含铌铁液氧化脱磷保铌热力学分析

通过计算含铌铁液在1 573 K、铌含量为0.027%、0.013%、0.006%的氧活度,比较含铌铁液脱硅、脱磷及脱锰终点的氧活度的大小,确定含铌铁液脱磷过程中,铌、锰、硅含量的变化。结果表明:保持含铌铁液氧活度是9.471×10-5时,铁液中的锰基本不变化,硅可全部脱除,铌含量显著减少到0.013%。氧化钡脱磷效果优于氧化钙脱磷效果。     

正火贝氏体铸钢的研究和应用

在普通中碳钢中,以硅、锰为主要合金元素,另外加入廉价的含钨、锰、铌、钽和钛等元素的钨渣铁合金,正火后获得了贝氏体组织,具有良好的强韧性和优异的耐磨性,用于制造破碎机颚板,使用寿命比高锰钢提高3倍以上,而生产成本相当.推广使用正火贝氏体铸钢颚板,具有良好的经济和社会效益.     

复杂金精矿铁锍酸溶渣控电位氯化浸出富集贵金属金

以复杂难处理金精矿火法造锍捕金所得铁锍合金的硫酸浸出渣为原料,采用控电位氯化浸出工艺分离酸溶渣中的Cu、As、Sb等主要杂质元素,贵金属Au单向富集得到高品位金泥,Au泥经过硫酸化焙烧脱硫进一步富集贵金属金。结果表明:双电极体系控电位氯化浸出优化条件为[H~+]5mol/L、浸出电位380m V、液固质量比5:1、温度85℃和搅拌浸出2 h,所得渣率为28.2%,浸出渣中Cu、As、Sb含量分别降到0.18%、0.095%、0.084%,浸出率分别达到99.6%、99.8%、99.8%,浸出渣主要成分Si和S的含量分别为29.39%和22.72%,Au品位富集到2.609%;浸出渣硫酸化焙烧脱硫的烧成率为66.5%,S含量降至0.87%,脱硫率为96.2%,焙砂的主要物相为SiO_2和单质金,Au品位富集到3.937%。复杂金精矿铁锍合金酸溶渣通过控电位氯化浸出除杂—焙烧脱硫可将贵金属金有效富集。     

电炉钛渣磷酸化焙烧-浸出脱除镁、钙杂质（英文）

提出一种利用磷酸化焙烧-盐酸浸出从电炉钛渣(含3.12%MgO和0.86%CaO)中有效脱除镁、钙杂质的方法。利用XRF、XRD和SEM对钛渣样品的化学成分、物相成分和显微组织进行表征。研究钛渣的磷酸氧化焙烧热力学、氧化焙烧过程中钛渣物相的转变、显微组织和元素分布的变化以及浸出除杂过程。热力学分析结果表明,焙烧过程中加入磷酸能有效促进MgTi_2O_5和CaSiO_3的分解。研究结果表明,在焙烧过程中磷酸能有效促进渣中含钛矿物转变为金红石,并促使M_xTi_(3-x)O_5中杂质元素富集在磷酸盐中,进而通过酸浸除去。在所研究的实验条件下,钛渣中镁和钙的脱除率可分别达到94.68%和87.19%。最终酸浸渣中MgO和CaO含量可分别降低至0.19%和0.13%(质量分数)。     

用电子探针确定铸铁气缸套中碳化物的组成元素

一、前言目前,国内外生产气缸套、活塞环配对摩擦付,多采用往铸铁中添加磷、硼、钒、钛、铌、钨、铬等微量元素的方法,来提高铸铁组织中硬质相的显微硬度和强化基体组织。例如硼钨铬多元合金的气缸套,其耐磨性均优于其它材质。其原因主要是铸铁中含有硼、钨、铬、锰、铌、钽、钒、钛等多种合金元素。那么,这些合金元素在碳化物中分布情况究竟如何?为此,本文用X光能谱和扫描电镜对3种不同化学成分的铸铁气缸套中钨、钒、钛、铌、钽、磷等元素的分布情况以及合金碳化物的组成元素进行了初步分析。二、试验方法试样取自硼钨铬多元合金铸铁、钒钛铸铁和铌铸铁的气缸套上,其常规化学成分见表1。供电子探针分析用10×10×5毫米试样,     

