焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响.pdf_大学文库

D0I:10.13374/j.issnl(00103x.2010.10.004 第32卷第10期北京科技大学学报 Vo132N910 2010年10月 JoumalofUniversity of Science and Technopgy Beijng 0ct2010 焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响杨慧芬王静静景丽丽党春阁北京科技大学土木与环境工程学院金属矿山高效开采与安全教有部重点实验室，北京100⑧3 摘要利用X射线衍射(XRD),扫描电镜(SBM等手段考察了焙烧温度对提钒尾渣煤基直接还原效果的影响，并利用磨矿磁选方法对焙烧产物进行了金属铁的分离实验.结果表明：最有利于金属铁析出、兼并、长大以及金属铁和渣相单体解离的焙烧温度是1200℃，在此温度下，提钒尾渣中的FQ基本还原成了金属铁，FgTD,基本转变成了金属铁和TO铁质量分数3654%，TQ,质量分数92%的提钒尾渣，经1200℃焙烧所得产物经过二段磨矿-二段磁选可获得铁质量分数 9090%、TD,质量分数05%的金属铁粉. 关键词尾渣：固体废物：倍烧温度：直接还原；铁分类号1TD98!TF09 Effect of roasting tem pera ture on the coaLbased d irect reduction of h gh-iron va nadium tailings YANG Hui fn WANG Jing-jng JNG Lii DANG Chun_ge State Key Laboraory of theMinistry of Educa tion of China prHgh-EfficientMining and Safety ofMe alM ines School of Civil and Envionmental Engi neerng Universit of Science and Technokgy Beijing Beijng 100083 China ABSTRACT The effect of roasting mperaure on the coalbased direct reduction of vanad im ailngs was invest gaed by X-ray dif fraction (XRD)ana lysis and scanning eectronmicroscopy (M).A mellie iron separation test of the roasting productswas dane by us ng a grndngmagnetic sepantonm etod It is shown hat he roasting temperature of1200C is needed pr he genention merger and grow ng up ofmetallic iron and formoomer d issocjation beween metallic ir panicles and slag Phase in he roasting products FeO in vanad im ilngs is comp etely reduced ntometal ion and Fe TO is basicaly transpmed np menlli iron and To at 1200C.Themel iron powderw ith a total ironmass fraction ofo0 90%and aTo,mass fracton ofa 56%is obtained fron roastng products of vanad im ilingsw ith a ptal ironmass fraction of36 54%and a T m ass fuactpn ofo 28%at1 200C using he grind ing magnetic separationm ethod KEY WORDS tailngs sold wastes roasting temperaure direct reductian iron 提钒尾渣是一种来自钢铁企业的固体废物，是 FQ铁尾矿中获得了铁精矿，陈志友等？利用强磁钒钛磁铁矿高炉治炼，转炉吹炼所得钒渣经提钒后选和重选联合方法进行了尾矿和治炼尾渣中回收铁剩余的尾渣，含铁较高，有作为二次铁矿资源利用的的研究，龚竹青等对硫铁矿烧渣制取海绵铁进行可能性.