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。     

MgO-Fe3O4比例对磁铁矿氧化动力学的影响机制

采用氧化镁纯试剂和磁铁矿纯矿物研究不同MgO和Fe₃O₄摩尔比对焙烧样品物相转化的影响,进而采用非等温法对Fe₃O₄-MgO混合样品氧化焙烧过程进行动力学分析。结果表明：较高Mg/Fe摩尔比例有利于生成Mg_xFe_3-xO₄,Mg²⁺的存在会抑制Fe₂O₃晶粒连接,不利于Fe₂O₃晶粒长大。Fe₃O₄-MgO混合样品氧化过程分为三个阶段：在低温阶段(250～420℃)受化学反应和气体内扩散反应共同控制,此温度范围内磁铁矿氧化率约30%;中温阶段(420～720℃)由化学反应控制,氧化率提高至55%左右,MgO含量变化对表观活化能影响不大,为35.67～43.23 kJ/mol;高温阶段(720～980℃)主要为气体内扩散控制,此阶段Fe₃O₄...     

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。     

石煤提钒焙烧过程钒的价态变化及氧化动力学

含钒石煤是我国重要的钒矿资源, 钒的焙烧氧化是石煤提钒的基础。以湖北某地钒矿为研究对象, 首先采用电位滴定对氧化焙烧过程中钒的价态变化进行了研究。在此基础上, 探索了钒氧化过程中控制反应速率的步骤, 测定了动力学参数--表观活化能。研究表明, 石煤中钒主要赋存在伊利石中, 焙烧过程中钒的氧化过程是逐级氧化过程(V(Ⅲ) →V(Ⅳ)→ V(Ⅴ)), 钒的氧化反应属扩散动力学控制, 其动力学表观活化能为E₁=81.19 kJ/mol。     

HDS 废催化剂碱浸取提钒的动力学研究

用空气焙烧-碱浸取的方法从HDS 废催化剂中提取钒, 研究了分别用Na₂CO₃-H₂O、NH₄HCO₃-H₂O 及NH₃·H₂O 浸取焙烧产物中钒的动力学规律。用最小二乘法对实验数据进行非线性回归, 得到了3 种碱液浸取提钒的动力学方程式。由动力学方程式计算的钒浸取转化率与实验值绝对偏差不超过6%, 平均偏差小于3%。通过比较化学反应与内、外扩散过程阻力的大小, 证实了在实验条件下, 浸取过程的控制步骤为化学反应控制。3 种碱液浸取反应的活化能分别为20.50 kJ/mol、45.74 kJ/mol 和42.31 kJ/mol。     

攀枝花钒铁精矿钠化焙烧提钒新工艺研究

研究了焙烧温度、焙烧时间、钠化剂种类、配比等对攀枝花钒铁精矿焙烧的影响, 得出了焙烧阶段最佳条件为焙烧温度为1 300 ℃、焙烧时间为120 min、Na₂CO₃含量为6%。试验结果表明, 钒铁精矿采用钠化焙烧水浸提钒工艺, 比火法提钒的回收率高,钒的转浸率能达到86.91%。     

双氧水氧化预处理载金黄铁矿研究

基于Fenton反应,采用双氧水(H₂O₂)氧化浸出黄铁矿,试验探究了在H₂O₂氧化体系中H₂O₂初始浓度、浸出温度、初始酸度、矿浆浓度、H₂O₂协同过硫酸盐以及不同活化剂对黄铁矿纯矿物氧化浸出的影响。试验结果表明：在矿浆浓度为10 g/L,H₂O₂初始浓度为1.76 mol/L,H₂SO₄初始浓度为0.24 mol/L,反应5 h,黄铁矿的浸出率达到94.05%。通过动力学计算知,浸出温度为25～70℃时,H₂O₂氧化浸出黄铁矿的表观活化能为12.31 kJ/mol,符合扩散控制的固体反应核收缩模型。     