钨渣在铸铁熔炼中的合理利用

本文从热力学和动力学条件分析了铸铁熔炼中使用钨渣的可行性。由此得知提高铁水温度,强化铁水搅动是加快冶金反应速度的两个有效措施。在实际生产中,工频炉能满足上述两个条件。多次重复试验表明,在工频炉中加钨渣熔炼铁水一小时后,钨渣中合金元素收得率为锰60～80％。钨和铌均高于90％。这种熔炼工艺既可以降低铸件成本,又可以获得高强度的合金化铸铁。     

高炉瓦斯灰氨-碳酸铵法除锌

针对锌含量较高的高炉瓦斯灰无法直接返回炼铁流程循环使用的问题,采用氨-碳酸铵为浸出剂浸出含锌高炉瓦斯灰中的锌,实现了锌的脱除和高炉瓦斯灰的资源化利用。热力学计算和锌氨配位原理分析表明,通过锌氨配位浸出实现含锌瓦斯灰中锌的脱除是可行的。结果表明,最佳反应条件为氨水浓度2 mol/L、碳酸铵浓度2mol/L、温度50℃、液固比6:1、浸出时间3 h;在此条件下,锌浸出率为91%,铁的浸出率为1.15%,高炉瓦斯灰中的锌含量从9.54%降低到1.13%,铁含量由35.9%富集至47.6%。原料和终渣的物相分析表明,原料中以氧化物和硫酸盐形式存在的锌溶解浸出,终渣中残留的锌主要赋存于难溶解的锌铁尖晶石物相中,这是锌浸出率难以进一步提高的主要原因。SEM-EDS检测表明,终渣颗粒分布不均匀,表面疏松多孔,有利于高炉瓦斯灰的后续处理。     

采用响应面方法和中心复合旋转设计对低品位锰矿浸出过程建模与优化(英文)

采用实验设计软件对从低品位锰矿中浸出提取锰的过程进行优化。在中心复合响应面实验设计中,考察了4个主要影响浸出过程的参数,即硫酸浓度、草酸浓度、浸出时间和温度。将锰和铁的浸出率作为考察指标。采用统计分析和方差分析确定了最优条件,即最高的锰和铁浸出率、最短的浸出时间和最低的温度。结果表明,硫酸浓度是影响浸出过程的最显著的参数,在最优条件下:硫酸浓度7%,草酸浓度42.5g/L,浸出时间60min,反应温度65℃,锰和铁的浸出率可分别达到93.44%和15.72%。     

复杂高硅钴白合金碱焙烧脱硅预处理

针对高硅钴白合金结构复杂、难以直接硫酸浸出问题,开展碱焙烧脱硅预处理研究以破坏稳定致密的硅铁合金结构。结果表明:经碱焙烧预处理后,钴白合金形貌发生明显改变。碱焙烧条件如下:温度600℃,NaOH用量为硅、铁反应所需理论量0.64倍。在上述条件下焙烧2 h后,所得渣经水洗,硅的脱除率达到66.57%;再经常压硫酸浸出,钴、铁浸出率均高达99%以上,而铜则完全保留在浸出渣中,实现了钴和铜分离,渣中的铜经第二段氧化浸出得以回收。进一步基于工艺矿物学分析,对碱焙烧脱硅预处理后钴白合金的常压浸出行为进行解析。     

砷铅高杂铜锍富氧强化吹炼机理研究及工艺优化

砷铜锍(Cu₃As)、铅铜锍(Cu₂S、PbS)是粗铅精炼除铜渣熔炼副产物,属于毒性危险废物。本文提出富氧底吹强化吹炼法处理砷铜锍、铅铜锍,富集回收Cu和分离脱除Pb、As。通过热力学计算,阐明了Cu、Pb、As吹炼反应机理及元素物相演变规律,确定吹炼优化条件,并开展工业生产。结果表明：1250℃下,砷铜锍、铅铜锍富氧底吹强化吹炼经氧化、还原两阶段产出粗铜、吹炼渣及烟气。粗铜中Cu、As含量(质量分数)分别为93.94%、3.85%;原料中60.42%Cu富集至粗铜,27.43%Cu损失于吹炼渣;Pb在吹炼渣、烟气的分配率分别达到82.77%、17.22%;As在烟气和吹炼渣的分配率达89.46%。砷铜锍、铅铜锍富氧底吹强化吹炼实现了Cu向粗铜中定向富集,并将Pb、As脱除至吹炼渣和烟气,可用于含砷复杂资源高效处理。     

