(NH4)2S2O8氧化载金黄铁矿规律及E-pH研究

采用基于硫酸根自由基(SO4-·)的高级氧化技术,将(NH₄)₂S₂O₈作为氧化剂氧化预处理黄铁矿。考察了(NH₄)₂S₂O₈和FeSO₄浓度、浸出温度、浸出时间对氧化浸出黄铁矿效果的影响。结果表明,采用热活化(NH₄)₂S₂O₈产生SO₄-·预处理黄铁矿,在(NH₄)₂S₂O₈浓度0.395 mol/L、浸出温度70 ℃、浸出时间8 h条件下,黄铁矿浸出率可达73.71%。通过动力学方程拟合,确定该体系浸出黄铁矿可采用收缩核动力学模型描述,浸出黄铁矿过程中反应速率的决定步骤为内扩散速率,其表观活化能为50.57 kJ/mol。通过绘制FeS₂-(NH₄)₂S₂O₈-H₂O体系E-pH图分析可知,常温下过硫酸盐溶液具有较高的氧化还原电位,理论上采用过硫酸盐氧化分解产生SO₄-·浸出黄铁矿具有可行性。     

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。     

高铁氧化锰矿还原过程中铁锰氧化物同步还原动力学研究

分别采用气基(CO)和煤粉为还原剂，在管炉中进行了高铁氧化锰矿还原焙烧试验，探究了焙烧温度和焙烧时间对高铁氧化锰矿中锰和铁氧化物同步还原的影响。结果表明，气基还原焙烧条件下，Mn₂O₃还原过程受化学反应控制，还原反应表观活化能为42.64 kJ/mol; Fe₂O₃还原过程受内扩散控制，还原反应表观活化能为21.30 kJ/mol。与煤基焙烧相比，气基还原焙烧过程中Mn₂O₃和Fe₂O₃还原反应更容易进行，且锰氧化物由Mn₂O₃直接还原为MnO,不需要先还原为Mn₃O₄中间产物。     

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与H2气氛下赤铁矿还原动力学及矿相转化机理研究

针对赤铁矿开展了CO和H₂气氛下的矿相转化试验,详细研究了还原过程动力学,并采用X射线衍射和扫描电镜对其相变和微观结构变化进行研究,以对比CO和H₂矿相转化效果的差异及微观结构演变规律。结果显示,在温度460～620℃范围内,矿相转化温度的提高可以明显加快反应的速率。在CO气氛下,反应模型为收缩核模型,积分形式为G(α)=1-(1-α)^1/2,其表观活化能为8.35kJ/mol,指前因子为0.21min^-1;在H₂气氛下,反应模型为收缩核模型,积分形式为G(α)=1-(1-α)^1/3,其表观活化能为20.73kJ/mol,指前因子为4.37min^-1。SEM分析结果表明,在矿相转化过程中,气体的吸附和赤铁矿的矿相转化优先发生在赤铁矿颗粒的表面和裂缝处,反应从颗粒表面和裂隙逐渐向内进行,温度应力和相变应力产生的裂纹为气体扩散提供了通道,这有利于气体及气体产物在颗粒中的内扩散,加速反应的进行。在同等试验条件下,H₂的...     

高硫铁精矿固硫氧化焙烧反应动力学分析

针对高硫铁精矿氧化焙烧释放SO₂气体的问题, 进行了固硫焙烧实验及其反应动力学研究。通过XRD、SEM和EDS等检测手段考察了高硫铁精矿固硫氧化焙烧过程的矿相变化规律。根据热重曲线, 采用Coats-Redfern积分法和Achar-Brindley-Sharp-Wendworth微分法进行动力学计算, 确定了不同温度段高硫铁精矿固硫焙烧的反应机制。结果表明, 在理论配碱量、保温时间30 min、温度550 ℃条件下, 固硫剂Na₂CO₃的固硫率为93.3%, 焙烧产物为Fe₂O₃和水溶性Na₂SO₄。动力学分析表明, 在300~550 ℃范围内, 高硫铁精矿固硫氧化焙烧分为3个阶段: 在前两个阶段, 脱硫反应机理均符合Avrami-Erofeev方程, 为随机成核和随后生长的化学反应控制, 只是反应级数和表观活化能有所不同; 在第3阶段, 固硫反应属于三维扩散控制的Z-L-T模型, 反应表观活化能分别为142.73 kJ/mol和150.66 kJ/mol。     

FeCl3改性活性炭脱硫性能研究

这是一篇环境工程领域的论文。实验采用浸渍法,以FeCl₃作为改性剂对活性炭进行改性,研究其脱硫能力。实验研究了改性剂浓度、焙烧温度、反应温度对改性活性炭脱硫性能的影响。研究表明,随着改性溶液浓度的增加,活性炭表面附着的Fe₂O₃随之增加,改性活性炭的比表面积和总孔容均降低,平均孔径增加;随着焙烧温度升高,活性炭表面附着的Fe₂O₃数量持续增加,焙烧温度超过300℃时,活性炭表面的孔隙结构出现烧结现象,降低改性活性炭的脱硫性能;随着反应温度升高,FeCl₃/AC-0.15的吸附性能先升高再降低。当FeCl₃改性溶液浓度为0.15 mol/L,焙烧温度300℃,反应温度为60℃时,改性活性炭的脱硫效率最高。     