关于固体废物作为二次铁矿资源利用的研了工艺研究，董海刚等9从含铁的镍治金渣中采用究，国内外均有相关报道.P阳k等川对铁质量分数絮凝磁选方法获得了铁精矿，徐柏辉等0采用浮高达67.%的热轧污泥进行了直接还原一磁选提选重选联合选矿技术从含铁的高炉瓦斯灰中获得铁实验，L识黄柱成和L等对高铁赤泥进行了了铁精矿，王珩山利用浮选磁选联合方法从含铜、直接还原生产海绵铁的研究，孙永峰、L等5-9利用含铁的铜转炉渣中获得了铜精矿和铁精矿，Kumar 磁化焙烧磁选方法分别从含铁拜耳法赤泥和含等口综述了高炉渣、赤泥、粉煤灰，铁矿尾矿等主要收稿日期：2009-11-26 作者简介：杨慧芬(1964)，女，博士，Em1ah@us6ycm

第 32卷第 10期 2010年 10月北京科技大学学报 JournalofUniversityofScienceandTechnologyBeijing Vol.32 No.10 Oct.2010 焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响杨慧芬王静静景丽丽党春阁北京科技大学土木与环境工程学院金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室, 北京 100083 摘要利用 X射线衍射 ( XRD) 、扫描电镜 ( SEM) 等手段考察了焙烧温度对提钒尾渣煤基直接还原效果的影响, 并利用磨矿--磁选方法对焙烧产物进行了金属铁的分离实验.结果表明:最有利于金属铁析出、兼并、长大以及金属铁和渣相单体解离的焙烧温度是 1 200 ℃, 在此温度下, 提钒尾渣中的 Fe2O3基本还原成了金属铁, Fe2TiO5基本转变成了金属铁和 TiO2.铁质量分数 36.54%、TiO2质量分数 9.28% 的提钒尾渣, 经 1 200 ℃焙烧所得产物经过二段磨矿--二段磁选可获得铁质量分数 90.90%、TiO2质量分数 0.56% 的金属铁粉. 关键词尾渣;固体废物;焙烧温度;直接还原;铁分类号 TD981;TF09 Effectofroastingtemperatureonthecoal-baseddirectreductionofhigh-ironvanadiumtailings YANGHui-fen, WANGJing-jing, JINGLi-li, DANGChun-ge StateKeyLaboratoryoftheMinistryofEducationofChinaforHigh-EfficientMiningandSafetyofMetalMines, SchoolofCivilandEnvironmentalEngineering, UniversityofScienceandTechnologyBeijing, Beijing100083, China ABSTRACT Theeffectofroastingtemperatureonthecoal-baseddirectreductionofvanadiumtailingswasinvestigatedbyX-raydiffraction( XRD) analysisandscanningelectronmicroscopy( SEM) .Ametallicironseparationtestoftheroastingproductswasdoneby usingagrinding-magneticseparationmethod.Itisshownthattheroastingtemperatureof1200℃ isneededforthegeneration, merger andgrowingupofmetallicironandformonomerdissociationbetweenmetallicironparticlesandslagphaseintheroastingproducts. Fe2O3 invanadiumtailingsiscompletelyreducedintometaliron, andFe2TiO5 isbasicallytransformedintometallicironandTiO2 at 1 200℃.Themetalironpowderwithatotalironmassfractionof90.90% andaTiO2 massfractionof0.56% isobtainedfromroasting productsofvanadiumtailingswithatotalironmassfractionof36.54% andaTiO2 massfractionof9.28% at1 200℃ usingthegrinding-magneticseparationmethod. KEYWORDS tailings;solidwastes;roastingtemperature;directreduction;iron 收稿日期:2009-11-26 作者简介:杨慧芬 ( 1964— ), 女, 博士, E-mail:yanghf@ustb.edu.cn 提钒尾渣是一种来自钢铁企业的固体废物, 是钒钛磁铁矿高炉冶炼、转炉吹炼所得钒渣经提钒后剩余的尾渣, 含铁较高, 有作为二次铁矿资源利用的可能性.