁矿的形式存在,分布率高达88.43%.脉石矿物主要为石英、绿泥石、黏土矿物等且鲕粒大都不完整,呈破碎状.与其他鲕状赤铁矿不同,该铁矿石XRD 谱图中只能看到铁矿物,不能分辨脉石矿物.一般鲕状赤铁矿中的磷以磷灰石的形式存在,而该矿石中含磷矿物不是以磷灰石形式存在.尼日利亚鲕状赤铁矿石磷的赋存状态比较复杂,通过XRD分析和一般的物相分析,都未能确定该矿石中磷的存在状态,用一般的选矿方法富集铁和降低磷都很困难.为解决此矿石的利用问题,本文首先采用多种手段系统研究了高磷鲕状赤铁矿中磷的赋存状态,确定了其存在形式.然后采用添加脱磷剂直接还原焙烧-磁选脱磷的方法来处理该矿石,得到了较好的效果.用XRD及SEM手段研究了钠盐对该矿石直接还原焙烧过程中铁矿物和含磷矿物的反应过程的影响.1 试样来源及研究方法1.1 试样来源原矿为典型的高磷鲕状赤铁矿(下文简称原矿),来自于尼日利亚科济州.该矿石中铁的品位为50.08%,磷的质量分数为0.72%,详细性质见文献[12].选用尼日利亚煤作为还原剂,其工业分析指标为灰分11.04%,挥发分46.75%,固定碳32.72%.用分析纯Na2CO3作为脱磷剂.1.2 浸出和电渗析实验确定磷是否以吸附的形式存在,常用的方法为电解质浸出和电渗析[13].电解质浸出为称取3份原矿试样各10克,分别用质量分数1%硫酸镁溶液、1%氯化钠溶液和1%的醋酸铵溶液于25 ℃浸出,浸出时间为24,48 h.然后经过滤分离,分别测定3份滤液中的磷含量.电渗析实验的实验方法为:取原矿试样15 g,放入电渗析仪器的中室中.电渗析条件为:电压30 V,电流20 mA,时间9 h,最后测定中室残渣中磷含量.1.3 直接还原焙烧铁矿石和还原剂都破碎到-4 mm,在马弗炉中焙烧,详细过程见文献[12].因直接还原焙烧-磁选所得最终产品中铁的品位大于90%,为避免同常规的铁精矿相混淆,将该产品命名为还原铁产品.以还原铁的TFe品位、磷含量和铁的回收率作为评价试验效果的主要指标.2 结果和讨论2.1 原矿磷赋存状态研究原矿中的磷可能以化合物、类质同象、吸附态的形式存在.分别用浸出法、电渗析法和扫描电镜分析了磷的存在状态.1) 电解质浸出和电渗析结果.研究矿石中的磷是否以吸附态存在可以用电解质浸出和电渗析法[13].对原矿进行电解质浸出实验,结果表明,用NaCl,NH4Ac,MgSO4三种溶剂分别浸出24 h后磷浸出率不到1%.采用离子交换膜电渗析法进行了研究,结果表明,磷的浸出率都不到原矿中磷的1%,大部分的磷仍然在中室的渣中.说明原矿中以离子吸附形式存在的磷属于痕量.电解质浸出和电渗析两种不同方法皆证明原矿中基本不存在吸附态的磷.2) 原矿中独立磷矿物SEM-EDS分析.为进一步确定原矿中磷的赋存状态及磷矿物与铁矿物的嵌布关系,采用SEM对原矿进行分析,结果如图1所示.图1a是原矿的一个鲕粒.此鲕粒结构特殊,层状结构不明显.为进一步确定鲕状颗粒的矿物组成,将鲕粒局部放大,并对其进行了EDS能谱分析,结果如图1b.A为纤磷钙铝石,B,D为赤铁矿和褐铁矿,且其中也有磷.图1 原矿中的含磷矿物SEM图片Fig.1 SEM images of phosphorus-bearing minerals in raw ore (a)—原矿鲕粒; (b)—局部放大图.结果表明,磷有3种存在形式:1是独立矿物磷钙铝石(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4)),呈细粒包裹体嵌布在鲕粒的裂隙或孔洞中(A),粒度为30~100 μm,这种形态的磷占主要部分;2是小部分以蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)的形式存在(C);3是均匀分散于铁矿物中(B,D),这部分磷的存在形式难以确定.上述结果表明,铁矿物与磷矿物关系密切,这是不能用一般选矿方法分离铁和磷的主要原因.2.2 直接还原焙烧磁选及磷在该过程中的分布2.2.1 直接还原焙烧实验焙烧温度对直接还原焙烧磁选的效果影响最大,首先进行焙烧温度探索实验.在还原剂煤用量30%,焙烧时间为30 min,一段磨矿细度-74 μm,61.54%(质量分数),二段磨矿细度-43 μm,79.15%(质量分数)及磁场强度为112 kA/m的条件下,随着焙烧温度从1 000 ℃升高到1 200 ℃,还原铁铁品位从85.06%逐渐升高到88.89%,铁的回收率从78.17%逐渐升高到93.23%.确定的最佳焙烧温度为1 200 ℃.当焙烧温度为1 200 ℃时,以上实验条件不变,不添加脱磷剂,此时铁精矿中磷的质量分数为0.39%.这是由于原矿中铁、磷嵌布紧密,不加脱磷剂的直接还原焙烧不能破坏原矿内部磷、铁的嵌布结构,通过磨矿磁选无法实现单体解离,导致铁磷分离效果不明显,因此,需要添加脱磷剂来实现铁磷的分离[9].