还原气氛下亚锡硅酸盐的硫化挥发规律

详细考察了接近工业生产条件的CO——CO_2还原性混合气氛下亚锡硅酸盐的硫化挥发规律,探讨了气氛的氧势对挥发过程的影响,得出了在以FeS 作硫化剂的情况下,加或不加添加剂CaO 时,过程的最佳氧势区分别在Po_2=10~(-6·5)～10~(-5·5)Pa、Po_2=10~(-1·75)～10~(-4·25)Pa(Ca/Sn=1.5时)和Po_2=10~(-5·5)～10~(-4·5)Pa(Ca/Sn=1.0时)。对实验结果进行有关数据处理,则得出了CO/CO_2混合气氛下以FeS 作硫化剂时,添加CaO 或不加时挥发反应的级数分别为n=1.03～1.20和n=1.78～2.18,活化能分别为85.221kJ/mol 和183.485kJ/mol。     

三硫化锑在氩气中的挥发

研究了三硫化锑在氩气中不同温度下的挥发情况，实验结果表明，温度一定时，挥发速率常数在一段时间内为一定值；温度越高，挥发速率常数越大。通过计算得到三硫化锑在氩气中挥发的表现活化能为57．75kJ/mol，挥发的控制步骤为气相传输控制。     

铅锑复杂硫化矿中锑的挥发动力学

通过测定锑的挥发率 ,研究了铅锑复杂硫化矿在空气—水蒸气混合气氛中锑的挥发动力学。扫描电子显微镜 (SEM )结果显示 ,铅锑复杂硫化矿颗粒存在着一个明显的反应界面。实验数据与界面化学反应和固体产物层内扩散共同控制数学模型相吻合。反应表观活化能和内扩散表观活化能分别为 117 0 8kJ/mol和 5 6 73kJ/mol。当温度升高、床层厚度增加及水蒸气流量增加时 ,锑的挥发率相应在增加。     

氧化钙强化鲕状赤铁矿H_2还原

高磷鲕状赤铁矿的还原对磁选分离起着重要作用,为鲕状赤铁矿合理利用开发提供理论依据。以高磷鲕状赤铁矿为原料、H2为还原剂,研究添加CaO对高磷鲕状赤铁矿还原的影响。研究结果表明,温度为1 100℃、碱度为1.0时,金属化率达到92.05%。XRD、SEM-EDS分析表明,添加CaO使绝大部分铁氧化物被还原为金属铁,有效促进铁橄榄石(Fe2SiO4)、铁尖晶石(FeAl2O4)还原成铁,金属铁颗粒中的杂质组分降低。动力学结果表明,原矿温度为800～1 100℃时符合未反应核模型,未添加CaO原矿表观活化能为49.16 kJ/mol,添加CaO原矿表观活化能为56.46 kJ/mol。两还原过程都受气体扩散控制。     

云南元江镍红土矿加压酸浸动力学

用加压硫酸浸出法处理云南元江高铁低镁型镍红土矿,考察了浸出过程的动力学及控制步骤。研究结果表明,镍钴浸出过程可用收缩未反应核模型来描述,镍钴浸出率符合动力学方程1-（1-x）1/3～k.t,其浸出反应的表观活化能分别为41.41 kJ/mol和43.70 kJ/mol,界面化学反应为控制步骤。     

含锌废渣及贫杂锌矿的碱浸动力学研究

研究了含锌废渣及贫杂锌矿在碱浸过程中的动力学。结果表明,含锌废渣(ZnO)在碱溶液中的浸出过程符合关系式1-(1-η)13=kt,表观活化能为49.22 kJ/mol,说明浸出过程受化学控制;贫杂锌矿(ZnCO3)在碱溶液中的浸出过程可分为两段,在开始段时间内,1-(2/3)η-(1-η)2/3与浸出时间呈直线关系,活化能为19.95 kJ/mol;而在6 min以后则是1-(1-η)13与浸出时间呈直线关系,活化能为46.54 kJ/mol。说明在开始时间段内是受内扩散控制,而随后的浸出过程是受化学反应控制。     

LaCl3·7H2O晶体的热分解

采用TG-DTG方法,得到LaCl3*nH2O晶体在空气中热分解过程及相应分解反应的活化能,即在84～112℃时,LaCl3*7H2O失去4个结晶水,分解反应的活化能为133.2kJ/mol,在123.2～137.9℃时,LaCl3*3H2O失去2个结晶水,分解反应的活化能为153.9kJ/mol,在162.5～177.4℃时,LaCl3*H2O失去1个结晶水,分解反应的活化能为454.6kJ/mol,在397.7～464.5℃时,LaCl3气相水解为LaOCl,活化能为66kJ/mol.在温度低于900℃(最高测试温度)时,LaOCl能稳定存在.     

