机械活化铁氧化物的碳热还原热力学

为了从理论上揭示机械活化对铁氧化物碳热还原的影响规律,分析了机械活化铁氧化物的储能构成,并建立了铁氧化物机械力储能与碳热还原热力学之间的联系。研究结果表明：对铁氧化物碳热还原热力学产生显著影响的机械力储能形式是位错吉布斯自由能和无定形化吉布斯自由能;铁氧化物的碳热还原温度随机械力储能的增加而降低（其中Fe₂O₃的碳热还原温度降低不显著）;另外,Fe₃O₄从按照1/4Fe₃O₄+CO=3/4Fe+CO₂发生还原转为按照Fe₃O₄+CO=3FeO+CO₂发生还原的转折温度随Fe₃O₄机械力储能的增加而线性下降。     

广西某高岭土尾矿产石英砂浮选除铁试验

广西某高岭土尾矿经擦洗、磨矿、分级、强磁选可产出SiO₂品位达99.82%的石英砂,但其Fe₂O₃含量较高,为113 μg/g,且铁主要赋存于云母和电气石中。为将该石英砂的Fe₂O₃含量降至80 μg/g以下以满足光伏产业用石英砂的要求,对其进行了除铁即脱除云母和电气石的浮选试验。试验结果表明：先在pH=2.5的酸性条件下用混合胺和煤油进行1次云母反浮选,然后在pH=7.8的偏碱性条件下用油酸钠进行1次电气石反浮选,所得最终石英砂的Fe₂O₃含量可降至74 μg/g,SiO₂品位提高至99.89%,SiO₂回收率为94.61%。     

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。     

铁橄榄石的氧化分解及碱浸溶硅

将铁橄榄石中的氧化硅转变为易溶于碱溶液的游离态氧化硅对其硅铁分离具有重要意义。通过氧 化焙烧—碱浸工艺实现了铁橄榄石中氧化硅的选择性脱除。X 射线衍射及红外光谱分析结果表明,铁橄榄石在氧 化焙烧过程中先分解为 Fe₃O₄和无定型 SiO₂。随着氧化焙烧温度的升高,Fe₃O₄进一步氧化为 γ-Fe2O3并最终转变为 α-Fe ₂O₃,此时无定型 SiO₂并无明显变化。当氧化焙烧温度超过 1 073 K 时,铁橄榄石可完全分解为无定型 SiO₂和铁 氧化物。铁橄榄石分解的无定型 SiO₂易溶于氢氧化钠溶液而铁氧化物不反应,可通过碱浸实现铁橄榄石氧化焙烧 产物中铁硅高效分离。此结论可通过铜渣处理结果进一步得以证实。铜渣经氧化焙烧—碱浸工艺可脱除 87.33% 的氧化硅,此时铁品位可由铜渣中的 48.55% 提高至浸出渣中的 60.34%。研究结果为铜渣中铁硅综合提取新技术 的开发奠定了理论基础。     

铁橄榄石的氧化分解及碱浸溶硅

将铁橄榄石中的氧化硅转变为易溶于碱溶液的游离态氧化硅对其硅铁分离具有重要意义。通过氧 化焙烧—碱浸工艺实现了铁橄榄石中氧化硅的选择性脱除。X 射线衍射及红外光谱分析结果表明，铁橄榄石在氧 化焙烧过程中先分解为 Fe₃O₄和无定型 SiO₂。随着氧化焙烧温度的升高，Fe₃O₄进一步氧化为 γ-Fe2O3并最终转变为 α-Fe ₂O₃，此时无定型 SiO₂并无明显变化。当氧化焙烧温度超过 1 073 K 时，铁橄榄石可完全分解为无定型 SiO₂和铁 氧化物。铁橄榄石分解的无定型 SiO₂易溶于氢氧化钠溶液而铁氧化物不反应，可通过碱浸实现铁橄榄石氧化焙烧 产物中铁硅高效分离。此结论可通过铜渣处理结果进一步得以证实。铜渣经氧化焙烧—碱浸工艺可脱除 87.33% 的氧化硅，此时铁品位可由铜渣中的 48.55% 提高至浸出渣中的 60.34%。研究结果为铜渣中铁硅综合提取新技术 的开发奠定了理论基础。     

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。     

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%。     

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。     

钒钛磁铁精矿含碳球团直接还原工艺分析

采用煤基直接还原技术研究了钒钛磁铁矿含碳球团直接还原工艺, 考察了还原工艺条件及硼砂添加量对球团金属化率的影响, 并通过对不同温度下所得还原产物进行XRD分析, 得出了钒钛磁铁矿直接还原过程的相变历程。研究结果表明, 适当提高还原温度、配碳比和反应时间均有利于提高球团金属化率。在自然碱度下, 还原温度1 300 ℃、还原时间30 min、C/O=1.4时, 金属化率达到96%。向含碳球团中添加适量硼砂, 可以促进钒钛磁铁矿的还原。XRD分析结果表明, 铁氧化物主要经历Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO→Fe的还原过程, 而钛氧化物主要经历Fe₂TiO₅→Fe₂TiO₄→FeTiO₃→Ti₂O₃、TiO₂、Ti₃O₅、TiO的还原过程。     

不同煅烧温度下贵州兴义煤矸石的光谱学研究

采用X射线荧光光谱（XRF）、X射线衍射（XRD）和傅里叶变换红外光谱（FTIR）研究了贵州兴义煤矸石的主要成分,不同煅烧温度下的分解机理以及最佳活化温度.XRF分析结果表明：煤矸石的主要化学组分是SiO₂,Al₂O₃和Fe₂O₃等,且烧失量较大.XRD结果表明：煤矸石主要矿物成分为高岭石、云母、菱铁矿、黄铁矿、金红石、水氯镁石、石英以及方解石等.通过不同煅烧温度的XRD和FTIR分析表明：随温度升高,煤矸石中的高岭石、云母发生脱水反应,导致煤矸石中活化的SiO₂,Al₂O₃含量增加,活性提高,但当温度高于800 ℃时,活化的SiO₂,Al₂O₃又进一步结合生成红柱石,反而使煤矸石活性降低.基于上述实验得出贵州兴义煤矸石最佳活化温度为700 ℃.     

