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焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响

资源类别:文库,文档格式:PDF,文档页数:6,文件大小:935.29KB,团购合买
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1200℃,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90.90%、TiO2质量分数0.56%的金属铁粉.
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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-ironva￾nadiumtailings YANGHui-fen, WANGJing-jing, JINGLi-li, DANGChun-ge StateKeyLaboratoryoftheMinistryofEducationofChinaforHigh-EfficientMiningandSafetyofMetalMines, SchoolofCivilandEnvironmentalEngi￾neering, UniversityofScienceandTechnologyBeijing, Beijing100083, China ABSTRACT Theeffectofroastingtemperatureonthecoal-baseddirectreductionofvanadiumtailingswasinvestigatedbyX-raydif￾fraction( 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℃ usingthegrind￾ing-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·

。1260 北京科技大学学报 第32卷 基本转变成了金属铁和T0.1200℃衍射峰和 2.2焙烧产物SM分析 1100℃衍射峰差别不大.当焙烧温度升高到 图2~图6所示为不同温度焙烧时的SM及其 1300C时,新相C9(FeT)2[(SiT)Q]3出现, 各点的能谱图,1点亮白色颗粒表示金属铁相,2点 结合了一部分原本析出的铁和钛,使金属铁、T① 颜色较深颗粒表示硅酸盐相,3点颜色较浅颗粒表 的衍射峰有所减弱.因此,最佳还原温度为 示含T高的物相.可见,焙烧温度对金属铁晶粒 1100-1200℃. 的形成、兼并和长大有着重要的影响,对T的富 1234567 12 1234567 能量ke\ 能量ke 能量ke (b) 图2培烧温度900℃时所得产品的SM像(号及相应点的能谱图( F琴2 SEM mag您of oastng products(3at900℃d the comespond ing enegy spect( Mn Fe 1234567 1234567 能量ke 能量ke 能量e 图3培烧温度1000℃时所得产品的SM像(两及相应点的能谱图(b Fg3 SEM mage of roasting poducts (a at1000C and the coresponding enegy spectra(b

北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 基本转变成了金属铁和 TiO2 .1 200 ℃衍射峰和 1 100 ℃衍射 峰差 别不大 .当焙 烧温 度 升高 到 1 300 ℃时, 新相 Ca3 ( Fe, Ti) 2 [ ( Si, Ti) O4 ] 3出现, 结合了一部分原本析出的铁和钛, 使金属铁、TiO2 的衍 射 峰 有 所 减 弱.因 此, 最 佳 还 原 温 度 为 1 100 ~ 1 200 ℃. 2.2 焙烧产物 SEM分析 图 2 ~图 6所示为不同温度焙烧时的 SEM及其 各点的能谱图, 1点亮白色颗粒表示金属铁相, 2点 颜色较深颗粒表示硅酸盐相, 3点颜色较浅颗粒表 示含 TiO2高的物相 .可见, 焙烧温度对金属铁晶粒 的形成 、兼并和长大有着重要的影响, 对 TiO2的富 图 2 焙烧温度 900℃时所得产品的 SEM像 ( a)及相应点的能谱图 ( b) Fig.2 SEMimageofroastingproducts( a) at900℃ andthecorrespondingenergyspectra( b) 图 3 焙烧温度 1 000℃时所得产品的 SEM像 (a)及相应点的能谱图 ( b) Fig.3 SEMimageofroastingproducts(a) at1 000℃ andthecorrespondingenergyspectra( b) · 1260·

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 。1261· 1234567 123456 1234 能量keV 能量eV 能量keV (b) 图4培烧温度1100℃时所得产品的SM像(两及相应点的能谱图( Fg 4 SEM mage of roasting ppoduicts (a)at1 100C and he corespond ng enegy spectra(b 10 g Photo No.17 Fe 123456 23 4 234567 能量eV 能量keV 能量keV b 图5培烧温度120℃时所得产品的S8M像(两及相应点的能谱图( Fg5SMm嗯e of ronsting prducts(两at1200℃and the corespond ing ener图'pectra(b 集也有重要影响.随着焙烧温度的升高,可明显观以及渣相颗粒的长大过程.当还原温度为900℃ 察到金属铁颗粒形成、兼并和长大的过程,也可清楚 时,金属铁和渣相的界限不明显,析出的金属铁颗粒 地看到金属铁颗粒和渣相(2点、3点)界限的形成 很小且不纯,渣相中仍含有大量的铁元素.当还原

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 图 4 焙烧温度 1 100℃时所得产品的 SEM像 (a)及相应点的能谱图 ( b) Fig.4 SEMimageofroastingproducts(a) at1 100℃ andthecorrespondingenergyspectra( b) 图 5 焙烧温度 1 200℃时所得产品的 SEM像( a)及相应点的能谱图 ( b) Fig.5 SEMimageofroastingproducts( a) at1 200℃ andthecorrespondingenergyspectra( b) 集也有重要影响 .随着焙烧温度的升高, 可明显观 察到金属铁颗粒形成、兼并和长大的过程, 也可清楚 地看到金属铁颗粒和渣相 ( 2点 、3点 ) 界限的形成 以及渣相颗粒的长大过程.当还原温度为 900 ℃ 时, 金属铁和渣相的界限不明显, 析出的金属铁颗粒 很小且不纯, 渣相中仍含有大量的铁元素.当还原 · 1261·

。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-magneticseparationfromroast￾ingproducts 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.JHazard￾ousMater, 2010, 174( 1 ) :71 [ 7] ChenZY, ChenQH.Therecoveryofironfromoretailingsand smeltingslagusingstrongmagneticseparationandgravitysepara￾tion.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.Astudyontechniquesofpro￾ducingspongeironfrompyritecinder.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.Studyonrecoveringmagne￾titefromnickelmetallurgicalresiduewithiron.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 fortheutilisationofwastesfrommetallurgicalandalliedindus￾tries.ResourConservRecycl, 2006, 48( 4) :301 [ 13] MawejaK, MukongoT, MutomboI.Cleaningofacoppermate smeltingslagfrom water-jacketfurnacebydirectreductionof heavymetals.JHazardousMater, 2009, 164( 2 ) :856 · 1263·

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