钛及钛合金分析方法

前言目前各国研制和生产的钛合金中包含有铝、铬、钒、铜、锰、钼、锡、钨、铌、钽、钴、镍、镁、铁、铋、锑、钯、镓、银、钙、硅等二十几个合金元素,铁、硅、氯、硼、磷、氮、氢、氧、碳、铅、锌、钇、砷等十几个杂质元素。它们的含量对钛及钛合     

NaOH分解含铟铁矾渣新工艺

提出NaOH分解含铟铁矾渣新工艺,考察NaOH用量、液固比、温度和时间对铁矾渣分解率的影响,并讨论铁矾渣中杂质金属,如Zn、In、Cu、Cd、Pb、As、Sb、Sn和Ag等在NaOH分解过程中的行为.结果表明:在m(NaOH)-m(铁矾渣)=0.381 4-1、温度60 ℃、液固比2-1、反应时间2 h的最优条件下,铁矾渣的分解率达到98.03%,而原料中的杂质金属,如Sn、Sb、Zn、In、Cu、Cd、Pb和Ag等绝大部分留在分解渣中,As则以AsO43-的形态大部分进入溶液,浸出率达到83.36%.DSC-TGA热分析和X射线衍射分析结果表明:在NaOH分解过程中,铁矾渣中的铁主要以Fe3O4形式沉淀入渣;分解渣中Fe、In和Zn的含量分别为38.81%、0.23%和12.89%;经稀盐酸选择性浸出铟和锌后,进一步磁选富集可作为炼铁原料.     

钨渣回收制备四氧化三锰新工艺

研究从钨渣中回收锰的新工艺,通过钨渣的低温硫酸化焙烧、烧结块浸出、浸出液除杂、溶液中水解沉锰及氢氧化锰氧化获得Mn3O4粉末,采用SEM和XRD对产品粉末进行分析。结果表明:在浓硫酸过量150%、焙烧时间90 min、浸出温度98℃、浸出时间120 min的条件下,Mn浸出率达到88.9%。浸出液可以通过硫化物沉淀除重金属、硫酸复盐沉淀法深度净化除杂、中和水解除Fe,水解沉锰也有一定的净化作用,溶液pH值为6.56时,除铁率达到99.91%。净化液经水解沉锰后采用10%H2O2氧化,在氢氧化锰氧化过程中,溶液pH值对产物物相的影响较大;溶液pH值为8时在50℃沉锰,并以过量150%的H2O2氧化反应20min,获得粒度小于0.1μm的Mn3O4粉末。     

超声波场下铝酸钠溶液脱除硅、铁工艺研究

在超声波场下,对铝酸钠溶液中硅、铁杂质的脱除进行研究,在研究过程中分别考察了温度、超声波强度、反应时间、氧化钙及铝酸钙的用量等因素对铝酸钠溶液中硅、铁脱除效果的影响。结果表明,在温度80℃,CaO加入量为5g·L-1,3CaO·Al2O3·6H2O的加入量为4g·L-1,反应时间2.0h,超声波强度20W·cm-2条件下,硅、铁脱除率分别达到99.78%,99.54%,硅量指数可达11000。相比没有超声波的条件下,硅、铁脱除率分别提高了14.58%,21.04%。对获得的硅铁渣进行了XRD及SEM分析,结果表明,脱杂形成的硅铁渣分子排例紧密,结构稳定。这说明用CaO+3CaO·Al2O3·6H2O作混合脱杂剂,并在超声波条件下在铝酸钠溶液中脱除硅、铁是可行的。     