关于固体废物作为二次铁矿资源利用的研究, 国内外均有相关报道.Park等 [ 1] 对铁质量分数高达 67.7%的热轧污泥进行了直接还原 -磁选提铁实验, Liu、黄柱成和 Li等 [ 2--4] 对高铁赤泥进行了直接还原生产海绵铁的研究, 孙永峰、Li等 [ 5--6] 利用磁化焙烧--磁选方法分别从含铁拜耳法赤泥和含 Fe2 O3铁尾矿中获得了铁精矿, 陈志友等 [ 7] 利用强磁选和重选联合方法进行了尾矿和冶炼尾渣中回收铁的研究, 龚竹青等 [ 8]对硫铁矿烧渣制取海绵铁进行了工艺研究, 董海刚等 [ 9] 从含铁的镍冶金渣中采用絮凝--磁选方法获得了铁精矿, 徐柏辉等 [ 10] 采用浮选 --重选联合选矿技术从含铁的高炉瓦斯灰中获得了铁精矿, 王珩 [ 11]利用浮选--磁选联合方法从含铜、含铁的铜转炉渣中获得了铜精矿和铁精矿, Kumar 等 [ 12] 综述了高炉渣、赤泥、粉煤灰、铁矿尾矿等主要 DOI :10.13374/j .issn1001 -053x.2010.10.004

第10期杨慧芬等：焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响。1259 固体废物中铁及其他成分的利用方法，Mwe!1等 1实验原料和方法考察了铜渣直接还原过程中Cy Pb Z和F等有价金属的还原效果及其Cy Pb Zi呜F的分离情 1.1实验原料况.提钒尾渣含铁虽高，但由于NQKO含量高，实验所用主要原料为提钒尾渣，表1所示为其碱度大，矿物组成复杂，利用难度大而至今未见任何主要化学成分.从表中可见，渣中的Fe Ti Na和K 铁的利用报道.为了充分利用提钒尾渣中的铁，本含量均较高，F质量分数高达36.54%，具有较高的文借鉴已有固体废物提取铁组分的成功案例，采用回收利用价值.组成铁相的矿物经XRD鉴定，主要煤基直接还原的方法考察了焙烧温度对提钒尾渣直有F9、FTQ,其中F9质量分数高达40%，接还原生产海绵铁的可能性及其效果，为提钒尾渣 FSTQ质量分数为189%.其他铁矿物质量分数为的合理利用提供一条途径. 13%,包括(Mg既9(TF9 Oo.NaF9S0)2两种. 表1提钒尾渣的主要化学成分（质量分数） Table Ma n chem kcal cumposition of vanadim tailings % TFe P MnO s02 ALO Cao M8 N号O KO T02 vg CrO 3654 00490.023 454 1365 1.25 034 1.54 351.19 9.28 096 380 实验所用辅助原料包括煤炭和CO(分析纯). 文只考虑焙烧温度的影响，其他因素（如原料配比、煤炭作为还原剂使用，经中国煤炭科学研究院鉴定焙烧时间)的影响己在初步实验中优化和确定. 所用煤炭为褐煤.表2所示为褐煤的空干基成分. 2.1焙烧产物的XRD分析煤中水含量较高，其质量分数为13.189%：灰分和全图1所示为提钒尾渣还原焙烧产物的RD图. 硫含量均较低，其质量分数分别为621%和从图中可见，随着焙烧温度的升高，原渣中的主要铁 0199%. 矿物FQ、FTQ的衍射峰逐渐减弱并消失，产物表2所用褐煤的空干基成分（质量分数）中金属铁、T口的衍射峰逐渐出现并增强.当焙烧 Table2 Lgnite used n he airdo ngredients % 温度为1100℃时.FQ衍射峰已基本消失，F9T0 水分灰分挥发分固定碳全硫的衍射峰峰值己很低，金属铁、T口等新物相的衍 13.18 621 43.52 37.09 019 射峰则明显出现.说明当焙烧温度达到1100℃ 加入CO可以提高还原过程中熔渣的碱度，进时，原渣中的FQ基本还原成了金属铁，FTO 而改善其流动性，使铁氧化物能够被充分还原， 12实验方法平行称取3份提钒尾渣、褐煤和CQ质量配比 1300℃ 为1004010混匀，装入石墨坩埚，置于马弗炉中加热，当温度达到设定温度后保温60m?取出，冷 2009℃ 却，同时得到3份还原焙烧产物.