微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺

D0L:10.13374/.issn1001-053x.2013.11.006 第35卷第11期 北京科技大学学报 Vol.35 No.11 2013年11月 Journal of University of Science and Technology Beijing Nov.2013 微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 胡文韬，王化军☒，刘欣伟，王波 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 ☒通信作者，E-mail:wanghuajune@bjjzq.com 摘要研究了直接还原熟料中微细铁颗粒的赋存形式和选择性回收工艺.发现尾渣中铁的赋存形态主要为微细粒的单 质铁：直接还原熟料中小于5m的细连生体和铁颗粒很难通过磁选回收，但大于10m的粗铁颗粒可以回收.为了兼 顾粉末铁的品位与回收率，需要对不同赋存状态的铁颗粒进行选择性回收.提高粗连生体的单体解离度，有针对性地回 收其中的铁颗粒，是提高粉末铁回收指标的关键.提高磁选场强可提高粉末铁回收率，但降低粉末铁品质。利用正交试 验对工艺参数进行了优化，在优化条件下粉末铁中T℉质量分数和铁回收率分别为92.91%和92.03%. 关键词赤铁矿：解离：回收：磁选分离：直接还原 分类号TD924 Monomer dissociation characteristics and selective recovery technol- ogy of micro-fine iron particles HU Wen-tao,WANG Hua-jun,LIU Xin-wei,WANG Bo State Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines(Ministry of Education),University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China Corresponding author,E-mail:wanghuajun@bjjzq.com ABSTRACT This article studies the existing form of iron particles in direct reduction clinker and their selective recovery technology.It is found that the existing form of iron in tailings is micro-fine iron particles.In direct reduction clinker,the particles greater than 10 um can be recovered by magnetic separation,however those less than 5 um cannot. Considering both the grade and recovery of iron powders,it is necessary to conduct a selective recovery of different types of iron powders.Increasing the monomeric liberation of coarse intergrowths and recovering iron particles specifically from the intergrowths are the key to improve the recovery index of iron powders.Though the recovery of iron can be improved by increasing the magnetic field intensity,the quality of iron powders reduces.Technological parameters have been optimized for the separation by orthogonal test.Under the optimization condition the TFe content of iron powders and the recovery rate of iron is 92.91%and 92.03%,respectively. KEY WORDS hematite;dissociation;recovery;magnetic separation;direct reduction process 我国铁矿石资源总体丰富-，但贫矿多、富究热点之一4-！.使用直接还原技术可将矿石中的 矿少，人均资源量不足.在已查明的铁矿床中，贫氧化铁矿物还原为颗粒状的单质铁（或粉末铁），经 矿和难选冶铁矿占据了相当大的比重.开展难选冶磨矿一磁选一干燥后可直接作为炼钢或者铸造 铁矿石综合利用技术研究对保障我国资源供给和经 工业的原料.目前的直接还原研究工作主要集中于 济可持续发展有重要意义剧.基于直接还原工艺的 工艺条件优化和原料、添加剂的选择上，有关直接 含铁矿物综合利用技术是近年来刊矿物加工领域的研 还原产物中微细粒单质铁颗粒赋存状态，以及针对 收稿日期：2013-07-17 基金项目：国家自然科学基金资助项目(61304012)：中国博士后科学基金资助项目(2013M530529)

第 35 卷 第 11 期 北 京 科 技 大 学 学 报 Vol. 35 No. 11 2013 年 11 月 Journal of University of Science and Technology Beijing Nov. 2013 微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 胡文韬，王化军 ，刘欣伟，王 波 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 通信作者，E-mail: wanghuajun@bjjzq.com 摘 要 研究了直接还原熟料中微细铁颗粒的赋存形式和选择性回收工艺. 发现尾渣中铁的赋存形态主要为微细粒的单 质铁；直接还原熟料中小于 5 µm 的细连生体和铁颗粒很难通过磁选回收，但大于 10 µm 的粗铁颗粒可以回收. 为了兼 顾粉末铁的品位与回收率，需要对不同赋存状态的铁颗粒进行选择性回收. 提高粗连生体的单体解离度，有针对性地回 收其中的铁颗粒，是提高粉末铁回收指标的关键. 提高磁选场强可提高粉末铁回收率，但降低粉末铁品质. 利用正交试 验对工艺参数进行了优化，在优化条件下粉末铁中 TFe 质量分数和铁回收率分别为 92.91%和 92.03%. 关键词 赤铁矿；解离；回收；磁选分离；直接还原 分类号 TD924 Monomer dissociation characteristics and selective recovery technol￾ogy of micro-fine iron particles HU Wen-tao, WANG Hua-jun , LIU Xin-wei, WANG Bo State Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines (Ministry of Education), University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China Corresponding author, E-mail: wanghuajun@bjjzq.com ABSTRACT This article studies the existing form of iron particles in direct reduction clinker and their selective recovery technology. It is found that the existing form of iron in tailings is