为了研究脱磷剂对脱磷效果的影响,根据铁矿石脱磷经验[9],添加CaO和Na2CO3为脱磷剂,改变脱磷剂的用量,其他实验条件同上,进行直接还原焙烧磁选实验.根据实验结果可知,添加CaO无法实现脱磷,磁选后直接还原铁中的磷质量分数都在0.2%以上.以Na2CO3作为脱磷剂时,随Na2CO3的增加,磁选后铁精矿中的磷含量持续下降,当脱磷剂用量为20%时,磁选铁精矿中的磷质量分数即可降到0.049%.可以得出,通过添加20%的Na2CO3可以有效地脱磷.由于原矿性质特殊,在处理其他类型鲕状赤铁矿直接还原焙烧过程中,添加CaO 可实现脱磷.但用以上脱磷剂来处理该矿石时,脱磷效果不明显,直接还原焙烧磨矿磁选后,磷质量分数仍然很高,而添加Na2CO3能将还原铁中的磷质量分数降低到0.1%以下.实验还研究了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度及磁场强度对铁磷分离的影响.最终确定原矿还原焙烧-磁选的最佳工艺条件为:煤用量为30%,Na2CO3用量为20%,焙烧温度1 200 ℃,时间30 min;一段磨矿细度-74 μm,61.54%(质量分数),二段磨矿细度-43 μm,79.15%(质量分数),两段磁选的磁场强度都是112 kA/m.最终可以得到铁品位90.44%,铁回收率91.74%,磷质量分数0.057%的还原铁产品.2.2.2 磷的分布在最佳工艺条件下分析焙烧和磁选过程各产品中铁和磷的分布,结果见图2.从图2中可以看出,质量分数为3.20%的磷存在于还原铁产品中,45.16%的磷存在于尾矿中,还有51.64%的磷进入水中.采用去离子水进行浸出试验,确定焙烧矿中是否有可溶性的磷存在.具体操作方法为:取20 g焙烧矿(-74 μm)加去离子水搅拌浸出30 min,化验过滤后滤渣和滤液中的磷,结果表明,用去离子水浸出后有51.64%的磷进入水中.原矿中的磷主要以纤磷钙铝石、蓝磷铝铁矿形式存在,都不溶于水,而磁选水中有可溶性的磷,说明直接还原焙烧过程中反应生成了可溶性的磷酸盐.若焙烧过程中不添加Na2CO3,测定焙烧矿直接磨矿浸出液中磷的含量为微量,从而再次证明了原矿中的含磷矿物与Na2CO3反应生成了可溶于水的磷酸盐.图2 最佳工艺条件下铁和磷在各产品中的分布Fig.2 Flow chart of experiment under optimal conditions and distributionof iron and phosphorus in products综上所述,可以确定添加Na2CO3后,磷通过两种途径去除:一是部分含磷矿物在焙烧的过程中同脱磷剂、脉石等反应,生成了可溶于水的磷酸盐,在磁选的过程中溶于水中;另一部分含磷矿物在脉石中,通过磨矿磁选进入尾矿中.2.3 添加与不添加脱磷剂焙烧产物中铁和磷赋存状态的变化由于焙烧产品中磷含量均较低,其中含磷颗粒较少且比较分散.为了观察含磷矿物在焙烧过程中的变化以及进一步确定Na2CO3对原矿还原焙烧过程中矿物变化的影响规律.利用扫描电子显微镜(SEM)进行面成分扫描,并通过EDS能谱分析,考察其中铁与磷的赋存状态.首先对不同用量的Na2CO3下的焙烧产物进行了分析,结果如图3所示.其他焙烧条件为温度1 200 ℃,焙烧时间30 min,还原剂煤用量30%.由图3a可以看出,当未添加Na2CO3时,焙烧产物中的鲕状结构基本保持不变,但氧化铁已经被还原为金属铁(A),且铁颗粒聚集在一起,形成铁连晶,铁颗粒与脉石矿物的边界明显,但脉石矿物中铁含量仍较高.由于焙烧产物内部金属铁颗粒与含铁、铝、硅的脉石矿物(C)结合紧密,嵌布关系复杂,难以实现单体解离.由图3b可以看出,添加20%的Na2CO3得到的焙烧产物呈蜂窝多孔状,鲕粒结构已经完全改变,铁颗粒与脉石矿物的边界模糊,金属铁颗粒的粒度不均匀.多孔铁的存在能加速产物层内的扩散,使得还原效率增加[14].与图3a中(C)中的铁相比,添加Na2CO3后,脉石(D)中的铁元素含量降低,这说明脉石中的铁被还原成金属铁.图3 不同焙烧矿的SEM图片Fig.3 SEM images of different roastedproducts(a)—未添加脱磷剂; (b)—添加20%脱磷剂Na2CO3.对比添加与未添加Na2CO3的焙烧产物中金属铁颗粒的EDS能谱发现,未添加Na2CO3时,金属铁颗粒(A)中含磷,铁与磷关系密切.而添加Na2CO3后,金属铁中不含磷,磷存在于脉石中(B).