其中，一份磨细至 1100℃ 50μm以下，取样进行XRD测试，分析尾渣还原焙烧后铁的物相组成与变化，判断从焙烧产物中分离铁组分的可能性：一份用于制备电镜薄片，观察和分 1000℃ 析铁的物相、粒度及其与其他矿物的镶嵌关系，为后 900℃ 续磨矿磁选提供理论依据：一份用于磨矿一磁选，获得金属铁粉，化验其全铁含量，并利用下式计算铁原渣的回收率铁的回收率= 20 30 40 50 60 7080 26) 金属铁粉中铁的质量分数×金属铁粉产率 -MF9金属铁)片2-FSO3T054NaF9S0)s5 原渣中铁的质量分数 FeTO 6-Fe SDa 7C(FeTj2I SiTOl3 2 结果与讨论图1提钒尾渣还原培烧产物的XRD图 F 1 XRD Pattems of reduction pastng Products fom vanadim 影响提钒尾渣直接还原效果的因素有很多，本 ailings

第 10期杨慧芬等:焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响固体废物中铁及其他成分的利用方法, Maweja [ 13] 等考察了铜渣直接还原过程中 Cu、Pb、Zn和 Fe等有价金属的还原效果及其 Cu、Pb、Zn与 Fe的分离情况.提钒尾渣含铁虽高, 但由于 Na2 O、K2 O含量高, 碱度大, 矿物组成复杂, 利用难度大而至今未见任何铁的利用报道 .为了充分利用提钒尾渣中的铁, 本文借鉴已有固体废物提取铁组分的成功案例, 采用煤基直接还原的方法考察了焙烧温度对提钒尾渣直接还原生产海绵铁的可能性及其效果, 为提钒尾渣的合理利用提供一条途径. 1 实验原料和方法 1.1 实验原料实验所用主要原料为提钒尾渣, 表 1所示为其主要化学成分.从表中可见, 渣中的 Fe、Ti、Na和 K 含量均较高, Fe质量分数高达 36.54%, 具有较高的回收利用价值.组成铁相的矿物经 XRD鉴定, 主要有 Fe2 O3 、Fe2 TiO5, 其中 Fe2 O3质量分数高达 40%, Fe2 TiO5质量分数为 18%.其他铁矿物质量分数为 13%, 包括 ( MgFe) ( Ti3 Fe) O10 、NaFe( SiO3 ) 2两种 . 表 1 提钒尾渣的主要化学成分 (质量分数 ) Table1 Mainchemicalcompositionofvanadiumtailings % TFe P S MnO SiO2 Al2O3 CaO MgO Na2O K2O TiO2 V2 O5 Cr2O5 36.54 0.049 0.023 4.54 13.65 1.25 0.34 1.54 3.5 1.19 9.28 0.96 3.80 实验所用辅助原料包括煤炭和 CaO(分析纯 ) . 煤炭作为还原剂使用, 经中国煤炭科学研究院鉴定所用煤炭为褐煤 .表 2所示为褐煤的空干基成分. 煤中水含量较高, 其质量分数为 13.18%;灰分和全硫含量均较低, 其质量分数分别为 6.21%和 0.19%. 表 2 所用褐煤的空干基成分 (质量分数 ) Table2 Ligniteusedintheairdryingredients % 水分灰分挥发分固定碳全硫 13.18 6.21 43.52 37.09 0.19 加入 CaO可以提高还原过程中熔渣的碱度, 进而改善其流动性, 使铁氧化物能够被充分还原. 1.2 实验方法平行称取 3份提钒尾渣、褐煤和 CaO, 质量配比为 100∶40∶10, 混匀, 装入石墨坩埚, 置于马弗炉中加热, 当温度达到设定温度后保温 60 min, 取出, 冷却, 同时得到 3份还原焙烧产物.其中, 一份磨细至 50 μm以下, 取样进行 XRD测试, 分析尾渣还原焙烧后铁的物相组成与变化, 判断从焙烧产物中分离铁组分的可能性;一份用于制备电镜薄片, 观察和分析铁的物相、粒度及其与其他矿物的镶嵌关系, 为后续磨矿--磁选提供理论依据 ;一份用于磨矿--磁选, 获得金属铁粉, 化验其全铁含量, 并利用下式计算铁的回收率, 铁的回收率 = 金属铁粉中铁的质量分数 ×金属铁粉产率原渣中铁的质量分数 . 2 结果与讨论影响提钒尾渣直接还原效果的因素有很多, 本文只考虑焙烧温度的影响, 其他因素 (如原料配比、焙烧时间 )的影响已在初步实验中优化和确定 . 1— MFe(金属铁 ) ;2— Fe2 O3;3— TiO2;4— NaFe( SiO3 ) 2;5— Fe2TiO5;6— Fe2SiO4;7— Ca3 ( FeTi) 2 [ SiTiO4 ] 3 图 1 提钒尾渣还原焙烧产物的 XRD图 Fig.1 XRDpatternsofreductionroastingproductsfromvanadium tailings 2.1 焙烧产物的 XRD分析图 1所示为提钒尾渣还原焙烧产物的 XRD图 . 从图中可见, 随着焙烧温度的升高, 原渣中的主要铁矿物 Fe2O3 、Fe2 TiO5的衍射峰逐渐减弱并消失, 产物中金属铁、TiO2的衍射峰逐渐出现并增强 .当焙烧温度为 1100℃时, Fe2O3衍射峰已基本消失, Fe2 TiO5 的衍射峰峰值已很低, 金属铁、TiO2等新物相的衍射峰则明显出现 .说明当焙烧温度达到 1 100 ℃ 时, 原渣中的 Fe2 O3基本还原成了金属铁, Fe2 TiO5 · 1259·