micro-fine iron particles. In direct reduction clinker, the particles greater than 10 µm can be recovered by magnetic separation, however those less than 5 µm cannot. Considering both the grade and recovery of iron powders, it is necessary to conduct a selective recovery of different types of iron powders. Increasing the monomeric liberation of coarse intergrowths and recovering iron particles specifically from the intergrowths are the key to improve the recovery index of iron powders. Though the recovery of iron can be improved by increasing the magnetic field intensity, the quality of iron powders reduces. Technological parameters have been optimized for the separation by orthogonal test. Under the optimization condition the TFe content of iron powders and the recovery rate of iron is 92.91% and 92.03%, respectively. KEY WORDS hematite; dissociation; recovery; magnetic separation; direct reduction process 我国铁矿石资源总体丰富 [1−2]，但贫矿多、富 矿少，人均资源量不足. 在已查明的铁矿床中，贫 矿和难选冶铁矿占据了相当大的比重. 开展难选冶 铁矿石综合利用技术研究对保障我国资源供给和经 济可持续发展有重要意义 [3] . 基于直接还原工艺的 含铁矿物综合利用技术是近年来矿物加工领域的研 究热点之一 [4−8] . 使用直接还原技术可将矿石中的 氧化铁矿物还原为颗粒状的单质铁 (或粉末铁)，经 磨矿 — 磁选 — 干燥后可直接作为炼钢或者铸造 工业的原料. 目前的直接还原研究工作主要集中于 工艺条件优化和原料、添加剂的选择上，有关直接 还原产物中微细粒单质铁颗粒赋存状态，以及针对 收稿日期：2013-07-17 基金项目：国家自然科学基金资助项目 (51304012)；中国博士后科学基金资助项目 (2013M530529) DOI:10.13374/j.issn1001-053x.2013.11.006

第11期 胡文韬等：微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 ·1425· 不同赋存形态铁颗粒选择性回收工艺研究尚未见报 1.2.2分析方法 道.本文通过实验研究了东北某难选冶赤铁矿直接 化学成分测试：电感耦合等离子体发射光谱 还原熟料（还原、冷却后的物料）中微细粒单质铁颗 仪(ICP-OES,IRIS Intrepid II XSP及ICP- 粒的产状，以及回收不同赋存状态铁颗粒的可行性 AES,PE Optima3000).X射线衍射测试：日本 和必要性.对国外相似资源9-1的开发利用工作 理学TTRⅢ多功能X射线衍射仪.扫描电镜-能 有一定的借鉴价值. 谱测试：ZEISS EVO18型扫描电子显微镜，及附属 1实验 能谱仪. 1.1原料 5000 ★一石英 实验用赤铁矿产自东北某地区，其化学组成如 △一赤铁矿 一钙钛矿 表1所示，其粉晶X射线衍射图谱(XRD)如图1 4000 ▲一绿泥石 所示，扫描电子显微镜(SEM)照片和能谱(EDS) 0 3000 如图2所示，还原煤工业分析如表2所示 该刊矿石中的主要有用矿物是赤铁矿，主要脉石 2000 △ 矿物为石英.原矿中的赤铁矿嵌布粒度极细，一部 1000 分微细颗粒的粒度小于0.01mm. △ △4 添加剂CC0-01是一种含碱土金属化合 20 40 60 80 物，NCP-03是一种碱金属化合物. 20/() 1.2实验仪器和分析方法 1.2.1主要实验设备 图1原矿X射线衍射图谱 主要实验仪器的型号和规格如表3所示. Fig.1 XRD pattern of the ore 表1原矿化学组成（质量分数） Table 1 Main chemical composition of the ore % TFe Fe203 SiO2 TiO2 Al203 CaO Mgo Na2O S03K20P205H20+烧失量 36.77 52.53 29.61 2.84 3.34 1.72 0.41 0.07 0.08 0.03 0.02 5.6 3.75 表2还原煤工业分析结果（质量分数） Table 2 Proximate analysis results of the coal % 空气干燥基水分 空气干燥基挥发分 空气干燥基灰分 空气干燥基固定碳 8.82 20.03 23.79 47.36 a (b)Si (c) Fe 0 Fe w 2 345 678 2 3456 100m 能量/keV 能量/keV 图2原矿扫描电镜照片(a)以及照片中点1(b)和点2的能谱(c) Fig.2 SEM image of the ore (a)and EDS spectra of Point 1 (b)and Point 2 (c) 1.3实验方法 弗炉中的石墨-黏土坩埚中直接还原.还原产物按 原矿与添加剂、还原剂分别破碎至-2mm混 磨矿质量分数50%，一段磨至-0.074mm占80%， 匀.取20g原矿，外配添加剂、还原剂后置于马 在场强0.148T下经磁选，二段磨矿至0.074mm

第 11 期 胡文韬等：微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 1425 ·· 不同赋存形态铁颗粒选择性回收工艺研究尚未见报 道. 本文通过实验研究了东北某难选冶赤铁矿直接 还原熟料 (还原、冷却后的物料) 中微细粒单质铁颗 粒的产状，以及回收不同赋存状态铁颗粒的可行性 和必要性. 对国外相似资源 [9−15] 的开发利用工作 有一定的借鉴价值. 1 实验 1.1 原料 实验用赤铁矿产自东北某地区，其化学组成如 表 1 所示，其粉晶 X 射线衍射图谱 (XRD) 如图 1 所示，扫描电子显微镜 (SEM) 照片和能谱 (EDS) 如图 2 所示，还原煤工业分析如表 2 所示. 该矿石中的主要有用矿物是赤铁矿，主要脉石 矿物为石英. 原矿中的赤铁矿嵌布粒度极细，一部 分微细颗粒的粒度小于 0.01 mm. 添 加 剂 CCO-01 是 一 种 含 碱 土 金 属 化 合 物，NCP-03 是一种碱金属化合物. 1.2 实验仪器和分析方法 1.2.1 主要实验设备 主要实验仪器的型号和规格如表 3 所示. 1.2.2 分析方法 化学成分测试： 电感耦合等离子体发射光谱 仪 (ICP-OES， IRIS Intrepid II XSP 及 ICP￾AES，PE Optima 3000). X 射线衍射测试：日本 理学 TTR Ⅲ多功能 X 射线衍射仪. 扫描电镜 – 能 谱测试：ZEISS EVO18 型扫描电子显微镜，及附属 能谱仪. 图 1 原矿 X 射线衍射图谱 Fig.1 XRD pattern of the ore 表 1 原矿化学组成 (质量分数) Table 1 Main chemical composition of the ore % TFe Fe2O3 SiO2 TiO2 Al2O3 CaO MgO Na2O SO3 K2O P2O5 H2O+ 烧失量 36.77 52.53 29.61 2.84 3.34 1.72 0.41 0.07 0.08 0.03 0.02 5.6 3.75 表 2 还原煤工业分析结果 (质量分数) Table 2 Proximate analysis results of the coal % 空气干燥基水分 空气干燥基挥发分 空气干燥基灰分 空气干燥基固定碳 8.82 20.03 23.79 47.36 图 2 原矿扫描电镜照片 (a) 以及照片中点 1 (b) 和点 2 的能谱 (c) Fig.2 SEM image of the ore (a) and EDS spectra of Point 1 (b) and Point 2 (c) 1.3 实验方法 原矿与添加剂、还原剂分别破碎至 –2 mm 混 匀. 取 20 g 原矿，外配添加剂、还原剂后置于马 弗炉中的石墨 - 黏土坩埚中直接还原. 还原产物按 磨矿质量分数 50%，一段磨至 –0.074 mm 占 80%， 在场强 0.148 T 下经磁选，二段磨矿至 –0.074 mm