某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。     

Na2CO3促进某硅质页岩中低价钒的钠化氧化作用研究

在对含钒硅质页岩添加NaCl进行氧化焙烧提钒过程中引入Na₂CO₃可促进钒的氧化和后续浸出。在对促进效果进行考察的基础上，通过对复合添加剂焙烧产物及浸出渣的化学成分、XRD及SEM-EDS等的分析，研究了Na₂CO₃的促进机理。结果表明：①在NaCl+Na₂CO₃（质量比为3∶2）与试验原料质量比为10%，焙烧温度800 ℃，焙烧时间180 min，焙烧产物在液固比10 mL/g、浸出温度80 ℃、浸出时间120 min条件下搅拌浸出（600 r/min），钒浸出率达到84.96%。②焙烧过程中，原料中的白云母、伊利石等矿物铝氧八面体晶格被破坏，转变为主要含元素Na、K、Al、Si、O的熔融颗粒并析出钠长石。Na₂CO₃增加焙烧原料碱度，使石英反应活性增强并与熔融颗粒共熔产生多孔颗粒。③加入NaCl和Na₂CO₃后，熔融颗粒及石英共熔产生的微孔结构及焙烧过程中充填于熔融颗粒间的长石形成的气相通道，均使焙烧料内部O₂的扩散性增强，与低价钒接触几率增加，加速钒氧化进程，使钒氧化焙烧效果变好。     

氯化焙烧粉煤灰脱除Pb、Cd的机理及其应用

这是一篇冶金工程领域的论文。采用氯化钙作为氯化剂，对粉煤灰中重金属进行了脱除实验。考查了焙烧温度、焙烧时间和CaCl₂添加量对重金属去除率的影响。将实验结果与热力学计算结果相结合，阐明了粉煤灰氯化焙烧脱除重金属的机理，并对焙烧过程的动力学模型进行了讨论。此外，以粉煤灰为原料制备土壤调理剂，通过盆栽实验研究其肥效。研究发现，添加16%氯化钙和高温锻烧40 min后，混合物中Pb和Cd的含量分别下降了89.26%和76.88%，而余量仅为10.22 g/t和0.54 g/t。粉煤灰中含有的石英、莫来石、氧化铝、氧化钠等组分促进CaCl₂的分解。PbO和CdO不直接与CaCl₂反应，而是主要与CaCl₂分解生成的HCl反应生成挥发性氯化物。动力学结果表明，Pb和Cd的氯化挥分行为受界面化学反应控制，Pb氯化挥发的表观活化能为84.54 kJ/mol,Cd氯化挥发的表观活化能为44.96 kJ/mol。盆栽实验表明，制备的土壤调理剂能改善土壤环境，促进香葱对营养物质的吸收，改善香葱品质，添加CaCl     

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...     

铝酸亚铁非等温氧化动力学及机理研究

铝酸亚铁的氧化分解对其后续拜耳法提取氧化铝具有重要意义。对铝酸亚铁的非等温氧化动力学进行研究,并借助XRD和XPS分析其氧化分解机理。结果表明:铝酸亚铁在650～900 K和900～1100 K氧化时分别受化学反应控制和内扩散控制,反应活化能分别为59.36 kJ/mol和20.69 kJ/mol。铝酸亚铁首先氧化分解为磁铁矿和γ-氧化铝,温度升高促使磁铁矿进一步氧化为γ-氧化铁并最终转变为稳定的α-氧化铁,而γ-氧化铝则转变为α-氧化铝。铝酸亚铁中的铁氧化物优先于氧化铝往颗粒表面迁移,从而对颗粒内部铝酸亚铁的氧化分解起到阻碍作用。该研究为降温过程中同步实现铝酸亚铁的氧化分解奠定理论基础。      