H_2SO_4-NH_4F-SbF_3体系中锑(Ⅲ)的电沉积机理

采用循环伏安法和稳态极化法,探讨了H2SO4-NH4F-SbF3体系中三价锑的电沉积机理。研究结果表明:H2SO4-NH4F-SbF3体系中,三价锑的阴极还原为两步进行的不可逆反应,第一步电子转移数为1,第二步电子转移数为2;控制步骤为第一步电子转移步骤;还原反应存在前置转化步骤。通过循环伏安曲线分析,计算得到不同温度下的传递系数α分别为0.130(25℃),0.127(30℃),0.123(35℃),0.123(40℃),0.119(45℃)。通过稳态极化曲线分析,计算得到两步反应的交换电流密度分别为i01,c=286.583和i02,c=1.780×106;表观活化能分别为E1=22.181 kJ/mol和E2=15.752 kJ/mol。通过电化学级数法,确定了电活性品种为SbF2+。     

硫化铜精矿加碳酸钙焙烧表观动力学研究

通过DTA和TG结合X 射线衍射分析的方法,将硫化铜精矿加碳酸钙焙烧与硫化铜精矿焙烧的反应机理进行了对比研究。结果表明:加碳酸钙的硫化铜精矿焙烧在673～857K时铜的硫化物被氧化成硫酸盐;在857～1073K时生成的硫酸盐会发生分解。由数据分析可知它的两个阶段都受化学反应控制,其表观活化能和频率因子分别为E1=121.1kJ/mol,E2=182.9kJ/mol,A1=1.155×107s-1,A2=2.115×107s-1,其非等温动力学方程的表达式为:dαRT(1-α)2dT=Aβe-E     

高结晶水褐铁矿热分解非等温动力学研究

采用热分析(TG、DTG、DSC)技术,在不同升温速率下进行高结晶水褐铁矿热分解非等温动力学研究。结果表明:高结晶水褐铁矿热分解过程分为缓慢热阶段和快速热阶段,采用改良Coats-Redffen积分法进行了非等温动力学参数计算,拟合线性相关性都在0.98以上。缓慢阶段和快速阶段的表观活化能分别为18.69～20.63kJ/mol和94.31～102.55kJ/mol;升温速率对褐铁矿结晶水缓慢热分解阶段的影响不大,缓慢阶段热分解反应级数n=0.8,结晶水快速阶段热分解反应级数n=1。     

真空碳热还原制备碳氧钛的动力学研究

采用非等温固相模型对碳热还原TiO2历程和动力学条件进行研究。结果表明,真空碳热还原TiO2可分为四个阶段,第一阶段(1 373~1 523K)主要物相为C和TinO2n-1(n≥5),第二阶段(1 523~1 673K)主要物相为C、TiC0.5O0.5和TinO2n-1(2≤n≤4),第三阶段(1 673~1 833K)主要物相为C、Ti2O3和TiC0.5O0.5,第四阶段(1 833~1 973K)主要物相为TiC0.5O0.5;第一阶段动力学方程为α2=kt,受一维扩散控制,表观活化能为113.55kJ/mol,第二阶段动力学方程为(1-α)-1-1=kt,受二级化学反应控制,温度对还原率影响较大,表观活化能为303.36 kJ/mol,第三阶段动力学方程为2[(1-α)-1/2-1]=kt,受1.5级化学反应控制,还原剂不足对反应影响较大,表观活化能为53.93kJ/mol,第四阶段动力学方程为1-2α/3-(1-α)2/3=kt,受三维扩散控制,物料疏松成为晶核长大的限制环节,表观活化能为99.22kJ/mol。     

仲钨酸铵晶体生长速率常数和活化能研究

采用“成核期积分平均速率法”,运用阿累尼乌斯实验定律,求出仲钨酸铵晶体生长的表观活化能E表=94.657kJ/mol,得出仲钨酸铵晶体生长速率常数与温度的关系式为kn=8.46×1014exp(-94657/RT)。研究结果表明,温度升高,APT成核速率的增长幅度大于晶体生长速率的增长幅度,结晶产品粒度变细。     