。1262 北京科技大学学报第32卷温度为1000℃时，已形成了许多细小的金属铁颗 1100℃时接近，但金属铁颗粒和渣相的界限非常清粒，有的已兼并长大，但最大颗粒不超过5μ四金属晰，渣中所含的铁元素基本转变成了金属铁颗粒，钛铁颗粒间夹带着细小的渣相.当还原温度为在渣中得到局部富集.还原温度为1300℃时的情 1100Q时，金属铁颗粒明显形成并兼并成片，粒度况与1200℃时类似，但钛的局部富集现象并不明明显增大，多数粒度10um以上，也有少量粒度小于显.因此，最有利于金属铁和渣相单体解离的温度 5u四渣相粒度明显变大，金属铁和渣相的界限较应为1200℃. 明显.当还原温度为1200Q时，金属铁颗粒粒度与 234567 123456 2345 能量keV 能量keV 能量keV (b) 图6培烧温度1300℃时所得产品的SM像（两及相应点的能谱图( F6 SEM mage of roasting poduct (a)at1300C and the corespond ing enegy spectra (b 23焙烧产物磨矿-磁选提取金属铁表3焙烧产物磨矿-磁选所得指标根据RD图谱可知，焙烧温度为1100~ Tab le3 hdices dbta ined afer grndingmagnetic separation fom roast ng products 1200Q时，铁的还原效果最佳.根据S田M像可知，焙烧温度在1200℃时获得的焙烧产物中金属铁粒质量分数% 回收率% 名称产率% 度和渣相粒度较大，有利于金属铁和渣相的单体解 TFe T02 TFe TO 离.金属铁具有韧性，渣相具有脆性，易于通过磨矿金属铁粉 35.33 9090 056 87.89 213 实现金属铁和渣相的单体解离.根据图5磨细度应渣相 6467 684 1404 1211 97.87 控制在一20μm才能实现金属铁的单体解离，而实原渣 1m00 36549.281000010000 际过程是否需要金属铁的完全单体解离需要根据实验指标和成本要求决定.表3为1200℃焙烧产物从表中可见，铁质量分数36.54%、T0质量分二段磨矿-二段磁选所得实验结果.一段磨细度控数9.28%的提钒尾渣，经二段磨矿-二段磁选可获制在一74m90%以上，以使部分渣相单体解离后通得铁质量分数90.90%、T0质量分数056%及回过磁选抛去金属铁含量低的粗大渣相.一次磁选产收率为87.89%的金属铁粉.原渣中有质量分数品进行二段磨矿，其磨细度控制在30μm70%以上， 97.87%的T9富集于磁选后的渣相中，获得的渣以使金属铁尽可能地单体解离，通过磁选获得金属相中T①的质量分数高达14.04%.可作为进一步铁粉.二次磁选场强均为111k4m. 回收T①的原料使用

北京科技大学学报第 32卷温度为 1 000 ℃时, 已形成了许多细小的金属铁颗粒, 有的已兼并长大, 但最大颗粒不超过 5 μm, 金属铁颗粒间夹带着细小的渣相.当还原温度为 1 100 ℃时, 金属铁颗粒明显形成并兼并成片, 粒度明显增大, 多数粒度 10 μm以上, 也有少量粒度小于 5 μm.渣相粒度明显变大, 金属铁和渣相的界限较明显 .当还原温度为 1 200 ℃时, 金属铁颗粒粒度与 1 100℃时接近, 但金属铁颗粒和渣相的界限非常清晰, 渣中所含的铁元素基本转变成了金属铁颗粒, 钛在渣中得到局部富集.还原温度为 1 300 ℃时的情况与 1 200 ℃时类似, 但钛的局部富集现象并不明显 .因此, 最有利于金属铁和渣相单体解离的温度应为 1 200 ℃. 图 6 焙烧温度 1 300℃时所得产品的 SEM像 (a)及相应点的能谱图 ( b) Fig.6 SEMimageofroastingproducts(a) at1 300℃ andthecorrespondingenergyspectra( b) 2.3 焙烧产物磨矿 -磁选提取金属铁根据 XRD图谱可知, 焙烧温度为 1100 ～ 1 200 ℃时, 铁的还原效果最佳 .根据 SEM像可知, 焙烧温度在 1 200 ℃时获得的焙烧产物中金属铁粒度和渣相粒度较大, 有利于金属铁和渣相的单体解离.金属铁具有韧性, 渣相具有脆性, 易于通过磨矿实现金属铁和渣相的单体解离.