.1426 北京科技大学学报 第35卷 占95%，在场强0.14T下经磁选、干燥得到粉末铁. 2实验与数据分析 化验粉末铁w(TF)(全铁品位)，计算粉未铁产率y 2.1还原条件实验 和回收率e®·粉末铁和尾渣使用矿相显微镜或扫 如表4所示，使用正交试验研究了各因素在赤 描电镜、能谱分析等方法进行产品检查.工艺流程 铁矿直接还原过程中的作用.如表4所示，在第 如图3所示 6组实验条件(1150℃，煤用量30%，CC0用量 表3主要实验仪器 30%,NCP用量0.5%，还原时间120min)下，得到 Table 3 Main experimental instruments 粉末铁的铁品位w(TFe)为93.21%，ere为91.38%. 仪器棒磨机马弗炉天平过滤机磁选管干燥箱 型号XMB-70SX2-10-13AR1140 XTLZ CXG-99PH050 煤、CCO和NCP用量分别以外配量表示 煤用量、CCO用量、NCP和还原时间对 煤 原矿 添加剂 w(TFe)的极差分析如表5所示.研究发现，CCO 破碎(-2mm) ）破碎(-2mm) 和NCP用量对粉末铁w(TFe)的影响较小，还原 煤用量和保温时间对w(TFe)的影响相对较大.影 混购 响顺序是还原时间>还原煤量>CCO用量>NCP 用量，以粉末铁w(T℉©)为指标，最佳的实验条件 直接还原(1150C) 是A2B3C3D2- 一段磨矿 煤用量、CCO用量、NCP和还原时间对eFe的 0.074mm占85%) 极差分析如表6所示.表6表明，还原煤量对粉末 -段磁选(0.148T) 铁回收率©。的影响较大，大小顺序是还原煤量> 尾渣1 二段磨矿 还原时间>CCO用量>NCP用量，以粉末铁ee (-0.074mm占95%) 为指标，最佳的实验条件是A3B3C2D3. 二段磁选(0.14T) 煤用量、CCO用量、NCP和还原时间对选矿 效率（粉末铁w(TFe)与eFe之和）的极差分析如表 尾渣2 粉末铁 7所示.对选矿效率影响最大的因素是还原煤用量 图3实验工艺流程 粉末铁©Fe对实验条件变化比较敏感，实验条件对 Fig.3 Process flow of experiment 选矿效率的影响主要体现在其对回收率的影响上， 表4直接还原正交试验条件 Table 4 Direct reduction experimental conditions of orthogonal test 水平 A,煤用量/% B,CCO用量/% C,NCP用量/%D,时间/min w(TFe)/% EFe/% 选矿效率/% 1 25 20 0.5 90 88.90 70.81 159.71 2 25 25 1.0 120 91.73 77.75 169.48 3 25 30 1.5 150 92.33 80.18 172.51 4 30 20 1.0 150 92.14 88.67 180.81 5 30 25 1.5 90 90.07 79.21 169.28 6 30 30 0.5 120 93.21 91.38 184.59 7 35 20 1.5 120 91.10 90.57 181.67 8 35 25 0.5 150 88.18 91.20 179.38 9 35 30 1.0 90 87.69 92.64 180.33 表5L9(34)正交试验条件的极差分析(u(TF) 表6L9(34)正交试验条件的极差分析(ee) Table 5 Range analysis of L9(34)orthogonal test conditions Table 6 Range analysis of L9(34)orthogonal test condi- (w(TFe)) % tions(EFe) % 因素水平 A B C D 因素水平 A B C D 90.99 90.71 90.1 88.89 1 76.24 83.35 84.46 80.88 32 91.81 89.99 90.52 92.01 2 86.42 82.72 86.35 86.57 88.99 91.08 91.17 90.88 3 91.47 88.06 83.32 86.68 R1 2.82 1.08 1.07 3.13 R2 15.23 5.34 3.04 5.68

· 1426 · 北 京 科 技 大 学 学 报 第 35 卷 占 95%，在场强 0.14 T 下经磁选、干燥得到粉末铁. 化验粉末铁 w(TFe) (全铁品位)，计算粉末铁产率 γ 和回收率 εFe. 粉末铁和尾渣使用矿相显微镜或扫 描电镜、能谱分析等方法进行产品检查. 工艺流程 如图 3 所示. 表 3 主要实验仪器 Table 3 Main experimental instruments 仪器 棒磨机 马弗炉 天平 过滤机 磁选管 干燥箱 型号 XMB-70 SX2-10-13 AR1140 XTLZ CXG-99 PH050 图 3 实验工艺流程 Fig.3 Process flow of experiment 2 实验与数据分析 2.1 还原条件实验 如表 4 所示，使用正交试验研究了各因素在赤 铁矿直接还原过程中的作用. 如表 4 所示，在第 6 组实验条件 (1150 ℃，煤用量 30%，CCO 用量 30%，NCP 用量 0.5%，还原时间 120 min) 下，得到 粉末铁的铁品位 w(TFe) 为 93.21%，εFe 为 91.38%. 煤、CCO 和 NCP 用量分别以外配量表示. 煤用量、 CCO 用量、 NCP 和还原时间对 w(TFe) 的极差分析如表 5 所示. 研究发现，CCO 和 NCP 用量对粉末铁 w(TFe) 的影响较小，还原 煤用量和保温时间对 w(TFe) 的影响相对较大. 影 响顺序是还原时间＞还原煤量＞ CCO 用量＞ NCP 用量，以粉末铁 w(TFe) 为指标，最佳的实验条件 是 A2B3C3D2. 煤用量、CCO 用量、NCP 和还原时间对 εFe 的 极差分析如表 6 所示. 表 6 表明，还原煤量对粉末 铁回收率 εFe 的影响较大，大小顺序是还原煤量＞ 还原时间＞ CCO 用量＞ NCP 用量，以粉末铁 εFe 为指标，最佳的实验条件是 A3B3C2D3. 煤用量、CCO 用量、NCP 和还原时间对选矿 效率 (粉末铁 w(TFe) 与 εFe 之和) 的极差分析如表 7 所示. 对选矿效率影响最大的因素是还原煤用量. 粉末铁 εFe 对实验条件变化比较敏感，实验条件对 选矿效率的影响主要体现在其对回收率的影响上， 表 4 直接还原正交试验条件 Table 4 Direct reduction experimental conditions of orthogonal test 水平 A, 煤用量/% B, CCO 用量/% C, NCP 用量/% D, 时间/min w(TFe)/% εFe/% 选矿效率/% 1 25 20 0.5 90 88.90 70.81 159.71 2 25 25 1.0 120 91.73 77.75 169.48 3 25 30 1.5 150 92.33 80.18 172.51 4 30 20 1.0 150 92.14 88.67 180.81 5 30 25 1.5 90 90.07 79.21 169.28 6 30 30 0.5 120 93.21 91.38 184.59 7 35 20 1.5 120 91.10 90.57 181.67 8 35 25 0.5 150 88.18 91.20 179.38 9 35 30 1.0 90 87.69 92.64 180.33 表 5 L 9 (34) 正交试验条件的极差分析 (w(TFe)) Table 5 Range analysis of L9 (34) orthogonal test conditions (w(TFe)) % 因素水平 A B C D β¯ 1 90.99 90.71 90.1 88.89 β¯ 2 91.81 89.99 90.52 92.01 β¯ 3 88.99 91.08 91.17 90.88 R1 2.82 1.08 1.07 3.13 表 6 L 9 (34) 正交试验条件的极差分析 (εFe) Table 6 Range analysis of L9 (34) orthogonal test condi￾tions(εFe) % 因素水平 A B C D ε¯1 76.24 83.35 84.46 80.88 ε¯2 86.42 82.72 86.35 86.57 ε¯3 91.47 88.06 83.32 86.68 R2 15.23 5.34 3.04 5.68