含锰废旧聚合物锂离子电池还原熔炼回收有价金属试验研究

以含Mn较高的废旧聚合物锂离子电池为原料, 基于CaO-Al₂O₃-SiO₂-MgO渣型直接还原熔炼工艺分离回收其中的有价金属。试验结果表明, 最佳工艺条件为: 造渣剂中CaO/SiO₂比为0.75, MgO含量5%, 造渣剂用量为电池质量的2.0倍, 焦粉用量为电池质量的0.1倍, 熔炼温度1 450 ℃, 熔炼时间15 min, 此时Co、Ni、Cu回收率分别为96.03%、96.42%、93.40%。最合适的炉渣组成为CaO/SiO₂比为0.77~1.21, Al₂O₃含量9.55%~11.92%, MgO含量4%左右。高的熔炼温度及炉渣碱度有助于Mn还原进入合金中, 但本试验条件下Mn无法充分还原, 仍主要进入炉渣中。     

含铅固废还原固硫混合熔炼工艺研究

为解决湿法炼锌渣和废铅酸蓄电池铅膏等含铅固废难以经济有效回收利用的难题, 提出了一种含铅固废还原固硫混合熔炼新工艺。采用单因素试验分别考查了还原剂配比、碳酸钠配比、设定铁硅比FeO/SiO₂和钙硅比CaO/SiO₂等因素对熔炼效果的影响, 获得的最佳工艺条件为: 还原剂配比10%、Na₂CO₃用量4%、设定铁硅比1.4、钙硅比0.5, 在此条件下, 铅平均直收率为91.98%、渣含铅0.68%、锍含铅4.33%, 综合固硫率82.47%。该工艺流程短、清洁高效, 可实现一步炼铅和固硫熔炼。     

废旧电路板中有价金属回收试验研究

提出了一种以FeO-SiO₂-Al₂O₃-CaO渣体系为基础的废旧电路板还原熔炼工艺,从减少渣中金属损失及控制性能角度,对渣成分及结构进行调控,研究了熔剂添加量、熔炼时间、熔炼温度、炉渣组成成分对金属回收率的影响。结果表明,在熔剂添加量为原料质量30%、熔炼温度1 450 ℃、熔炼时间75 min、FeO/SiO₂比为1、渣中CaO含量8%条件下,废旧电路板中Cu、Sn回收率分别为91.98%、86.30%,贵金属Au、Ag、Pt在合金相中含量分别可达67.41 g/t、1 020.74 g/t、54.75 g/t。以该渣系为基础还原熔炼废旧电路板的工艺是可行的。     

高炉冶金矿渣特性及其在ZTA陶瓷烧结中的作用

高炉渣是由炼铁高炉产生的一种工业废渣,其中含有CaO、Al₂O₃、SiO₂等硅酸盐成分和少量Fe₂O₃、TiO₂、ZrO₂等析晶形核剂。高炉渣在855℃热处理1 h,可形核析出1 μm左右的Ca₂Al₂SiO₇微晶,这表明高炉渣具有较高的析晶活性。向ZTA中添加质量分数为4%的高炉渣,1 550℃烧结30 min,低温下ZTA陶瓷的力学性能明显提升,抗弯强度和断裂韧性分别为650 MPa和6.03 MPa·m1/2,比相同温度下未添加高炉渣时分别提高了15%和14.2%,烧结温度降低了50℃以上。颗粒细化的高炉渣掺入ZTA陶瓷基体,烧结过程中高炉渣产生的液相促进了Al₂O₃棒晶的生长,受力过程中棒晶的拔出和裂纹的偏转有利于ZTA陶瓷力学性能的提升;高炉渣在高温下的析晶增强了ZTA陶瓷的晶界强度,进一步提高了材料的力学性能。      

活鸡兔井田延安组煤层地球化学特征与沉积古环境研究

通过对活鸡兔井田钻孔岩心的采样和测试分析,查明延安组煤层显微煤岩特征、物理化学性质、煤灰成分等,采用煤层CIA和ICV方法对物源区风化程度和沉积过程进行分析,采用碳氮比(C/N)方法对成煤植物类型进行判别,采用镜/惰比(V/I)、元素比值等方法对其古沉积环境进行了恢复。研究结果表明：延安组煤具有水分低、灰分低、挥发分中等、含硫特低的特点,煤层中氧化物主要为SiO₂、Al₂O₃、CaO、Fe₂O₃、SO₃等,煤层矿物物源区化学风化作用程度中等,沉积物未经历物质的再循环过程,成煤植物来源主要为湿润气候条件下发育的裸子植物体;延安组沉积期古气候较潮湿,主要为低位泥炭沼泽沉积环境,古水体较浅,呈半咸水的水体环境,古生产力较高,有利于煤炭的聚集和成煤演化;从延安组沉积早期(5煤组)到延安组沉积晚期(1煤组),煤系地层主要发育湖泊三角洲平原沉积体系,古气候主要为温湿、半湿润气候,水体古盐度中等,主要为半咸水相,古氧化相为弱还原环境。     

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。     

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。     

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。