根据图 5, 磨细度应控制在 -20 μm才能实现金属铁的单体解离, 而实际过程是否需要金属铁的完全单体解离需要根据实验指标和成本要求决定 .表 3为 1 200 ℃焙烧产物二段磨矿 --二段磁选所得实验结果 .一段磨细度控制在 -74 m90%以上, 以使部分渣相单体解离后通过磁选抛去金属铁含量低的粗大渣相.一次磁选产品进行二段磨矿, 其磨细度控制在 30 μm70%以上, 以使金属铁尽可能地单体解离, 通过磁选获得金属铁粉 .二次磁选场强均为 111 kA·m -1. 表 3 焙烧产物磨矿-磁选所得指标 Table3 Indicesobtainedaftergrinding-magneticseparationfromroastingproducts 名称产率 /% 质量分数 /% 回收率 /% TFe TiO2 TFe TiO2 金属铁粉 35.33 90.90 0.56 87.89 2.13 渣相 64.67 6.84 14.04 12.11 97.87 原渣 100.00 36.54 9.28 100.00 100.00 从表中可见, 铁质量分数 36.54%、TiO2质量分数 9.28%的提钒尾渣, 经二段磨矿--二段磁选可获得铁质量分数 90.90%、TiO2质量分数 0.56%及回收率为 87.89%的金属铁粉 .原渣中有质量分数 97.87%的 TiO2富集于磁选后的渣相中, 获得的渣相中 TiO2的质量分数高达 14.04%, 可作为进一步回收 TiO2的原料使用 . · 1262·

第10期杨慧芬等：焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响。1263" 4 LiL Y A study of iron minerl transomation p reduced redmud 3结论 tailing Wase Mana熙2001,21(6：525 (1)焙烧温度是影响提钒尾渣中FS9、 [5 Sun Y F DongF Z Liu JT et a]Technokgy pr eoovering ion fom red mud by Baver prooess MetMne 2009(9):176 F?TQ等含铁矿物物相转变的关键.XRD分析表 (孙永峰，董风芝，刘炯天，等.拜耳法赤泥选铁工艺研究。金明：在焙烧温度为1100~1200℃时，提钒尾渣中的属矿山，2009(9)片176 FSQ完全还原成了金属铁，FSTQ基本转变成了 I6 LiC Sun HH Bai J et al The ecovery of iron fiom iron ore 金属铁和TQ.焙烧温度低于1100℃时，还原反 tailings magnetic sepa ra tion a fe rmagnetizing roasting J Hazard 应不完全，而焙烧温度高于1200℃时.还原产生 0 usMa ter2010174(1):71 L刀 Chen ZY Chen QH The recovery of irn from ore ta ilings and 的部分金属铁和T口会重新结合生产新的物相 smelting slg using strongmagnetic separatin and gravity sepam C(Fe Tia[(Si T)Q]3. t知MetMne20099k182 (2)焙烧温度对还原析出的金属铁的粒度具有 (陈志友，陈秋虎.强磁选和重选联合回收尾矿和治炼尾渣中重要影响.SM分析表明：焙烧温度的升高有利于铁的研究金属矿山，2009(9)：182) 金属铁颗粒的析出、兼并与长大，也有利于渣相粒度 I图 Gong ZQ Gong Zhou B et al A study on techn ques of Po duc ing spange ion fron pyrise cinder Min Mell Erg 2006. 的长大，从而增大金属铁与渣相单体解离的可能性. (1):45 在焙烧温度为1200℃时，金属铁和渣相粒度达到最 (龚竹青，龚胜，周波，等.硫铁矿烧渣制取海绵铁的工艺研大，且金属铁和渣相界限清晰，最有利于金属铁和渣究.矿治工程，200626(1)：45) 相的单体解离 19 DongH G GuOY E JiangT et a]Stdy on recoverngmagne. (3)提钒尾渣经1200℃焙烧所得产物经过二 tite fron nickel me talurgical residue with iron Min Metall Eng 200828(1):37 段磨矿、二段磁选可获得铁质量分数90.90%、T0 (董海刚，郭字峰，姜涛，等。从含铁镍治金渣中回收磁铁矿的质量分数0.56%及回收率为87.89%的金属铁粉. 