第11期 胡文韬等：微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 .1427· 表7L9(34)正交试验条件的极差分析（选矿效率） 不能作为首选工艺条件.故仍将正交表中的实验条 Table 7 Range analysis of L9(34)orthogonal test conditions 件6(A2B2CD2)作为最优条件，其平行实验指标 (w(TFe)+cFe) 如表9所示.经表9验证，该实验条件下粉末铁 因素水平 A B C D w(TFe)和eFe的波动均小于0.5%(w(T℉e)化验精 167.23 174.06 174.56 169.77 度)，误差可接受 2 178.23 172.72 176.87 178.58 2.2尾渣中铁的赋存状态 3 180.46 179.14 174.49 177.57 2.2.1尾渣1中铁的赋存状态 Rs 13.23 6.43 2.39 8.81 在表4中实验条件6下，一段磁选尾渣（尾渣 即相对于w(TFe),粉末铁eFe是影响铁元素分离和 1),刊矿相显微镜照片如图4所示.研究发现，尾渣 回收的主要方面. 1中的铁元素主要以单质铁颗粒或连生体的形式存 以选矿效率为指标，正交试验推出的最佳条件 在，且粒度都在50m以下.这表明限制粉末铁回 为A3B3C2D2.验证实验如表8所示.表8表明，验 收率提高的主要因素并非赤铁矿还原不彻底，而是 证实验(A3B3C2D2)条件下，选矿效率为184.64%， 还原后形成的微细粒未能聚集到合适粒度，未能在 高于正交表中的实验条件6(A2B2C1D2).然而验证 一段磨矿过程中单体解离，因而在一段磁选过程中 实验(A3B3C2D2)条件下，w(TFe)较低（低于92%）， 以粗连体的形式流失于尾渣， 表8直接还原验证实验结果(A3BgC2D2) Table 8 Direct reduction proof test results(A3B3C2D2) 煤用量/% CCO用量/% NCP用量/% 时间/min w(TFe)/% EFe/% 选矿效率/% 35 35 120 91.82 92.82 184.64 表9直接还原验证实验结果 Table 9 Direct reduction proof test results 编号煤用量/%CCO用量/%NCP用量/%时间/min(TFe)/% cFe/%选矿效率/% 1 30 30 0.5 120 93.21 91.38 184.59 30 30 0.5 120 93.15 91.41 184.56 30 30 0.5 120 93.18 91.39 184.57 度较高，但仍有少量颗粒以细连生体的形式存在， 证实了回收率低的主要原因并非还原不彻底.原矿 中的赤铁矿嵌布粒度极细，在保温和还原过程中难 以聚集和长大，冷却后仍以微细粒单质铁的形式存 在.这些微细粒单质铁体积较小，在磁选过程中所 受的磁场力小，容易被水流冲刷而损失于尾渣. 2000μm 图4 尾渣1矿相显微镜照片 Fig.4 Mineralogical microscope image of the 1st stage tail- ing 2.2.2尾渣2中铁的赋存状态 200m 在表4中实验条件6下，二段磁选尾渣（尾渣 2)矿相照片如图5所示.图5显示，尾渣2中的 图5尾渣2矿相显微镜照片 单质铁颗粒粒度比尾渣1更细，绝大部分颗粒粒度 Fig.5 Mineralogical microscope image of the 2nd stage tail- 在10m以下（细铁颗粒）.单质铁颗粒的单体解离 ing

第 11 期 胡文韬等：微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 1427 ·· 表 7 L 9 (34) 正交试验条件的极差分析 (选矿效率) Table 7 Range analysis of L9 (34) orthogonal test conditions (w(TFe)+εFe) % 因素水平 A B C D X¯1 167.23 174.06 174.56 169.77 X¯2 178.23 172.72 176.87 178.58 X¯3 180.46 179.14 174.49 177.57 R3 13.23 6.43 2.39 8.81 即相对于 w(TFe)，粉末铁 εFe 是影响铁元素分离和 回收的主要方面. 以选矿效率为指标，正交试验推出的最佳条件 为 A3B3C2D2. 验证实验如表 8 所示. 表 8 表明，验 证实验 (A3B3C2D2) 条件下，选矿效率为 184.64%， 高于正交表中的实验条件 6 (A2B2C1D2). 然而验证 实验 (A3B3C2D2) 条件下，w(TFe) 较低 (低于 92%)， 不能作为首选工艺条件. 故仍将正交表中的实验条 件 6 (A2B2C1D2) 作为最优条件，其平行实验指标 如表 9 所示. 经表 9 验证，该实验条件下粉末铁 w(TFe) 和 εFe 的波动均小于 0.5% (w(TFe) 化验精 度)，误差可接受. 2.2 尾渣中铁的赋存状态 2.2.1 尾渣 1 中铁的赋存状态 在表 4 中实验条件 6 下，一段磁选尾渣 (尾渣 1)，矿相显微镜照片如图 4 所示. 研究发现，尾渣 1 中的铁元素主要以单质铁颗粒或连生体的形式存 在，且粒度都在 50 µm 以下. 这表明限制粉末铁回 收率提高的主要因素并非赤铁矿还原不彻底，而是 还原后形成的微细粒未能聚集到合适粒度，未能在 一段磨矿过程中单体解离，因而在一段磁选过程中 以粗连体的形式流失于尾渣. 表 8 直接还原验证实验结果 (A3B3C2D2) Table 8 Direct reduction proof test results (A3B3C2D2) 煤用量/% CCO 用量/% NCP 用量/% 时间/min w(TFe)/% εFe/% 选矿效率/% 35 35 1 120 91.82 92.82 184.64 表 9 直接还原验证实验结果 Table 9 Direct reduction proof test results 编号 煤用量/% CCO 用量/% NCP 用量/% 时间/min w(TFe)/% εFe/% 选矿效率/% 1 30 30 0.5 120 93.21 91.38 184.59 2 30 30 0.5 120 93.15 91.41 184.56 3 30 30 0.5 120 93.18 91.39 184.57 图 4 尾渣 1 矿相显微镜照片 Fig.4 Mineralogical microscope image of the 1st stage tail￾ing 2.2.2 尾渣 2 中铁的赋存状态 在表 4 中实验条件 6 下，二段磁选尾渣(尾渣 2) 矿相照片如图 5 所示. 图 5 显示，尾渣 2 中的 单质铁颗粒粒度比尾渣 1 更细，绝大部分颗粒粒度 在 10 µm 以下(细铁颗粒). 单质铁颗粒的单体解离 度较高，但仍有少量颗粒以细连生体的形式存在， 证实了回收率低的主要原因并非还原不彻底. 原矿 中的赤铁矿嵌布粒度极细，在保温和还原过程中难 以聚集和长大，冷却后仍以微细粒单质铁的形式存 在. 这些微细粒单质铁体积较小，在磁选过程中所 受的磁场力小，容易被水流冲刷而损失于尾渣. 图 5 尾渣 2 矿相显微镜照片 Fig.5 Mineralogical microscope image of the 2nd stage tail￾ing

