Fe2O3对NdF3-LiF-Nd2O3体系电导率的影响

利用交流阻抗法和连续改变电导池常数法在氮化硼毛细管中测量熔盐NdF₃-LiF、NdF₃-LiF-Nd₂O₃、NdF₃-LiF-Fe₂O₃和NdF₃-LiF-Nd₂O₃-Fe₂O₃的电导率,探究了温度和熔盐成分对电导率的影响。在1100~1200℃,NdF₃-LiF(NdF₃∶LiF=7∶3)与1%Nd₂O₃组成的熔盐电解质的电导率最为稳定。温度、Fe₂O₃和Nd₂O₃的质量百分比相同情况下,Fe₂O₃对NdF₃-LiF电导率的影响小于Nd₂O₃对NdF₃-LiF电导率的影响,并且Fe₂O₃和Nd₂O₃组合添加对NdF₃-LiF电导率的影响远大于Fe₂O₃或Nd₂O₃单独添加对NdF₃-LiF电导率的影响。1200℃时,NdF₃-LiF-Nd₂O₃(1%~2%)-Fe₂O₃(1%~2%)的电导率相对稳定,Fe₂O₃含量对电导率的影响相对较小。在1100~1200℃,NdF₃-LiF(NdF₃∶LiF=9∶1)-Nd₂O₃(≤2%)-Fe₂O₃(≤2%)的电导率拟合公式为K=-2.71817+0.00615T-0.23978xNd₂O₃-0.28133xFe₂O₃。     

B2O3对高铝低镁渣稳定性影响研究

为了明确B₂O₃对高铝低镁渣稳定性的影响，基于现场高炉渣的实际成分，通过熔体物性测定仪、Factsage软件、XPS光谱分析了B₂O₃对炉渣粘度和炉渣微观结构的影响。结果表明:随着B₂O₃含量的增加，炉渣粘度降低；当炉渣温度低于1360℃时，炉渣随着B₂O₃的增加稳定性增强；炉渣温度为1216℃， B₂O₃质量分数2.0%时，炉渣的稳定性最好。随着B₂O₃含量的增加，炉渣的液相区逐渐向MgO的区域扩大, B₂O₃的加入不仅改善了MgO含量过高引起的炉渣难熔现象，同时提高了炉渣在二元碱度波动时的稳定性。      

CO还原气氛下铁酸锌选择性分解过程研究

为将电炉粉尘中铁酸锌选择性分解为Fe₃O₄和ZnO,采用热力学软件分析了铁酸锌在CO气氛下还原分解的热力学过程和分解特征,讨论了反应温度和气体组成对铁酸锌分解行为的影响。结果表明: 铁酸锌的气体还原遵循逐级还原规律,很容易被CO还原为Fe₃O₄和ZnO,也易过还原为FeO和Fe,甚至可将ZnO还原为锌蒸气;控制P_CO/(P_CO+P_CO2)在0.05~0.20之间,温度在600~700 ℃范围内,可实现铁酸锌的高效分解、抑制铁氧化物的过还原;对CO还原气氛下铁酸锌分解过程进行了热力学模拟,计算出铁酸锌还原初期时的CO利用率约为35%。     

O3/H2O2去除选矿废水中丁基黄药的研究

用臭氧类高级氧化剂O₃/H₂O₂对含有丁基黄药的模拟选矿废水进行了处理。考察了O₃和H₂O₂的用量、溶液pH值、丁基黄药初始浓度、常见难免离子对废水COD_Cr去除效果的影响;并通过紫外-可见光谱和添加叔丁醇试验,探讨了O₃/H₂O₂工艺去除丁基黄药的反应机理。结果表明：丁基黄药初始浓度为400 mg/L、pH=6.8的模拟废水1 000 mL,投加100 L/h 的O₃和1 000 mg/L 的H₂O₂,反应2 h后COD_Cr的去除率可达60.25%;CO^2-₃和SO^2-₄有抑制废水中COD_Cr去除的作用,而Cu2+和Zn2+可以提高废水COD_Cr的去除率;O₃/H₂O₂工艺去除废水COD_Cr反应遵循羟基自由基反应机制。     