研究.矿治工程，200828(1)：37) T①主要富集于磁选后的渣相中，因此磁选尾渣可 10]Xu BH W agE J Yang JW.Research an eoveryof iran and 作为进一步回收T的原料使用. carbon fron blast fumace gas as Conserv Util Mner Resour 2007(3片51 参考文献 (徐柏辉，王二军，杨剧文.高炉瓦斯灰提铁提碳研究。矿产 I]Paik JP Al JC Song H et a]Reductin characteristics of 保护与利用，2007(3)：51) oily hot rolling mill sudge by diect reduced ion me thod Reour 11]WangH Recvery of copper and ion n the convener shg from Coserv Reccl 2002 34(2):129 copper meler J Guargdong Non_ferousMe 2003.11(2):83 [2 Liu W C Yang JK Xo B Application of Bayer red mud pr (王珩.从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究.广东有色金属学 iron ecovery and builng ma terial poduction fron a kmosilica te 报200311(2)：83) residues JHazadausMaer 2009.161(1):474 12]Kumar Kumar R Bandopadyyay A hnovativeme tholologies [3]HuangZ C CaiL B Zharg Y B etal Sudy an the spange iron for the utilisa tion of wastes fiom me tallurgical and allied indus Preparation by direct reduction of hgh iron red mud by Bayer tries ResourConserv Reocl 2006 48(4):301 Process MetMne 2009(3):173 B3]MawveiK MukorgoT Murmbo Ckaning of a coppermae (黄柱成，蔡凌波，张元波，等.拜耳法高铁赤泥直接还原制备 selting skg fron water jacket fumace by diect reducton of 海绵铁的研究.金属矿山，2009(3)：173) heavyme mls JHazadous Ma r 2009 164(2):856

第 10期杨慧芬等:焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响 3 结论 ( 1 ) 焙烧温度是影响提钒尾渣中 Fe2 O3 、 Fe2TiO5等含铁矿物物相转变的关键.XRD分析表明:在焙烧温度为 1 100 ～ 1 200 ℃时, 提钒尾渣中的 Fe2O3完全还原成了金属铁, Fe2 TiO5基本转变成了金属铁和 TiO2.焙烧温度低于 1 100 ℃时, 还原反应不完全, 而焙烧温度高于 1 200 ℃时, 还原产生的部分金属铁和 TiO2会重新结合生产新的物相 Ca3 ( Fe, Ti) 2 [ ( Si, Ti) O4 ] 3 . ( 2)焙烧温度对还原析出的金属铁的粒度具有重要影响 .SEM分析表明:焙烧温度的升高有利于金属铁颗粒的析出、兼并与长大, 也有利于渣相粒度的长大, 从而增大金属铁与渣相单体解离的可能性. 在焙烧温度为 1 200 ℃时, 金属铁和渣相粒度达到最大, 且金属铁和渣相界限清晰, 最有利于金属铁和渣相的单体解离 . ( 3)提钒尾渣经 1 200 ℃焙烧所得产物经过二段磨矿、二段磁选可获得铁质量分数 90.90%、TiO2 质量分数 0.56%及回收率为 87.89%的金属铁粉. TiO2主要富集于磁选后的渣相中, 因此磁选尾渣可作为进一步回收 TiO2的原料使用 . 