.1428 北京科技大学学报 第35卷 2.3不同产状铁颗粒的回收工艺 着磁选场强的提高，部分未与尾渣解离而以连生体 如前所述，损失于尾渣中的铁元素的赋存形态 形式存在的粉末铁被回收而进入磁选精矿（粉末铁） 包括单体解离的单质铁颗粒、粗连生体（见图4）和 之中.以提高磁场强度的方式选择性回收粒径小于 细连生体（见图5） 5m的铁颗粒会同时增加粉末铁中连生体含量，降 2.3.1微细铁颗粒和细连生体 低粉末铁质量，故二段磁选场强仍选0.14T 为减少连生体的含量，提高粉末铁品位，可 如图5所示，损失于尾渣2中的铁颗粒粒 径通常小于5m,且单体解离度较高.增加二 通过提高二段磨矿细度的方式强化粉末铁与渣之间 的解离.还原煤用量30%，CC0用量30%，NCP 段磁选场强可减少其在尾渣中的损失.还原煤用量 30%,CC0用量30%，NCP用量0.5%，还原时间 用量0.5%，还原时间120min,一段磨矿细度 120min,一段磨矿细度0.074mm占80%，二段磨 -0.074mm占80%，一段磁选场强0.148T,二段 磁选场强0.14T的条件下，二段磨矿细度对粉末铁 矿细度0.074mm占95%，一段磁选场强0.148T 的条件下，二段磁选场强对粉末铁回收的影响见表 回收的影响如表11所示. 10. 表11二段磨矿细度对粉末铁回收的彩响 Table 11 Effect of the 2nd stage grinding fineness on iron 表10二段磁选场强对粉末铁回收的影响 powder recovery Table 10 Effect of the 2nd stage magnetic intensity on iron -0.074mm Y/ w(TFe)/ EFe 选矿效率/ powder recovery 矿的质量分数/% % 号 磁选场强/TY/%w(TFe)/%ee/%选矿效率/% 90.00 36.09 92.36 90.65 183.01 0.12 35.53 93.39 90.25 183.64 95.00 36.05 93.21 91.38 184.59 0.14 36.05 93.21 91.38 184.59 100.00 35.9993.24 91.25 184.49 0.16 37.01 91.41 92.01 183.42 表11表明，粉末铁w(T℉e)随磨矿细度增加而 表10表明，增加磁选场强可以提高粉末铁回 有所提高，但ee并未增加.为查明原因，对二段磨 收率，但同时导致粉末铁品位降低到92%以下.这 矿细度-0.074mm占100%的尾渣2进行了产品检 表明在磨矿细度-0.074mm占95%的细度下，随 查，其扫描电镜照片和能谱分析如图6所示. (b) (c) 2 3 5 40μum 能量/keV 能量/keV 图6尾渣2扫描电镜照片(a)以及照片中点1(b)和点2的能谱(c) Fig.6 SEM image of the 2nd stage tailing (a)and EDS spectra of Point 1 (b)and Point 2(c) 如图6所示，磨矿细度0.074mm占100%的 颗粒过磨.如图4所示，尾渣1中损失的铁元素主 尾渣2中铁颗粒大部分小于5m(图6(a)内白 要以粗连生体的形式存在，单体解离度较低是其损 点).提高二段磨矿细度虽然可以提高细连生体的 失于尾渣的主要原因.增加一段磨矿细度可以提高 单体解离度，但小于5m的铁颗粒很难在磁选过 这部分粗连生体的单体解离度，减少铁元素损失. 程中被回收.这说明二阶段磨选工艺很难回收细连 还原煤用量30%，CCO用量30%，NCP 生体，无助于粉末铁eFe的提高.因此，不能将粒度 用量0.5%，还原时间120min,二段磨矿细度 小于5m的铁颗粒和细连生体作为选择性回收的 -0.074mm占95%，一段磁选场强0.148T,二段 重点，仍以0.074mm占95%作为二段磨矿细度. 磁选场强0.14T的条件下，一段磨矿细度对粉末铁 2.3.2粗铁颗粒和粗连生体 回收的影响如表12所示. 如2.3.1节所述，小于5m的铁颗粒一旦形成 如表12所示，随着一段磨矿细度的提高，粉末 就很难被回收，提高粉未铁©。的重点是减少粗铁 铁ee逐渐升高，在0.074mm占85%处出现极值

· 1428 · 北 京 科 技 大 学 学 报 第 35 卷 2.3 不同产状铁颗粒的回收工艺 如前所述，损失于尾渣中的铁元素的赋存形态 包括单体解离的单质铁颗粒、粗连生体 (见图 4) 和 细连生体 (见图 5). 2.3.1 微细铁颗粒和细连生体 如图 5 所示， 损失于尾渣 2 中的铁颗粒粒 径通常小于 5 µm， 且单体解离度较高. 增加二 段磁选场强可减少其在尾渣中的损失. 还原煤用量 30%，CCO 用量 30%，NCP 用量 0.5%，还原时间 120 min，一段磨矿细度 –0.074 mm 占 80%，二段磨 矿细度 –0.074 mm 占 95%，一段磁选场强 0.148 T 的条件下，二段磁选场强对粉末铁回收的影响见表 10. 表 10 二段磁选场强对粉末铁回收的影响 Table 10 Effect of the 2nd stage magnetic intensity on iron powder recovery 磁选场强/T γ/ % w(TFe)/% εFe /% 选矿效率/% 0.12 35.53 93.39 90.25 183.64 0.14 36.05 93.21 91.38 184.59 0.16 37.01 91.41 92.01 183.42 表 10 表明，增加磁选场强可以提高粉末铁回 收率，但同时导致粉末铁品位降低到 92%以下. 这 表明在磨矿细度 –0.074 mm 占 95%的细度下，随 着磁选场强的提高，部分未与尾渣解离而以连生体 形式存在的粉末铁被回收而进入磁选精矿 (粉末铁) 之中. 以提高磁场强度的方式选择性回收粒径小于 5 µm 的铁颗粒会同时增加粉末铁中连生体含量，降 低粉末铁质量，故二段磁选场强仍选 0.14 T. 为减少连生体的含量，提高粉末铁品位，可 通过提高二段磨矿细度的方式强化粉末铁与渣之间 的解离. 还原煤用量 30%，CCO 用量 30%，NCP 用量 0.5%， 还原时间 120 min， 一段磨矿细度 –0.074 mm 占 80%，一段磁选场强 0.148 T，二段 磁选场强 0.14 T 的条件下，二段磨矿细度对粉末铁 回收的影响如表 11 所示. 表 11 二段磨矿细度对粉末铁回收的影响 Table 11 Effect of the 2nd stage grinding fineness on iron powder recovery –0.074mm γ/ w(TFe)/ εFe / 选矿效率/ 矿的质量分数/% % % % % 90.00 36.09 92.36 90.65 183.01 95.00 36.05 93.21 91.38 184.59 100.00 35.99 93.24 91.25 184.49 表 11 表明，粉末铁 w(TFe) 随磨矿细度增加而 有所提高，但 εFe 并未增加. 为查明原因，对二段磨 矿细度 –0.074 mm 占 100%的尾渣 2 进行了产品检 查，其扫描电镜照片和能谱分析如图 6 所示. 图 6 尾渣 2 扫描电镜照片 (a) 以及照片中点 1 (b) 和点 2 的能谱 (c) Fig.6 SEM image of the 2nd stage tailing (a) and EDS spectra of Point 1 (b) and Point 2 (c) 如图 6 所示，磨矿细度 –0.074 mm 占 100%的 尾渣 2 中铁颗粒大部分小于 5 µm (图 6(a) 内白 点). 提高二段磨矿细度虽然可以提高细连生体的 单体解离度，但小于 5 µm 的铁颗粒很难在磁选过 程中被回收. 这说明二阶段磨选工艺很难回收细连 生体，无助于粉末铁 εFe 的提高. 因此，不能将粒度 小于 5 µm 的铁颗粒和细连生体作为选择性回收的 重点，仍以 –0.074 mm 占 95%作为二段磨矿细度. 2.3.2 粗铁颗粒和粗连生体 如 2.3.1 节所述，小于 5 µm 的铁颗粒一旦形成 就很难被回收，提高粉末铁 εFe 的重点是减少粗铁 颗粒过磨. 如图 4 所示，尾渣 1 中损失的铁元素主 要以粗连生体的形式存在，单体解离度较低是其损 失于尾渣的主要原因. 增加一段磨矿细度可以提高 这部分粗连生体的单体解离度，减少铁元素损失. 还原煤用量 30%， CCO 用量 30%， NCP 用量 0.5%， 还原时间 120 min， 二段磨矿细度 –0.074 mm 占 95%，一段磁选场强 0.148 T，二段 磁选场强 0.14 T 的条件下，一段磨矿细度对粉末铁 回收的影响如表 12 所示. 如表 12 所示，随着一段磨矿细度的提高，粉末 铁 εFe 逐渐升高，在 –0.074 mm 占 85%处出现极值