可知,当不添加Na2CO3时,还原铁产品的磷含量很高是由于金属铁中有磷,而添加Na2CO3后,还原铁产品的磷含量很低是由于金属铁中没有磷,磷存在于脉石中.3 结论1) 尼日利亚鲕状赤铁矿石中的磷矿物主要呈三种形式存在:一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(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4));二是以蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)形式存在;三是均匀分散在铁矿物中.2) 仅添加还原剂的直接还原焙烧-磁选的选矿方法可以得到品位和回收率较高的还原铁产品,但是其中磷的含量高,不能实现磷和铁的有效分离.3) 添加Na2CO3焙烧并通过磨矿磁选可以将磷以两种途径有效脱除.其机理是一部分脉石中磷通过磨矿磁选可以达到有效的分离;一部分含磷矿物在焙烧的过程中同脱磷剂反应,生成可溶于水的磷酸盐,在磁选的过程中溶于水中而被去除,最终使得还原铁产品中的磷含量降低.4) 当不添加Na2CO3时,金属铁中有磷,还原铁产品的磷含量很高,而添加Na2CO3后,磷存在于脉石中,还原铁产品的磷含量很低.参考文献:[1] Wu J,Wen Z J,Cen M J.Development of technologies for high phosphorus oolitic hematite utilization[J].Steel Research International,2011,82(5):494-500.[2] Jin Y S,Jiang T,Yang Y B,et al.Removal of phosphorus from iron ores by chemical leaching[J].Journal of Central South University of Technology,2006,13(6):673-677.[3] Yu Y F,Qi C Y.Magnetizing roasting mechanism and effective ore dressing process for oolitic hematite ore[J].Journal of Wuhan University of Technology:Materials Science Edition,2011,26(2):177-182.[4] Li K Q,Ni W,Zhu M,et al.Iron extraction from oolitic iron ore by a deep reduction process[J].Journal of Iron and Steel Research,2011,18(8):9-13.[5] Li G H,Jiang T,Liu M D,et al.Beneficiation of high-aluminium-content hematite ore by soda ash roasting[J].Mineral Processing and Extrative Metallurgy Review,2010,31(3):150-164.[6] Matinde E,Hino M.Dephosphorization treatment of high phosphorus iron ore by pre-redution,mechanical crushing and screeningmethods[J].Iron and Steel Institute of Japan International,2011,51(2):220-227.[7] De Lima L C,Duarte J B F,Veziroglu T N.A proposal of an alternative route for the reduction of iron ore in the Eastern Amazonia[J].International Journal of Hydrogen Energy,2004,29(6):659-661.[8] 朱江,萧敢,汪桂萍.湖北宜昌某高磷赤铁矿的选矿工艺研究[J].金属矿山,2006(Sup):189-191.(Zhu Jiang,Xiao Gan,Wang Gui-ping.Research on beneficiation technology for certain high phosphorous hematite ore from Yichang,Hubei[J].Metal Mine,2006(Sup):189-191.)[9] 杨大伟.鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷工艺及机理研究[D].