湿法炼锌危废铁矾渣水热分解及铁物相转化行为

湿法炼锌过程产出的铁矾渣含有大量的有价金属锌、铅以及伴生金属铁,在水热条件下,危废铁矾渣将发生高效分解与转化,有价金属转入溶液,伴生铁转化为赤铁矿。本文以湿法炼锌企业产出的铁矾渣为研究对象,研究了反应温度、反应时间、液固比、初始酸度、晶种浓度等宏观技术参数对铁矾渣分解与转化的影响规律。理论计算和实验结果均表明在高温水热体系中,铁矾渣中的黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相均可有效转化为赤铁矿,而铅铁矾性质稳定不易转化。升高温度并延长反应时间有利于黄钾铁矾、黄铵铁矾和铁酸锌物相的水热分解与转化。在220℃下反应1 h后,铁矾物相转化基本完成,其转化率达94%;反应4 h后铁酸锌物相衍射峰完全消失,锌浸出率达87%,转化渣中赤铁矿含量达68%。适当提高初始酸度有利于铁酸锌的转化,但当体系初始酸度高于15 g/L时将抑制铁矾物相转化。在反应温度220℃、反应时间4 h、液固比(mL/g) 10:1、初始酸度0.01 g/L的条件下,锌浸出率为89%,铁矾物相的转化率可达95%,铁矾转化渣中主要物相为赤铁矿,其含量为68%。     

粉煤灰中锗的高温火法二次富集工艺

采用高温火法二次富集工艺对含锗粉煤灰中的锗进行富集,以锗含量为0.35%(质量分数)的粉煤灰为原料,研究温度、C含量、碱度、保温时间等工艺参数,对高温火法二次富集工艺锗的富集的影响。结果表明:当粉煤灰中碳含量为3%,碱度为1.0,在1600℃下保温1 h可以取得较好的锗富集效果。富集物中锗含量可达到16.65%,富集物中锗的收得率达到89.55%。对富集后的富集物和渣进行XRD物相分析,富集后锗以锗酸盐(Ca_2Ge O_4和Ca_2Ge_7O_(16))和FeGe形式在富集物中存在,渣呈玻璃相,有利于锗的提取。     

高铬钨锰铌(DGK)抗磨铸铁研究及应用

文章作者以硬质合金厂的生产付产品—钨渣、铬铁和少量其它铁合金研制成高铬钨锰铌抗磨铸铁,达到了取代15—3抗磨铸铁中的钼的结果,性能与15—3抗磨铸铁相当.作者还对材质的相结构、物理参数、‘S’曲线与热处理进行了探讨.     

还原酸浸法从锰锌复合矿中综合回收锰和锌（英文）

采用还原酸浸法对含铅、银的低品位锰锌复合矿进行综合利用。通过绘制Mn-Zn-H2O系的φ-p H图并对其进行分析可知,锰和锌在p H-2~5.61的酸性条件下可以同时浸出。实验结果表明:双氧水和蔗糖都是强化锰和锌同时浸出的有效还原剂,并且有利于铅和银在渣中富集。当以双氧水为还原剂配合硫酸对复合矿进行还原浸出时,锰和锌的浸出率分别为95.88%和99.23%,同时铅和银在渣中的品位分别富集到13.21%和489.36 g/t。当以蔗糖为还原剂时,锰和锌的浸出率分别为98.26%和99.62%,同时铅和银在渣中的品位分别富集到13.92%和517.87 g/t。     

含铟铁矾渣焙烧水浸法回收锌和铟

针对铁矾渣的危害性及处理现状,结合其物相特点,提出"焙烧-水浸法"从含铟铁矾渣中回收锌、铟的清洁工艺,系统研究焙烧过程物相变化及反应机理,确定最佳焙烧条件。考察浸出时间、温度、固液比对浸出的影响规律。结果表明:在650℃焙烧2 h,可使含铟铁矾渣分解,同时Zn和In生成易于浸出的ZnSO_4和In_2(SO_4)_3,铁以难浸出Fe_2O_3形式存在。在常温下,控制液固比5:1,用水浸出焙砂0.5 h,Zn和In浸出率分别为72.02%和78.73%,Fe浸出率仅为4.42%,而Ag和Pb进入渣中富集回收。     

贵州威宁黑石头玄武岩型铌钽矿床地质特征

威宁黑石头玄武岩型铌钽矿床位于六盘水叠加褶皱带内,属乌蒙山成矿带的重要组成部分。新发现的铌钽矿床(点)主要分布于威宁铜厂河、黑石头和炉山。矿体产于峨眉山玄武岩与茅口组石灰岩的接触带上之玄武岩底部,严格受峨眉山玄武岩地层控制。含矿层具有明显的铌、钽元素富集特征,矿体具有高铌低钽特征,伴生稀土矿。矿床类型初步定为峨嵋山玄武岩型铌钽矿床。峨眉山玄武岩第一次喷发前的古地貌,可能是矿区铌钽矿床分布的主要控制因素之一。