锑金精矿挥发特性及机理研究

研究了锑金精矿在氮气、氧气和一氧化碳三种气氛中的挥发特性, 通过综合分析Sb、S两种元素的挥发行为, 结合焙砂的微观形态分析, 研究了三种气氛中的挥发反应机理。结果表明, 锑金精矿在三种不同气氛下所发生的挥发反应各不相同。氮气气氛中, Sb₂S₃直接挥发;一氧化碳气氛中, 除部分Sb₂S₃直接挥发外, 还有一部分Sb₂S₃被还原成难挥发的金属Sb以熔融态的形式残留在焙砂中, 同时生成COS气态产物进入气相;氧气气氛中,Sb₂S₃被气相中的O₂氧化, 一部分生成难挥发的Sb₂O₄残留在焙砂中, 另一部分以Sb₂O₃的形态挥发进入气相。     

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%。     

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。     

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。     

氢氧化钠焙烧钙热还原氟化稀土还原渣及其热力学分析

针对钙热还原氟化稀土还原渣,开展了直接酸浸实验、氢氧化钠焙烧-酸浸实验。结果表明,直接酸浸时稀土提取率约72%,而氢氧化钠焙烧-酸浸稀土提取率达92.3%。热力学分析和实验结果共同表明: 在298~1 300 K温度范围内,氢氧化钠与渣中DyF₃、CaCO₃和CaF₂反应,生成Dy₂O₃、NaF、CaO、Na₂CO₃和CO₂; 氢氧化钠能将氟化稀土转化为氧化稀土,这是稀土提取率提高的主要原因。     

H2S作用下锡铁精矿中锡的挥发脱除机制

采用H₂S(g)对含锡铁精矿进行还原硫化焙烧,可实现物料中锡的有效脱除。以热力学分析为基础,对含锡铁精矿中铁、锡物相的转变规律及脱锡机理进行了研究。结果表明,H₂S(g)通过自身热分解反应生成H₂(g)和S₂(g)后,S₂(g)优先与Fe₃O₄发生还原硫化反应生成Fe₇S₈,H₂(g)则与SnO₂优先发生还原反应生成Sn(l)。在焙烧系统中引入CO(g)可促进SnO₂的还原和硫化。在混合气体(60vol%CO(g)+40vol%H₂S(g))流量70 mL/min、焙烧温度1000℃、焙烧时间20 min、以及锡铁精矿粒度-74μm的条件下,含锡铁精矿中Sn脱除率可以达到95.34%。     

配加钠盐添加剂的高铁锰矿煤基直接还原的试验研究

采用煤基直接还原-磁选工艺对某高铁锰矿进行铁-锰分离的试验研究。不配加添加剂时磁性产物铁品位为59.42%, 锰品位为20.73%; 非磁性产物锰品位为48.88%, 铁品位为5.91%。为强化铁-锰分离, 选择Na₂CO₃、Na₂SO₄和Na₂S₂O₃作为添加剂进行还原试验, 结果表明3种添加剂在还原过程中都能促进铁-锰分离, 且Na₂S₂O₃效果最优。在Na₂S₂O₃用量为5%时, 磁性产物的铁品位提高至85.38%, 锰品位降低至9.08%; 非磁性产物的锰品位提高至54.72%, 铁品位降低至2.59%。研究了加入添加剂前后焙烧矿的微观结构和物相转变, 结果表明Na₂S₂O₃有利于MnS和Mn₂SiO₄的形成并促进了铁晶粒的聚集长大。     

锌阳极泥-硫化锌精矿焙烧过程热力学分析

通过热力学理论分析, 计算出锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程可能发生的各反应吉布斯自由能; 同时运用X射线衍射技术研究了焙烧过程中主要矿物物相的变化。理论和试验结果均表明: 锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程中, 硫化锌首先发生氧化反应, 生成ZnO和SO₂, 之后MnO₂与SO₂反应生成MnSO₄。 经混合焙烧工艺, 有利于下一步的锰浸出工艺。     

拜耳法高铁赤泥直接还原制备海绵铁的研究

高铁赤泥煤基直接还原-磁选分离制备海绵铁,实现了铁的有效富集;还原过程中2FeO·SiO₂和FeO·Al₂O₃的生成阻碍了赤泥中铁氧化物还原,采用预焙烧处理可以促进赤泥还原,但添加剂存在时经预焙烧处理效果不显著;还原过程中添加剂Na₂CO₃产生碱性氧化物与酸性氧化物反应,CaF₂则可降低固相反应产生化合物熔点和粘度,改善还原条件;添加3%Na₂CO₃和3%CaF₂,还原焙烧温度为1 150 ℃,还原焙烧时间为3 h时,还原焙烧块的金属化率达到92.79%,可获得铁品位89.57%,铁回收率为91.15%的海绵铁。     

高价态氧化锑的物质组成及其价态分析

对高价态氧化锑进行的组成分析表明, 锑除以Sb₂O₅·nH₂O或Sb₂O₄形式存在外, 还以Sb₆O₁₃(Sb₂O₃·2Sb₂O₅)形式存在, 其中锑的存在价态有1/3为Sb(Ⅲ), 2/3为Sb(Ⅴ), 为此研究制定了Sb₆O₁₃中Sb(Ⅲ)和Sb(Ⅴ)的分析测定方法。     

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。     

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。     

(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...     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。