第11期 胡文韬等：微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 .1429· 表12 一段磨矿细度对粉末铁回收的影响 的-5m铁颗粒的质量.此时继续增加磨矿细度会 Table 12 Effect of the Ist stage grinding fineness on iron 加速-5um铁颗粒的生成，降低粉末铁ee.粗连 powder recovery 生体的选择性回收效果取决于该类连生体中铁颗粒 -0.074mm Y/ w(TFe)/ EFe/ 选矿效率/ 的嵌布粒度与粗铁颗粒的粒度之比，并与磁选中可 矿的质量分数/% % % % 回收的粉末铁的最小粒度相关.尾渣1中损失的微 75 36.09 92.36 90.65 183.01 细铁颗粒如图7所示 80 36.05 93.21 91.38 184.59 兼顾粉末铁w(T℉e)与eFe,选择0.074mm占 85 36.42 92.91 92.03 184.94 90 35.56 93.23 90.16 183.39 85%作为一段磨矿细度.在此磨矿细度之下可选择 性回收嵌布于粗连生体中的铁颗粒. 这表明通过增加一段磨矿细度可以有针对性地提高 如前所述，粗连生体的选择性回收效果与磁选 粗连生体的单体解离度，减少其在尾渣1中的损 过程中可回收的粉末铁的最小粒度相关.增加一段 失.随着磨矿细度的提高，粉末铁©Fe逐渐升高，但 磁选场强有利于降低铁颗粒的回收粒度下限，在提 w(T℉©)呈降低趋势，表明仍有少量连生体混入粉末 高粉末铁eFe的同时避免w(TFe)过度降低. 铁之中.当磨矿细度增加到-0.074mm占90%时， 还原煤用量30%，CC0用量30%，NCP用量 粉末铁ee降低至90.16%，w(TFe)升高至93.23%. 0.5%,还原时间120min,一段磨矿细度-0.074mm 原因是在细磨过程中存在粗连生体解离和粒度大于 占85%，二段磨矿细度0.074mm占95%，二段磁 10m的铁颗粒（粗铁颗粒）细磨两个独立的过程. 选场强0.14T的条件下，一段磁选场强对粉末铁 当粗连生体解离度提高占主导时，粉末铁eFe升高 回收的影响如表13所示.表13表明一段磁选场强 而(T℉e)降低，即粗连生体中单体解离产生的可 0.148T时，随着场强增加，粉末铁的回收率有升 回收粉末铁颗粒质量大于粗颗粒细磨生成的-5m 高趋势，粉末铁w(TFe)和eFe分别达到92.91%和 铁颗粒的质量：当粗铁颗粒细磨占主导时，粉末铁 92.03%.随着磁选场强提高，粉末铁Y和提高， w(TFe)升高而ee降低，即粗连生体中单体解离产 但w(TFe)有降低.因此，兼顾粉末铁TFe与ere, 生的可回收粉末铁颗粒的质量小于粗颗粒细磨生成 一段磁选场强选择0.148T. (b) (c) 室 连生体 Fe 2 3 40m 能量/keV 能量/keV 图7尾渣1扫描电镜照片(a)以及照片中点1(b)和点2的能谱(c) Fig.7 SEM image of the 1st stage tailing (a)and EDS spectra of Point 1 (b)and Point 2(c) 表13 一段磁选场强对粉末铁回收的影响 积小，在磁选过程中容易随水流损失到尾渣，是 Table 13 Effect of the 1st stage magnetic intensity on iron 造成铁元素损失的主要原因.研究发现：粒径小于 powder recovery 5m的细连生体和铁颗粒很难通过磁选被回收，但 磁场强度/T Y/%w(TFe)/%cFe/%选矿效率/% 粒度大于10m的粗铁颗粒可以回收：提高粉末铁 0.128 35.78 93.27 90.76 184.03 e主要靠提高粗连生体的单体解离度.但细磨的同 0.148 36.42 92.91 92.03 184.94 时，因粗铁颗粒过磨会增加-5m细颗粒的含量. 0.168 36.54 36.94 92.01 92.44 增加一段磨矿细度时，应兼顾粗连生体的单体解离 度和新生-5m细颗粒的增加量. 3 结论 (2)提高二段磁选场强会增加粉末铁中的夹杂 (1)保温还原过程中形成的微细铁颗粒由于体 物含量和降低产品质量，因此细连生体和细铁颗粒

第 11 期 胡文韬等：微细铁颗粒的单体解离特性和选择性回收工艺 1429 ·· 表 12 一段磨矿细度对粉末铁回收的影响 Table 12 Effect of the 1st stage grinding fineness on iron powder recovery –0.074 mm γ/ w(TFe)/ εFe / 选矿效率/ 矿的质量分数/% % % % % 75 36.09 92.36 90.65 183.01 80 36.05 93.21 91.38 184.59 85 36.42 92.91 92.03 184.94 90 35.56 93.23 90.16 183.39 这表明通过增加一段磨矿细度可以有针对性地提高 粗连生体的单体解离度，减少其在尾渣 1 中的损 失. 随着磨矿细度的提高，粉末铁 εFe 逐渐升高，但 w(TFe) 呈降低趋势，表明仍有少量连生体混入粉末 铁之中. 当磨矿细度增加到 –0.074 mm 占 90%时， 粉末铁 εFe 降低至 90.16%，w(TFe) 升高至 93.23%. 原因是在细磨过程中存在粗连生体解离和粒度大于 10 µm 的铁颗粒 (粗铁颗粒) 细磨两个独立的过程. 当粗连生体解离度提高占主导时，粉末铁 εFe 升高 而 w(TFe) 降低，即粗连生体中单体解离产生的可 回收粉末铁颗粒质量大于粗颗粒细磨生成的 –5 µm 铁颗粒的质量；当粗铁颗粒细磨占主导时，粉末铁 w(TFe) 升高而 εFe 降低，即粗连生体中单体解离产 生的可回收粉末铁颗粒的质量小于粗颗粒细磨生成 的 –5 µm 铁颗粒的质量. 此时继续增加磨矿细度会 加速 –5 µm 铁颗粒的生成，降低粉末铁 εFe. 粗连 生体的选择性回收效果取决于该类连生体中铁颗粒 的嵌布粒度与粗铁颗粒的粒度之比，并与磁选中可 回收的粉末铁的最小粒度相关. 尾渣 1 中损失的微 细铁颗粒如图 7 所示. 兼顾粉末铁 w(TFe) 与 εFe，选择 –0.074 mm 占 85%作为一段磨矿细度. 在此磨矿细度之下可选择 性回收嵌布于粗连生体中的铁颗粒. 如前所述，粗连生体的选择性回收效果与磁选 过程中可回收的粉末铁的最小粒度相关. 增加一段 磁选场强有利于降低铁颗粒的回收粒度下限，在提 高粉末铁 εFe 的同时避免 w(TFe) 过度降低. 还原煤用量 30%，CCO 用量 30%，NCP 用量 0.5%，还原时间 120 min，一段磨矿细度 –0.074 mm 占 85%，二段磨矿细度 –0.074 mm 占 95%，二段磁 选场强 0.14 T 的条件下，一段磁选场强对粉末铁 回收的影响如表 13 所示. 表 13 表明一段磁选场强 0.148 T 时，随着场强增加，粉末铁的回收率有升 高趋势，粉末铁 w(TFe) 和 εFe 分别达到 92.91%和 92.03%. 随着磁选场强提高，粉末铁 γ 和 εFe 提高， 但 w(TFe) 有降低. 因此，兼顾粉末铁 TFe 与 εFe， 一段磁选场强选择 0.148 T. 图 7 尾渣 1 扫描电镜照片 (a) 以及照片中点 1 (b) 和点 2 的能谱 (c) Fig.7 SEM image of the 1st stage tailing (a) and EDS spectra of Point 1 (b) and Point 2 (c) 表 13 一段磁选场强对粉末铁回收的影响 Table 13 Effect of the 1st stage magnetic intensity on iron powder recovery 磁场强度/T γ/% w(TFe)/% εFe /% 选矿效率/% 0.128 35.78 93.27 90.76 184.03 0.148 36.42 92.91 92.03 184.94 0.168 36.54 36.94 92.01 92.44 3 结论 (1) 保温还原过程中形成的微细铁颗粒由于体 积小，在磁选过程中容易随水流损失到尾渣，是 造成铁元素损失的主要原因. 研究发现：粒径小于 5 µm 的细连生体和铁颗粒很难通过磁选被回收，但 粒度大于 10 µm 的粗铁颗粒可以回收；提高粉末铁 εFe 主要靠提高粗连生体的单体解离度. 但细磨的同 时，因粗铁颗粒过磨会增加 –5 µm 细颗粒的含量. 增加一段磨矿细度时，应兼顾粗连生体的单体解离 度和新生 –5 µm 细颗粒的增加量. (2) 提高二段磁选场强会增加粉末铁中的夹杂 物含量和降低产品质量，因此细连生体和细铁颗粒