北京:北京科技大学,2010:104-105.(Yang Da-wei.Study on the technology and mechanism of removing phosphorus from an high-phosphorus oolitic hematite by using direct reduction roasting[D].Beijing:University of Science and Technology Beijing,2010:104-105.)[10]Li Y L,Sun T C,Yang H F,et al.Study of direct reduction and synchronous dephosphorization for high phosphorus oolitichematite[J].Mining and Metallurgical Engineering,2011,31(2):68-70.[11]Bahgat M.Magnetite surface morphology during hematite reduction with CO/CO2 at 1 073 K[J].Materials Letters,2007,61(2):339-342. 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高磷鲕状赤铁矿金属化还原焙烧—磁选—熔分新工艺研究

高磷鲕状赤铁矿金属化还原焙烧—磁选—熔分新工艺研究揭晓武;王成彦;张永禄;阮书锋【摘要】针对高磷鲕状赤铁矿中有价组元铁与杂质元素磷、硅、铝的分离难题,提出了低温选择性金属化还原—磁选—熔分处理新工艺,添加复合促进剂强化还原并促进金属铁微粒迁移、聚集、长大.研究了焙烧温度、促进剂用量、煤量、焙烧时间等条件对焙砂磨矿磁选后精矿铁品位、铁回收率及脱杂效果的影响.结果表明,添加剂对铁的富集及脱杂影响显著.优化的焙烧工艺条件下,原矿加入6%促进剂、25%的煤,975℃下恒温焙烧150 min,焙砂中铁主要以单质铁呈棒条状、蠕虫状产出,利于磨矿解离;磷仍主要以磷灰石存在;焙砂经磨矿—磁选,可获得含Fe 86.77%、P 0.20%、Al2O3 1.81%、SiO2 3.86%的精矿类海绵铁粉,Fe回收率>88%;类海绵铁粉在1 550℃下熔分,可以得到含磷小于0.01%、含铁大于99%的优质铁水,全流程Fe回收率>85%,杂质磷、硅、铝脱除率>99%,实现了铁的高效回收和铁与磷、硅、铝组元的深度分离.【期刊名称】《矿冶》【年(卷),期】2018(027)005【总页数】6页(P37-42)【关键词】高磷鲕状赤铁矿;金属化还原焙烧;磁选;脱磷;熔分【作者】揭晓武;王成彦;张永禄;阮书锋【作者单位】北京矿冶科技集团有限公司,北京100160;北京科技大学冶金与生态工程学院,北京100083;北京矿冶科技集团有限公司,北京100160;北京矿冶科技集团有限公司,北京100160【正文语种】中文【中图分类】TF521中国的鲕状赤铁矿资源丰富,广泛分布于湖北、四川、云南、安徽、江苏及内蒙等省区的高磷鲕状赤铁矿,保有储量74.45亿t,具有嵌布粒度极细,且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹等特点,是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型之一〔1〕。
其中,发现于1959年的鄂西高磷铁矿,储量约22亿t,矿石含铁35%~50%,含磷0.4%~1%,嵌布粒度1~3 μm。
强化鲕状赤铁矿还原磁选脱磷机理研究

强化鲕状赤铁矿还原磁选脱磷机理研究朱德庆;李静华;杜永强;潘建;李晓波【摘要】为研究熔剂与添加剂对国内某高磷鲕状赤铁矿高温快速还原中脱磷效果的影响,采用内配碳球团还原⁃磁选工艺,研究了二元碱度和添加剂对还原过程挥发脱磷及磁选指标的影响,并对其脱磷行为进行了探讨。
研究表明:提高碱度后,球团在还原焙烧过程中形成大量正硅酸钙,部分磷以磷酸根的形式存在于正硅酸钙晶格中,通过磁选脱除,加入添加剂可以优先磷灰石与脉石反应,抑制了部分磷灰石的还原;在还原温度1350℃、还原时间10 min、C/Fe比为0.48、碱度2.4、Na2 SO4用量15%,磨矿细度-0.074 mm粒级占95%以上,磁场强度0.1 T条件下,可获得铁品位94.06%、磷含量0.25%、全流程铁回收率91.37%、脱磷率91�79%的铁精矿。
