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研究低品位铌精矿硫酸焙烧及草酸浸出过程,考察影响铌提取效果的因素。结果表明,在硫酸焙烧阶段,在精矿粒级为-104+74μm、焙烧温度为200℃和硫酸浓度为80%的条件下,焙烧40min,可使铌精矿中97%以上的铌和90%以上的钙留在渣相,93%以上的铁、锰及钠进入液相。在草酸浸出阶段,在草酸浓度为85%及浸出温度为80℃的条件下,含铌滤渣浸出60min,可使铌浸出率达到98%以上,钙浸出率低于0.6%。 相似文献
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以江西宜春某富锡铌钽粗精矿为研究对象,为进一步分离回收铌钽和锡,采用X 射线荧光光谱分析(XRF)和矿物自动分析系统(AMICS)详细分析该样品元素和矿物组成、矿物赋存状态等工艺矿物学特征。结果表明:样品Ta2O5含量为18.05%,Nb2O5含量为9.95%,SnO2含量为45.35%,主要矿物组成为铌钽铁矿、锡石、磁铁矿及硫碲铋矿等。铌、钽元素主要以铌钽铁矿形式存在,含量为38.44%,锡以锡石形式存在,含量为47.35%。铌钽铁矿和锡石在矿石中以单晶体半自形团块状及交代共生型不规则粒状产出,均与磁铁矿存在密切的共生、包裹关系。铌钽铁矿单体解离度50.39%,锡石单体解离度73.34%,解离度级别均主要分布在80~100%区间。铌钽铁矿和锡石单矿物粒度均集中分布在26.52~89.19 μm,在此区间的累积占有率分别为81.49%和85.99%。基于矿石矿物特性,建议采用浮选法通过高效捕收剂和活化剂、抑制剂的组合使用实现矿物的回收利用。 相似文献
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采用还原焙烧-磁选工艺,对铁品位31.9,,REO品位3.16,,Nb2 O5品位2.91,的稀土铌铁粗精矿进行分离回收铁和稀土、铌的研究.结果表明:在硫酸钠活性炭粉添加质量分数分别为15,和5,、还原焙烧温度为1100℃、还原焙烧时间为120 min的条件下,对稀土铌铁预富集粗精矿进行还原焙烧.然后在还原焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占85.4,,磁选强度为80 mT的条件下进行磁选,最终可获得铁品位89.32,、回收率91.47,的金属铁粉,稀土、铌富集物的REO ,Nb2 O5品位分别为5.36,和4.62,,回收率分别为96.09,和95.83,的指标.实现了稀土铌铁粗精矿中铁和稀土、铌的有效分离和回收. 相似文献
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开展了对低品位铌精矿进行硫酸焙烧及草酸浸出研究,考察了不同因素对铌富集效果的影响。结果表明,在硫酸焙烧阶段,在矿物粒径为-150 200目、焙烧温度为200℃和硫酸浓度为80%的条件下,焙烧40min,可使铌精矿中97%以上的铌和90%以上的钙留在渣相,93%以上的铁、锰及钠进入液相;在草酸浸出阶段,在草酸浓度为85%及浸出温度为80℃的条件下,含铌滤渣浸出60min,可使铌浸出率达到98%以上,钙浸出率低于0.6%。 相似文献
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Ti—6Al—2Zr—1Mo—1V合金的热压变形特性及塑性流动方程 总被引:6,自引:0,他引:6
在 Gleeble- 15 0 0热模拟机上对 Ti- 6 Al- 2 Zr- 1Mo- 1V钛合金铸态材料进行了恒温和恒应变速率下的热压缩变形试验 .在试验温度 70 0~ 10 0 0℃、应变速率 5× 10 -3~ 5 0 s-1条件下 ,测试了材料的稳态变形抗力 ,并绘制成 lnσ- lnε和 lnσ- 1/ T关系曲线 ,从而确定合金的变形激活能 Q和应力指数 n.观察热变形后的组织表明 :合金在 80 0℃热变形为不完全动态再结晶组织 ,变形机制受动态回复与动态再结晶共同影响 ;90 0℃为完全动态再结晶组织 ,变形机制完全受动态再结晶影响 .合金在 90 0℃以上具有较好的工艺塑性 ,并且应力指数 n随变形温度的升高而减小 . 相似文献
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以固溶+自然时效态7A55铝合金为研究对象,利用热模拟试验机研究该合金在近生产条件(温度370~450℃,应变速率0.01~10 s^-1)下的流变应力行为。基于得到的流变应力数据,构建了本构方程和热加工图,并通过微观组织对热加工图进行了验证。结果表明,经自然时效预处理后的7A55铝合金在高温变形时呈现明显软化现象,流变应力随温度的增加和应变速率的降低而逐渐下降。通过计算得到热激活能为138.71 kJ/mol,最佳热变形参数为410~450℃、0.01~0.1 s^-1。7A55铝合金在热变形时存在亚动态再结晶现象。 相似文献