高值化利用含Sb(Ⅲ)废水制备Fe3O4/Sb2O4@C复合材料及其性能研究

采用液相还原法制备纳米零价铁(nZVI),以其吸附废水中的Sb(Ⅲ),得到nZVI/Sb颗粒; 将其在500 ℃下氧气煅烧8 h,制得Fe₃O₄/Sb₂O₄材料; 再以葡萄糖为碳源、600 ℃氮气热处理,制备了Fe₃O₄/Sb₂O₄@C复合材料,并对其性能进行了研究。结果表明,nZVI吸附含Sb(Ⅲ)废水的适宜条件为:中性溶液Sb(Ⅲ)初始浓度100 mg/L,nZVI投加量1.2 g/L,室温下吸附50 min,该条件下废水中Sb(Ⅲ)去除率为73%; 引入Sb₂O₄后,铁基负极的首次放电比容量高达1065.6 mAh/g; 包覆碳后,Fe₃O₄/Sb₂O₄@C复合材料电化学性能明显改善,100 mA/g电流密度下,循环150圈后放电比容量仍可保持在483.7 mAh/g,电流密度2000 mA/g时,放电比容量仍有118.2 mAh/g。     

Fe2 O3 逐级还原顺序起源分析

通过分析铁氧化物的分解反应热力学及其与铁氧化物的还原反应热力学之间的联系,得到了铁氧化物还原反应标准摩尔吉布斯自由能变化的更为合理的表达式,由此揭示了Fe₂O₃逐级还原顺序的起源。分析得出：Fe₂O₃的逐级还原顺序源自其分解顺序。铁氧化物的还原反应具有与其分解反应完全平行的热力学规律。以570 ℃为温度界限,铁氧化物各还原反应的摩尔吉布斯自由能变化值的大小顺序发生变化,导致各还原反应间的耦合模式也发生变化,从而产生Fe₂O₃的两种逐级还原顺序及Fe₂O₃的两种还原方式。     

机械活化石墨-Fe2O3体系碳热还原反应的热力学分析

为揭示石墨的机械活化对石墨-Fe₂O₃体系碳热还原反应热力学的影响机理, 以机械力储能作为活化程度的量度, 探讨了石墨的储能对气化反应热力学、Fe₂O₃碳热还原反应热力学的影响。结果表明, 随着储能的增加, 石墨气化反应的平衡CO压力分数增大, 从而影响石墨-Fe₂O₃体系的碳热还原热力学, 具体为: 石墨储能导致铁氧化物的碳热还原温度降低, 使Fe₂O₃的各还原产物的热力学稳定区此消彼长。以临界储能19.05 kJ/mol为界限, 石墨-Fe₂O₃体系中Fe₂O₃的碳热还原遵循两种不同顺序: 储能低于19.05 kJ/mol时:Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO→Fe; 储能高于19.05 kJ/mol时:Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe。     

磷石膏-硫酸渣煤基还原焙烧物相转化研究

还原分解是磷石膏综合利用途径之一，但分解温度高、能耗高阻碍了该方法的应用。铁基添加剂有助于降低磷石膏还原分解温度，提高磷石膏分解效率。通过热力学分析、X射线衍射(XRD)仪，研究硫酸渣为铁基添加剂，磷石膏-硫酸渣在煤基条件下同步还原焙烧的物相转化。结果表明，当磷石膏、硫酸渣和煤粉配比为30∶10∶1混合还原焙烧，温度为700～900℃时，硫酸渣可以实现磁化还原生成Fe₃O₄，其中800℃时，磁选可获得铁品位和回收率分别为48.33%和32.31%的磁铁矿；温度为1 000～1 100℃时，硫酸渣难以发生同步还原，主要以Fe₂O₃和Fe S存在。磷石膏在700～1 100℃范围内逐渐分解，部分Ca SO₄转为Ca₅(PO₄)₃F；当温度大于1 000℃后，开始转化为Ca S和Ca₅(PO₄)₃OH。研究发现，磷石膏中杂质P和F的存在，以及分解温度对磷...     

机械化学法获得单相Fe3O4颗粒的热力学条件

为了给采用机械化学法从Fe₂O₃或粗粒Fe₃O₄获得单相Fe₃O₄纳米颗粒提供理论参考,探讨了机械力储能对铁氧化物机械化学反应热力学的影响规律。结果表明,在空气中,铁氧化物的机械化学分解温度随储能的增加而线性下降,导致反应体系中的各物相在热力学上稳定存在的温度范围发生变化。据此,在储能-温度坐标系上确定了以Fe₂O₃或Fe₃O₄为起始反应物的机械化学反应体系中期望物相Fe₃O₄的热力学稳定区,从而得出了获得单相Fe₃O₄颗粒的热力学条件。     