.1430 北京科技大学学报 第35卷 不是选择性回收的重点 South Univ Nat Sci,2012,43(5):1595 (3)还原煤用量30%，CC0用量30%，NCP (胡文韬，王化军，孙传尧，等.高铁铝土还原过程中的碱消 用量0.5%，还原时间120min,一段磨矿细度 耗机理.中南大学学报：自然科学版，2012,43(5)：1595) -0.074mm占85%，二段磨矿细度0.074mm占 [7]Hu W T,Wang H J,Ji C L,et al.Selective enrichment 95%,一段磁选场强0.148T,二段磁选场强0.14T of ferric bauxite based on directreduction process.J Cent South Univ Nat Sci.2012.43(10):3755 的条件下，获得的最优粉末铁w(TFe)和ee分别 (胡文韬，王化军，季春伶，等.基于直接还原的高铁铝土 为92.91%和92.03%. 矿选择性富集.中南大学学报：自然科学版，2012.43(10)： 3755) 参考文献 [8 Hu W T,Wang H J,Sun C Y,et al.Formation progress and metallographic structure of iron grain aggregates in [1]He Y,Wang H J,Sun T C,et al.Function and mecha- reduction-sintering system.J Cent South Univ Nat Sci, nism of assistant reducers in iron recovery by the direct 2013,44(10):3971 reduction in tunnel kilns of hematite.J Univ Sci Technol (胡文韬，王化军，孙传尧，等.直接还原一烧结系统中铁 Beng,2012,34(6):625 颗粒聚集体的形成与金相组织研究.中南大学学报：自然 (何洋，王化军，孙体昌，等.赤铁矿石隧道窑直接还原助还 科学版，2013,44(10)：3971 原剂的作用及机理.北京科技大学学报，2012,34(6)：625) [9]Xu C Y,Sun T C,Kou J,et al.Mechanism of phospho- [2]He Y,Wang H J,Sun T C,et al.The function and mech- rus removal in beneficiation of high phosphorous oolitic anism of an aidant reducer in the deep reduction process hematite by direct reduction roasting with dephospho- of iron ore.J Harbin Eng Univ,2011,32(12):1630 rization agent.Trans Nonferrous Met Soc China,2012, (何洋，王化军，孙体昌，等.铁矿石深度还原过程中助还 22(11):2806 原剂的作用及机理.哈尔滨工程大学学报，2011,32(12)： [10]Wang X H,Wang Z H,Liu J,et al.Reduction roasting 1630) and magnetic separation of oolitic hematite ore by coal [3]Xu C Y,Sun T C,Qi C Y,et al.Effects of reductants combustion in fluidized bed.J Zhejiang Univ Eng Sci, on direct reduction and synchronous dephosphorization 2013,47(4):675 of high-phosphorous oolitic hematite.Chin J Nonferrous (王星吴，王智化，刘敬，等.某鲕状赤铁矿流化床燃煤还原 Met,2011,21(3:680 焙烧-磁选研究.浙江大学学报：工学版，2013,47(4)：675) (徐承焱，孙体昌，祁超英，等.还原剂对高磷鲕状赤铁矿直 [11]Li K Q.Ni W.Zhu M.et al.Iron extraction from oolitic 接还原同步脱磷的影响.中国有色金属学报，2011,21(3)： iron ore by a deep reduction process.J Iron Steel Res Int, 680) 2011,18(8):9 [4]Hu W T,Wang H J,Sun C Y,et al.Direct reduction- [12 Lonkov K,Gaydardzhiev S,Correa de Araujo A,et al. leaching process for high ferric bauxite.J Univ Sci Tech. Amenability for processing of oolitic iron ore concentrate nol Beijing,2012,34(5):506 for phosphorus removal.Miner Eng,2013,46-47:119 (胡文韬，王化军，孙传尧，等.高铁铝土矿直接还原-溶出 [13]Song S X,Campos-Toro E F,Lopez-Valdivieso A.Forma- 工艺研究.北京科技大学学报，2012,34(5)：506) tion of micro-fractures on an oolitic iron ore under mi- (5]Hu W T,Wang H J,Sun C Y,et al.Reaction mechanism crowave treatment and its effect on selective fragmenta- between ferric bauxite and soda lime in reduction atmo- tion.Powder Technol,2013,243:155 sphere.J Harbin Eng Univ,2013,34(5):662 [14 Mohapatra S,Pradhan N,Mohanty S,et al.Recovery of (胡文韬，王化军，孙传尧，等.还原气氛中碱石灰与高铁 nickel from lateritic nickel ore using Aspergillus niger and 铝土矿间的作用机理.哈尔滨工程大学学报，2013,34(5)： optimization of parameters.Miner Eng,2009,22(3):311 662) [15]Kaya S,Topkaya YA.High pressure acid leaching of a [6]Hu W T,Wang H J,Sun C Y,et al.Alkali consumption refractory lateritic nickel ore.Miner Eng,2011,24(11): mechanism on ferrous bauxite reduction process.J Cent 1188