%In order to study the impacts that flux and additives bring on the dephosphorization of high⁃phosphorus oolitic hematite during the process of high⁃temperature reduction, experiment was conducted with carbon⁃bearing pellets by using reduction⁃magnetic separation process to explore the effects of binary basicity and additives on dephosphorization and magnetic separation during reduction process, as well as its dephosphorization reaction. Experiment results indicated that with a higher alkalinity, a large amount of calcium silicate was generated during the process of reduction⁃roasting of pellets, and partial phosphorus in the form of phosphate radical was present in the calcium silicate lattice. The additives added during magnetic separation made apatite preferentially reacted with gangue and reduction of partial apatite inhabited. As a result, reduction process at 1 350 ℃ for 10min with C/Fe ratio of 0.48, alkalinity of 2.4, dosage of Na2 SO4 at 15%, at grinding size of -0. 074 mm 95%, magnetic field strength of 0. 1 T, yielded an iron concentrate assaying 94.06% Fe and 0.25% P with iron recovery of 91.37% and dephosphorization rate of 91.79%.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2014(000)005【总页数】5页(P74-77,83)【关键词】鲕状赤铁矿;直接还原;碱度;脱磷;添加剂;磁选【作者】朱德庆;李静华;杜永强;潘建;李晓波【作者单位】中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083;新疆昌平矿业有限公司,新疆乌鲁木齐830091;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083【正文语种】中文【中图分类】TF046随着世界粗钢产量不断增加,铁矿石需求量持续增加。
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CaO 和Na 2CO 3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响栗艳锋1,2韩跃新1,2孙永升1,2张琦1,2(1.东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;2.难采选铁矿资源高效开发利用技术国家地方联合工程研究中心,辽宁沈阳110819)摘要采用深度还原技术处理高磷鲕状赤铁矿可以取得良好的技术经济指标,但添加剂(如CaO 和Na 2CO 3)在深度还原过程中的作用仍需深入研究。
以鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿石为原料,考察还原温度、还原时间、碳氧摩尔比对还原指标的影响。
结果表明,适宜的深度还原条件为还原温度1523K、还原时间30min、碳氧摩尔比2.0,获得的还原物料铁金属化率为86.21%,还原物料经磁选获得的磁选精矿铁品位为91.69%、回收率为92.23%。
在最佳还原条件下分别以CaO 和Na 2CO 3为添加剂进行深度还原试验,采用化学成分分析和X 射线衍射(XRD )探究了CaO 和Na 2CO 3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选指标、脱磷效果和物相转变的影响。