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。     

钙化焙烧-酸浸工艺提取钼精矿中铼的研究

利用热力学计算软件Factsage7.0对Ca-Mo-Re-S-O体系进行了热力学分析, 结果表明, 钙化焙烧的适宜温度区间为600~625 ℃, 此时有利于减缓Re₂O₇的挥发, 生成易溶于稀硫酸的钼酸钙, 从而提高钼和铼的综合回收率。针对钼品位39.27%、铼品位340 g/t的含铼低品位钼精矿, 采用钙化焙烧-酸浸法, 研究了CaO、Ca(OH)₂、CaCO₃等钙添加剂对铼综合回收率和固硫率的影响, 结果表明, 钙添加剂Ca(OH)₂的硫保留率和铼综合回收率在三者中最优; 焙烧温度625 ℃, Ca(OH)₂与钼精矿质量比为1∶1时指标较优, 铼综合回收率可达79.51%, 固硫率达91.49%。     

低品位氧化锰矿硫磺还原焙烧技术条件研究

采用硫磺为还原剂,对氧化锰矿的还原焙烧过程进行了研究,重点考查了焙烧温度、焙烧时间和硫/锰摩尔比对锰浸出率的影响。研究结果表明,在封闭体系中,当焙烧温度为550℃、焙烧时间为10 min、S/Mn摩尔比为0.5时,还原焙烧产物采用稀硫酸浸出,锰的浸出率可达95%以上。该研究可为低品位氧化锰矿的高效利用提供理论和技术指导。     

焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出某难处理金精矿

对贵州某复杂难处理金精矿进行了焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出研究。通过试验确定了最佳氧化焙烧工艺参数和浸出条件。650 ℃下焙烧1 h, 焙砂再磨至-0.038 mm粒级占88.92%, 在硫酸铜用量0.01 mol/L、硫酸铵用量0.1 mol/L、硫代硫酸钠用量0.2 mol/L条件下常温常压浸出6 h, 金浸出率可达92.10%;同时对硫代硫酸盐浸出过程中的消耗规律进行了考察。     

亚氯酸钠氧化浸出黄铜矿研究

为了实现黄铜矿的高效浸出，研究了酸性条件下亚氯酸钠氧化浸出黄铜矿的适宜工艺条件，并进行了浸出动力学研究和浸出机理分析。结果表明，在亚氯酸钠与黄铜矿的物质的量之比为6、浸出液的pH=4、浸出温度为55 ℃、浸出时间为0.25 h时的铜浸出率为82.36%；亚氯酸钠在酸性条件下高效氧化浸出黄铜矿与亚氯酸钠能分解出氧化活性高的物质ClO₂、ClO^-₃和Cl₂有关；亚氯酸钠氧化浸出黄铜矿的过程由界面化学反应控制，活化能为42.69 kJ/mol。     

高磷鲕状赤铁矿气化脱磷动力学研究

为探索烧结过程中高磷鲕状赤铁矿的脱磷机理, 采用综合热分析仪, 在升温速率分别为10、15、20 ℃/min的条件下, 通过与Fe₂O₃的对比试验, 对高磷铁矿进行了气化脱磷动力学研究。结果表明: 气化脱磷反应在第2失重阶段发生, 且温度为850 ℃时, Ca₅(PO₄)₃F和脱磷剂反应开始, 1 050 ℃左右, 脱磷反应最剧烈。采用Ozawa法计算了高磷铁矿反应的第1、2阶段和Fe₂O₃反应的第2阶段活化能, 分别为104.71, 250.55和168.80 kJ/mol, 脱磷反应过程中克服能垒需要更高能量; 气化脱磷反应机理函数符合二维扩散Valensi方程。     

高碳镍钼矿的浸出试验研究

采用焙烧原矿-碳酸钠浸出焙砂-硝酸浸出碱浸渣工艺对某高碳镍钼矿进行了钼、镍浸出研究, 并确定了各阶段的主要工艺参数, 原矿在550 ℃下焙烧4 h后, 进行碱浸出, 碱性浸出剂Na₂CO₃用量为8%、液固比为3∶1、40 ℃下浸出2 h后, 再对碱浸渣进行酸浸, 酸性浸出剂HNO₃浓度为35%, 液固比为3∶1, 70 ℃下浸出2 h, Mo的总浸出率达到92.72%, Ni的浸出率达到97.18%。