· 1430 · 北 京 科 技 大 学 学 报 第 35 卷 不是选择性回收的重点. (3) 还原煤用量 30%，CCO 用量 30%，NCP 用量 0.5%， 还原时间 120 min， 一段磨矿细度 –0.074 mm 占 85%，二段磨矿细度 –0.074 mm 占 95%，一段磁选场强 0.148 T，二段磁选场强 0.14 T 的条件下，获得的最优粉末铁 w(TFe) 和 εFe 分别 为 92.91%和 92.03%. 参 考 文 献 [1] He Y, Wang H J, Sun T C, et al. Function and mecha￾nism of assistant reducers in iron recovery by the direct reduction in tunnel kilns of hematite. J Univ Sci Technol Beijing, 2012, 34(6): 625 (何洋, 王化军, 孙体昌, 等. 赤铁矿石隧道窑直接还原助还 原剂的作用及机理. 北京科技大学学报, 2012, 34(6): 625) [2] He Y, Wang H J, Sun T C, et al. The function and mech￾anism of an aidant reducer in the deep reduction process of iron ore. J Harbin Eng Univ, 2011, 32(12): 1630 (何洋, 王化军, 孙体昌, 等. 铁矿石深度还原过程中助还 原剂的作用及机理. 哈尔滨工程大学学报, 2011, 32(12): 1630) [3] Xu C Y, Sun T C, Qi C Y, et al. Effects of reductants on direct reduction and synchronous dephosphorization of high-phosphorous oolitic hematite. Chin J Nonferrous Met, 2011, 21(3): 680 (徐承焱, 孙体昌, 祁超英, 等. 还原剂对高磷鲕状赤铁矿直 接还原同步脱磷的影响. 中国有色金属学报, 2011, 21(3): 680) [4] Hu W T, Wang H J, Sun C Y, et al. Direct reduction￾leaching process for high ferric bauxite. J Univ Sci Tech￾nol Beijing, 2012, 34(5): 506 (胡文韬, 王化军, 孙传尧, 等. 高铁铝土矿直接还原 - 溶出 工艺研究. 北京科技大学学报，2012，34(5)：506) [5] Hu W T, Wang H J, Sun C Y, et al. Reaction mechanism between ferric bauxite and soda lime in reduction atmo￾sphere. J Harbin Eng Univ, 2013, 34(5): 662 (胡文韬, 王化军, 孙传尧, 等. 还原气氛中碱石灰与高铁 铝土矿间的作用机理. 哈尔滨工程大学学报, 2013, 34(5): 662) [6] Hu W T, Wang H J, Sun C Y, et al. Alkali consumption mechanism on ferrous bauxite reduction process. J Cent South Univ Nat Sci, 2012, 43(5): 1595 (胡文韬, 王化军, 孙传尧, 等. 高铁铝土还原过程中的碱消 耗机理. 中南大学学报: 自然科学版, 2012, 43(5): 1595) [7] Hu W T, Wang H J, Ji C L, et al. Selective enrichment of ferric bauxite based on directreduction process. J Cent South Univ Nat Sci, 2012, 43(10): 3755 (胡文韬, 王化军, 季春伶, 等. 基于直接还原的高铁铝土 矿选择性富集. 中南大学学报: 自然科学版, 2012, 43(10): 3755) [8] Hu W T, Wang H J, Sun C Y, et al. Formation progress and metallographic structure of iron grain aggregates in reduction-sintering system. J Cent South Univ Nat Sci, 2013, 44(10): 3971 (胡文韬, 王化军, 孙传尧, 等. 直接还原 − 烧结系统中铁 颗粒聚集体的形成与金相组织研究. 中南大学学报: 自然 科学版, 2013, 44(10): 3971 [9] Xu C Y, Sun T C, Kou J, et al. Mechanism of phospho￾rus removal in beneficiation of high phosphorous oolitic hematite by direct reduction roasting with dephospho￾rization agent. Trans Nonferrous Met Soc China, 2012, 22(11): 2806 [10] Wang X H, Wang Z H, Liu J, et al. Reduction roasting and magnetic separation of oolitic hematite ore by coal combustion in fluidized bed. J Zhejiang Univ Eng Sci, 2013, 47(4): 675 (王星昊, 王智化, 刘敬, 等. 某鲕状赤铁矿流化床燃煤还原 焙烧 - 磁选研究. 浙江大学学报: 工学版, 2013, 47(4): 675) [11] Li K Q, Ni W, Zhu M, et al. Iron extraction from oolitic iron ore by a deep reduction process. J Iron Steel Res Int, 2011, 18(8):9 [12] Lonkov K, Gaydardzhiev S, Correa de Araujo A, et al. Amenability for processing of oolitic iron ore concentrate for phosphorus removal. Miner Eng, 2013, 46-47: 119 [13] Song S X, Campos-Toro E F, L´opez-Valdivieso A. Forma￾tion of micro-fractures on an oolitic iron ore under mi￾crowave treatment and its effect on selective fragmenta￾tion. Powder Technol, 2013, 243: 155 [14] Mohapatra S, Pradhan N, Mohanty S, et al. Recovery of nickel from lateritic nickel ore using Aspergillus niger and optimization of parameters. Miner Eng, 2009, 22(3): 311 [15] Kaya S , Topkaya Y A. High pressure acid leaching of a refractory lateritic nickel ore. Miner Eng, 2011, 24(11): 1188