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。     

SiO2质量分数及烧成温度对陶瓷板性能的影响

以某陶瓷大板企业提供的9种矿物原料和石英砂为原料，根据其化学组成和K₂O-Al₂O₃-SiO₂三元系统相图设计4种SiO₂含量不同陶瓷板原料配方。通过摩尔比例换算出每种原料中所含SiO₂、Al₂O₃和K₂O含量。研究配方SiO₂含量及烧成温度对陶瓷板试样性能的影响，并结合X射线衍射与断口显微形貌进行分析。结果表明，陶瓷板中SiO₂含量过高、过低均不利于陶瓷板烧结和性能提高。本试验原料配方中适宜SiO₂含量为63.58%，在1 130℃烧结性能最佳，试样抗折强度达75.69 MPa，体积密度为2.48 g/cm³，吸水率为0.13%。     

粉煤灰对酸性矿井水中Cd2+的吸附动力学研究

分析研究了粉煤灰对模拟酸性矿井水中Cd²⁺的吸附.实验中选取Cd²⁺的初始浓度为0.000 1~0.010 0 mol/L.结果表明,粉煤灰对Cd²⁺的吸附符合Freundlich型吸附等温式，吸附反应符合一级反应动力学特征.在不同温度下得到了速率常数方程，表观活化能E_a=28.95 kJ/mol，指前因子A=68.9 min^-1.     

电解锰渣碱浸提硅工艺及动力学研究

研究了电解锰渣碱浸提硅过程中, 浸出时间、浸出温度、氢氧化钠初始浓度、液固比(溶液体积与电解锰渣质量比)和搅拌速率对二氧化硅浸出率的影响, 探讨了电解锰渣中二氧化硅的浸出动力学。结果表明, 当浸出温度130 ℃、浸出时间5 h、氢氧化钠初始浓度12.5 mol/L、液固比5 mL/g、搅拌速率300 r/min时, 二氧化硅浸出率达到82.04%; 90~130 ℃时, 浸出过程遵循受界面化学反应控制的收缩未反应核模型, 化学反应活化能为72.0 kJ/mol, 表观反应级数为1.12。     

含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO2-Fe2O3-ZnO五元渣系相平衡研究

在1 000~1 250 ℃范围内,采用高温平衡-淬冷-EDS方法研究了含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO五元渣系在空气气氛下的相平衡规律。研究结果表明,渣中存在的主要物相有尖晶石(Zn_xFe_3-yO_4+z)、红锌矿(ZnO)、黄长石(Pb_vCa_2-vZn_wSi₂O₇)、赤铁矿(Fe₂O₃)、磁铁铅矿(PbFe₁₀O₁₆)和硅钙石(Ca_2-tPb_tSiO₄)。在1 250 ℃、1 200 ℃、1 170 ℃、1 130 ℃和1 100 ℃下,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系的液相点分布测试结果与MTDATA6.0软件模拟液相线基本吻合。在1 000~1 250 ℃范围内,随着结晶过程的进行,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系液相成分中Fe₂O₃含量从16.83%减少到7.67%,ZnO含量从7.62%减少到2.98%,(PbO+CaO+SiO₂)含量从75.55%增加到89.36%。     

水淬铜渣中铁组分强化还原改性

采用低温强化还原改性-高温熔分工艺回收水淬铜渣中的铁。在热力学分析基础上, 系统研究了还原剂和添加剂对强化还原改性过程的影响并进行了理论分析。研究表明, 调整炉渣碱度和改变炉渣物相组成, 改善了还原反应动力学条件, 破坏了Fe-O-Si的致密结构, 将化合态的铁转变为单质形式的金属铁, 同时CaO与SiO₂结合形成CaO·SiO₂, 铁颗粒聚集成较大晶粒, 起到了还原改性的效果, 初步实现了铁硅分离, 为后续高温熔分过程创造了条件。铜渣强化还原改性的优化工艺参数为:还原温度1 250 ℃, 时间30 min, C/O比1.5, 碱度0.6, 炉渣Al₂O₃含量13%, 在此条件下, 获得金属化率为88.43%的金属化球团, 有利于后续高温熔分工艺的进行。     

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。     

氯化焙烧铜熔炼渣回收铅工艺及动力学研究

以CaCl2为氯化剂,进行了氯化焙烧铜熔炼渣回收铅的研究,考察了焙烧温度、保温时间、氯化剂添加量和空气流量对铅金属回收率的影响,探讨了铜熔炼渣中铅的氯化挥发动力学.结果表明,当焙烧温度950℃、焙烧时间12 min、CaCl2添加量10％、空气流量100 mL/min时,铅的金属回收率达到92.71％.铜熔炼渣中铅的氯...     

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%。