结果表明,添加CaO 和Na 2CO 3均可抑制深度还原过程中铁橄榄石的生成,有效降低精矿中磷含量,提高铁回收率;CaO 可与物料中的SiO 2和Al 2O 3反应生成硅灰石和钙铝黄长石等高熔点硅酸盐,不利于铁品位的提高;Na 2CO 3可与物料中的SiO 2和Al 2O 3反应生成钠长石等低熔点硅酸盐,有利于铁品位的提高。
关键词高磷鲕状赤铁矿深度还原添加剂CaONa 2CO 3物相变化脱磷中图分类号TD925.7文献标志码A文章编号1001-1250(2019)-02-054-06DOI 10.19614/ki.jsks.201902010Effects of CaO and Na 2CO 3Dosage on Beneficiation during Coal -based Reduction of High -phosphorus Oolitic Hematite OreLi Yanfeng 1,2Han Yuexin 1,2Sun Yongsheng 1,2Zhang Qi 1,2(1.School of Resources and Civil Engineering,Northeastern University,Shenyang 110819,China ;2.National -Local Joint Engineering Research Center of Refractory Iron Ore Resources Efficient Utilization Technology ,Shenyang 110819,China )AbstractHigh -phosphorus oolitic hematite treated with coal -based reduction technology can have good technical -eco⁃nomic indicators ,but the role of additives such as CaO and Na 2CO 3in the reduction process still needs to be further studied.The influence of reduction temperature ,reduction time ,mole ratio of C to O on reduction index was investigated ,taking high -phosphorus oolitic hematite from Western Hubei as research object.The results showed that the appropriate reduction condi⁃tions were the reduction temperature of 1523K ,the reduction time of 30min and mole ratio of C to O is 2.0,the metallizationdegree of the reduced products was 86.21%,the iron grade of magnetic separation was 91.69%,and the recovery was 92.23%.The effects of CaO and Na 2CO 3dosage on separation indexes was investigated on the optimum coal -based reductionconditions ,the chemical composition analysis and X -ray diffraction (XRD )were used to investigate dosage of CaO and Na 2CO 3on separation index of high -phosphate oolitic hematite ,dephosphorization and phase transition.The addition of CaO and Na 2CO 3can inhibit the formation of fayalite in reduction process ,effectively reduce the phosphorus content in concentrate and improve the iron recovery.CaO can react with SiO 2and Al 2O 3in the samples to form high -melting -point silicates such aswollastonite and gehlenite ,which is not conducive to the improvement of iron grade.Na 2CO 3can react with SiO 2and Al 2O 3inthe samples to form low -melting -point silicate such as albite ,which is conducive to the improvement of iron grade.KeywordsHigh -phosphorus oolitic hematite ,Coal -based reduction ,Additive ,CaO ,Na 2CO 3,Phrase changes ,De⁃phosphorization收稿日期2018-12-11基金项目国家自然科学基金项目(编号:51604063)。
作者简介栗艳锋(1989—),男,博士研究生。
总第512期2019年第2期金属矿山METAL MINESeries No.512February 2019··54高磷鲕状赤铁矿石由于其层层包裹的鲕粒结构、复杂微细粒嵌布和较高的磷含量等特点,使其成为世界上公认的最复杂难选铁矿资源之一[1]。
我国高磷鲕状赤铁矿储量丰富,已探明储量约37.2亿t,主要分布于鄂西、湘中北、桂北、赣西、贵东,川北和滇东北等地[2-3]。
高磷鲕状赤铁矿石复杂的工艺矿物学特性导致其单体解离困难,传统的重选、磁选、浮选等选矿方法难以实现其有效开发利用,磁化焙烧、浸出等工艺又存在尾矿铁品位高、环境污染严重等问题[4-6],使该类矿石基本成为“呆”矿,无法被开发利用,造成极大的资源浪费。
采用深度还原—磁选技术处理高磷鲕状赤铁矿可以得到铁回收率和品位均大于90%的还原铁粉[7-9],近年来,该技术吸引了越来越多的关注。
还原过程添加添加剂可以提高还原效果,但添加剂(如CaO和Na2CO3)在深度还原过程中的具体作用仍需深入研究。
本文首先探究了还原温度、还原时间、碳氧摩尔比对深度还原分选效果的影响,确定了最佳的深度还原条件。
在此基础上,分别以CaO和Na2CO3为添加剂,进行不同添加剂用量深度还原试验,并对还原产品进行化学成分分析和XRD分析,得到还原过程物相转变、精矿磷含量等指标,进而考察CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿深度还原过程的影响。
1试验原料试验用高磷鲕状赤铁矿石采自鄂西,是典型的宁乡式高磷鲕状赤铁矿,其化学成分分析结果见表1,XRD分析结果如图1所示。
矿石中主要有价金属元素为铁,其含量为42.21%;SiO2、Al2O3和CaO的含量较高,分别为21.80%、5.47%和4.33%;有害元素S、P的含量分别为0.13%和1.31%,磷含量较高。
铁元素主要赋存在赤铁矿中,脉石矿物主要为石英、鲕绿泥石及少量的磷灰石。
试验用还原剂为吉林某地烟煤,其工业分析结果如表2所示。
该烟煤固定碳含量为67.83%,挥发分和灰分的含量分别为18.45%和12.02%,水分含量较低,为1.48%。
2研究方法将高磷鲕状赤铁矿石和煤分别破碎至-2mm,将制备好的煤粉和80g矿样按照试验预设的碳氧摩尔比(煤粉中固定碳与矿石中铁氧化物所含的氧的摩尔数之比)混合均匀。
将混合后的样品放入100mL 的陶瓷坩埚中,并在样品顶部均匀铺一层厚约2mm 的煤粉(2g)用于保证坩埚内的还原气氛。
待KSL-1400X箱式电阻炉升温至设定温度后,迅速将装有混合样品的坩埚放入电阻炉炉膛内,并开始计时。
当还原时间达到预设值时还原试验完成,迅速将还原后试样取出,水冷至室温,过滤,在353K温度下经真空干燥箱烘干,得到还原后物料。
将还原后物料磨细至-0.074mm占90%,缩取10g,化验其全铁和金属铁的含量,按式(1)求得还原物料的铁金属化率。
η=αβ×100%,(1)式中,η为还原物料的铁金属化率,%;α为还原物料中金属铁的含量,%;β为还原物料中全铁的含量,%。
再从磨细后还原物料中均匀缩取20g,在磁场强度为85.17kA/m条件下进行弱磁分选,得到精矿和尾矿,并分别化验其全铁含量,计算铁回收率。
还原温度、还原时间和碳氧摩尔比是影响分选指标的主要因素。
因此,试验首先在无添加剂条件下,探索了还原温度、还原时间和碳氧摩尔比对深度还原分选指标的影响,并确定了最佳试验条件。
再在此条件下分别添加不同质量的CaO和Na2CO3,探索添加剂用量对深度还原过程中物相转变和还原物料分选指标的影响,其中添加CaO的质量分别为2、6、10、14g,添加Na2CO3的质量分别为1、2、4、6、8g。