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采用热重法研究不同添加剂对煤粉燃烧性能的影响,通过积分法计算加入添加剂煤样的燃烧反应活化能,考察DTA曲线中燃烧放热峰的变化规律。结果表明,向煤中加入2%的MnO2,CaO和CeO2,燃烧放热温度由535 ℃降至480~490 ℃,活化能由98 kJ/mol降至70~80 kJ/mol;而加入等量的K2CO3,燃烧放热温度降至460~470 ℃,活化能降至50~60 kJ/mol。燃烧反应活化能E与燃烧放热峰对应温度T的变化趋势相一致,两者遵循玻尔兹曼方程E=106.22-323.37/\[1+exp(T/35.45-11.42)]。 相似文献
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本文以挤压态Mg-9Li-1Zn镁锂合金为材料在Gleeble3500热模拟实验机上做热压缩变形实验,变形温度范围为150℃-350℃,应变速率范围为0.001s-1-10s-1。基于所采集实验数据绘制流变应力应变曲线,建立了双曲线正弦函数的本构方程及真应变为0.916时热加工图,结合变形后微观组织观测分析了动态再结晶的产生情况,表明了适宜加工的安全区域和在加工中应该避免的失稳区域,预测温度范围为250-300℃,应变速率0.01s-1时为较理想的变形参数,峰值耗散系数值大于38.55%,热变形激活能Q=112.066kJ/mol,应力指数n=3.60273。 相似文献
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本文采用DTA-TG热分析及动力学计算对四川万源庙子的毒重石贫、富矿在700~1000℃下的热分解行为及其机理进行研究。万源庙子的毒重石贫矿在720~815℃,815~910℃发生分解,第一步由n为1的成核与生长机制控制,热分解机制方程式为:-ln(1-a),E为261.9kJ/mol,A为3.8788×1010,第二步在由三维扩散,3D(球对称)机制控制,热分解机制方程式为:[1-(1-a)1/3]2,E为265.2kJ/mol,A为1.5498×109。富矿在700~1000℃也分两步,第一步在760~840℃;第二步在850~980℃,此两步被分解物及分解产物同贫矿一样,富矿第一步是界面收缩的圆柱形对称机制控制,热分解机制方程式为:1-(1-a)1/3,E为206.1kJ/mol,A为4.7042×105。富矿第二步是以收缩的圆柱形对称和三维扩散,3D(圆柱形对称)的机理联合控制。 相似文献
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由于煤氧化反应的初始阶段就是煤吸附O2的过程,可通过抑制O2的吸附来抑制煤的氧化自燃。应用Gaussian 03程序,采用密度泛函(DFT)方法,在B3LYP/6-31G(d,p)水平下研究分析Zn2+与煤中α位硫酚结构的作用机理,并以活化能作为指标表征Zn2+抑控煤中α位硫酚结构氧化的效果。由计算结果可知,α-萘硫酚结构中S原子LP(2)轨道上的孤对电子向Zn的LP*(6)空轨道转移,通过sp杂化形成σZn-S配位键,配位键的二阶稳定化能为266.60 kJ/mol。当α-萘硫酚结构氧化时,首先与O2发生物理吸附形成复合物ComplexⅠ并释放20.12 kJ/mol的能量,然后复合物ComplexⅠ的分子间发生化学作用,导致O2分子被化学吸附在-SH基上,所需活化能Ea=62.71 kJ/mol。[ZnSH8C10]2+配合物物理吸附O2释放的能量减少了14.92 kJ/mol,且形成化学吸附所需的活化能增加了47.62 kJ/mol,Zn2+对煤中α位硫酚氧化具有明显的控制作用。 相似文献
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研究了不同条件下油酸钠在细粒白云石表面的吸附行为,结果表明,油酸钠在白云石表面吸附量随着温度升高而增加、随着溶液pH值增加而降低; 吸附过程符合准二级动力学方程,吸附等温线符合Linear拟合方程; 油酸钠在白云石表面的吸附属于自发的吸热过程,298 K时的ΔG为-27.62 kJ/mol,ΔH和ΔS分别为0.76 kJ/mol和95.26 J/(mol·K)。扫描电镜结果印证了油酸钠在白云石表面的吸附; 表面电位测试结果表明,pH>8以后白云石表面电位值不再降低; 红外光谱测试结果证实油酸钠在白云石表面的吸附为物理吸附。浮选试验结果证实油酸钠是细粒白云石的良好捕收剂,自然条件下随着温度升高和油酸钠浓度增加,白云石矿物上浮率增加。 相似文献