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

锌系统沉铁渣综合回收工艺优化研究

对侧吹烟化炉中处理锌系统沉铁渣时粉煤用量、Fe₂O₃/SiO₂比、CaO/SiO₂比、反应温度、反应时间对熔炼过程的影响进行了研究, 确定了最优工艺技术参数。结果表明, 在m_粉煤/m_渣样=1/2.8, CaO/SiO₂=0.75, Fe₂O₃/SiO₂>1, 烟化温度1 250 ℃, 烟化时间1 h条件下获得铅锌挥发率均大于96%。     

MgO/Al2O3质量比对褐铁矿型红土镍矿烧结成矿行为的影响

为了提高红土镍矿烧结矿的产质量指标，基于热力学分析，查明了MgO/Al₂O₃质量比对高温烧结过程液相量及其黏度的影响；再通过微型烧结试验探讨了镁/铝质量比对烧结矿的物相组成、黏结相强度的影响，阐明其对褐铁矿型红土镍矿烧结成矿行为的影响；最后通过烧结杯烧结扩大试验进行了有效性验证。微型烧结试验结果表明，在烧结温度为1 300℃、烧结气氛为5%CO+95%N₂、二元碱度m(CaO)/m(SiO₂)=1.3的条件下，m(MgO)/m(Al₂O₃)=0.5～0.8范围内，黏结相主要由钙镁黄长石和钙镁橄榄石构成，强度超过4 000N/个。烧结杯验证试验表明，镁/铝质量比由0.5提高至0.7时，烧结矿的成品率无明显变化保持在70%左右，但是其转鼓强度由49.73%提高至56.67%，烧结矿的转鼓强度得到有效改善，适宜的镁/铝质量比为0.6～0.7。     

SiO2在炉渣CaO-SiO2-MgO-Al2O3体系中的熔解行为

采用直接熔解法研究了SiO₂颗粒在CaO-SiO₂-MgO-Al₂O₃渣系中的熔解过程, 探索了炉渣成分、温度对SiO₂颗粒熔解时间的影响规律, 通过SEM-EDS并结合factsage软件分析了SiO₂熔解机理, 确定SiO₂颗粒周围没有形成固相层, 并在此基础上结合缩芯模型构建了动力学模型。结果表明, 随着炉渣碱度及温度提高, SiO₂颗粒熔解完成所需时间逐渐降低, 而随着炉渣中MgO及Al₂O₃含量增加, SiO₂颗粒的熔解完成所需时间先降低后增加。SiO₂的熔解过程分为2个阶段, 反应前期为界面反应控制, 表观活化能为330.52 kJ/mol; 反应后期为外扩散控制, 表观活化能为480.28 kJ/mol, 控制环节的转变是由熔体黏度的变化造成的。     

基于MnO-SiO2-CaO渣型的辉锑矿挥发熔炼工艺

提出以硫化锰矿作造渣剂、采用MnO-SiO₂-CaO渣型的辉锑矿挥发熔炼新工艺。试验确定的最佳工艺条件为:硫化锰矿、氧化钙和焦炭用量分别为锑精矿质量的20.01%、6.66%和4.98%,熔炼温度1 250~1 300 ℃,氧气流量0.7 L/min,熔炼时间50 min;此条件下锑锍产率5.09%,渣中Sb含量0.33%,Sb挥发率99.75%,炉渣主要由MnO、FeO、SiO₂、CaO组成,含量分别为19.11%、11.20%、34.78%和14.23%。在试验条件范围内,Mn在渣/锍两相间分配比值明显高于Fe,达到1.0。以MnS作造渣剂,采用MnO-SiO₂-CaO渣型进行辉锑矿的挥发熔炼,可望强化挥发熔池熔炼炉的顺畅运行。     

CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响

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Na₂CO₃）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1 523 K、还原时间30 min、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Na₂CO₃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Na₂CO₃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Na₂CO₃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SiO2和Al2O3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;Na₂CO₃可与物料中的SiO₂和Al₂O₃反应生成钠长石等低熔点硅酸盐,有利于铁品位的提高。     

低钛高炉渣脱硫能力研究

针对某钢厂低钛高炉渣的实际情况,研究了二元碱度(w(CaO)/w(SiO₂))和MgO等化学成分变化对该渣系脱硫能力的影响规律。结果表明,低钛高炉渣的脱硫能力随着炉渣二元碱度增加而提高;当w(MgO)<10%时,炉渣脱硫能力随MgO含量增加而升高,继续增加MgO含量,其脱硫能力反而降低;随着Al₂O₃和TiO₂含量增加,炉渣脱硫能力降低。建议高炉生产炉渣二元碱度保持在1.05~1.10,炉渣MgO含量应保持在9%~10%,同时应适当降低Al₂O₃和TiO₂含量。