参考文献 [ 1] ParkJP, AhnJC, SongH, etal.Reductioncharacteristicsof oilyhotrollingmillsludgebydirectreducedironmethod.Resour ConservRecycl, 2002, 34 ( 2) :129 [ 2] LiuW C, YangJK, XiaoB.ApplicationofBayerredmudfor ironrecoveryandbuildingmaterialproductionfromalumosilicate residues.JHazardousMater, 2009, 161( 1) :474 [ 3] HuangZC, CaiLB, ZhangYB, etal.Studyonthespongeiron preparationbydirectreductionofhighironredmudbyBayer process.MetMine, 2009( 3) :173 (黄柱成, 蔡凌波, 张元波, 等.拜耳法高铁赤泥直接还原制备海绵铁的研究.金属矿山, 2009( 3 ) :173) [ 4] LiLY.Astudyofironmineraltransformationtoreducedredmud tailing.WasteManage, 2001, 21( 6) :525 [ 5] SunYF, DongFZ, LiuJT, etal.Technologyforrecoveringiron fromredmudbyBayerprocess.MetMine, 2009( 9) :176 (孙永峰, 董风芝, 刘炯天, 等.拜耳法赤泥选铁工艺研究.金属矿山, 2009( 9 ):176) [ 6] LiC, SunHH, BaiJ, etal.Therecoveryofironfromironore tailingsmagneticseparationaftermagnetizingroasting.JHazardousMater, 2010, 174( 1 ) :71 [ 7] ChenZY, ChenQH.Therecoveryofironfromoretailingsand smeltingslagusingstrongmagneticseparationandgravityseparation.MetMine, 2009( 9 ):182 ( 陈志友, 陈秋虎.强磁选和重选联合回收尾矿和冶炼尾渣中铁的研究.金属矿山, 2009 ( 9) :182 ) [ 8] GongZQ, GongS, ZhouB, etal.Astudyontechniquesofproducingspongeironfrompyritecinder.MinMetallEng, 2006, 26 ( 1) :45 (龚竹青, 龚胜, 周波, 等.硫铁矿烧渣制取海绵铁的工艺研究.矿冶工程, 2006, 26( 1 ) :45) [ 9] DongHG, GuoYF, JiangT, etal.Studyonrecoveringmagnetitefromnickelmetallurgicalresiduewithiron.MinMetallEng, 2008, 28 ( 1) :37 (董海刚, 郭宇峰, 姜涛, 等.从含铁镍冶金渣中回收磁铁矿的研究.矿冶工程, 2008, 28( 1 ) :37 ) [ 10] XuBH, WangEJ, YangJW.Researchonrecoveryofironand carbonfromblastfurnacegasash.ConservUtilMinerResour, 2007( 3 ):51 (徐柏辉, 王二军, 杨剧文.高炉瓦斯灰提铁提碳研究.矿产保护与利用, 2007 ( 3) :51) [ 11] WangH.Recoveryofcopperandironintheconverterslagfrom coppersmelter.JGuangdongNon-ferrousMet, 2003, 11( 2) :83 (王珩.从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究.广东有色金属学报, 2003, 11 ( 2) :83) [ 12] KumarS, KumarR, BandopadyyayA.Innovativemethodologies fortheutilisationofwastesfrommetallurgicalandalliedindustries.ResourConservRecycl, 2006, 48( 4) :301 [ 13] MawejaK, MukongoT, MutomboI.Cleaningofacoppermate smeltingslagfrom water-jacketfurnacebydirectreductionof heavymetals.JHazardousMater, 2009, 164( 2 ) :856 · 1263·