高碱度电炉粉尘碳热还原动力学及反应机制

为研究高碱度电炉粉尘碳热还原反应动力学和反应机制。通过不同温度条件下含碳高碱度电炉粉尘的物相(XRD)解析其物相转变过程。采用热重分析法对不同配碳量和碱度的高碱度电炉粉尘进行热重实验,实验结果表明,配碳量和碱度能促进电炉粉尘碳热还原反应,提高碱度能降低反应所需的温度。最后,通过非等温动力学分析法对高碱度电炉粉尘进行动力学分析,基于KAS法和Coats-Redfern法,确定了主要的动力学参数,根据转化率(α)高碱度电炉粉尘碳热还原过程分为3个阶段：α=0～0.082,α=0.082～0.5和α=0.5～1.0。第1阶段,平均活化能为380.68 kJ/mol,反应由一维扩散控制。第2阶段和第3阶段的平均活化能分别为318.79 kJ/mol和264.42 kJ/mol,其反应均由化学反应控制。     

硫代硫酸盐提金理论研究—金溶解动力学

采用腐蚀电化学方法研究了金在硫代硫酸盐溶液中溶解的动力学。无铜、氨时,金的溶解活化能为27.99kJ/mol,Cu(NH_3)_4~(2+)为0.01mol/L,总氨浓度为0.5mol/L时活化能降为15.54kJ/mol;在0.001～0.1mol/L范围内,Cu(NH_3)_4~(2+)的反应级数为1。动力学研究的结果进一步揭示了铜、氨在浸金过程中的催化作用,并再次证实了作者提出的氨性硫代硫酸盐溶液浸金的电化学—催化机理。     

P507萃取分离硫酸溶液中钒和铁的动力学研究

钒作为一种稀有金属常与其他金属伴生,含钒矿石的硫酸浸出液中含有大量铁等杂质离子,严重影响钒的后续分离富集。萃取动力学研究是判断萃取过程控制步骤和金属离子萃取分离难易程度的重要方法。本文采用自行设计的圆筒型恒界面池对P507萃取硫酸溶液中V(Ⅳ)和Fe(Ⅱ)的动力学进行了研究。结果表明：水相是萃取过程的扩散阻力区,该萃取过程为化学反应控制类型,随着搅拌速度和萃取温度的升高,V(Ⅳ)和Fe(Ⅱ)的萃取速率均呈上升趋势。萃取V(Ⅳ)的表观活化能为48.68 kJ/mol,萃取Fe(Ⅱ)的表观活化能为135.11 kJ/mol, P507更容易萃取硫酸溶液中V(Ⅳ),有望实现V(Ⅳ)与Fe(Ⅱ)的高效分离。     

碱浸氧化锌矿中硅的浸出动力学

研究了难选异极矿型氧化锌矿氢氧化钠浸出过程中Si的浸出动力学.考察了浸出反应温度、氢氧化钠初始浓度对异极矿型氧化锌矿中Si的浸出速率的影响.并利用等浸出率法来确定浸出过程的控制步骤.结果表明,浸出反应表观活化能E=72.58 kJ/mol,属于化学反应控制;其反应级数K=4.57.提高氢氧化钠的浓度、反应温度,均可加速Si的浸出,提高Si的浸出率.     

D860树脂对V(Ⅳ)的吸附性能研究

研究D860阳离子交换树脂对V(Ⅳ)的吸附性能,进行pH、平衡吸附时间、温度和V(Ⅳ)初始浓度试验,分析了吸附过程的热力学、动力学特征以及等温吸附模型,同时研究了共存杂质离子对D860树脂吸附V(Ⅳ)的影响。结果表明,D860树脂吸附V(Ⅳ)的最佳pH为2.5,吸附平衡时间为8h,吸附量随温度、V(Ⅳ)初始浓度的升高而增大;吸附过程的ΔH=3.78kJ/mol、ΔS=49.44J/(mol·K)、ΔG298K=-10.95kJ/mol;拟一级、拟二级动力学模型均可以较好地解释吸附过程,吸附过程速率主要受颗粒扩散控制,表观吸附活化能为23.76kJ/mol;吸附符合Langmuir等温吸附模型;V/Al、V/P、V/Fe的分离因数均大于1。     

钒渣单复焙烧影响因素及热动力学研究

在钙化焙烧提钒新工艺中,对比研究了钒渣单复焙烧的影响因素、热力学及动力学。结果表明:单复焙烧熟料形貌差异较大,单焙烧熟料成块成球,复焙烧熟料疏松;熟料循环焙烧时循环比为0.50时转化率为90%以上;尾渣复焙烧转化率为16.20%,熟料单焙烧转化率为82.38%,说明单焙烧不完全,采用尾渣与熟料混合循环的复焙烧可以显著提高转化率,尾渣循环比R_2/R_1为0.67时转化率为89.55%;单焙烧钙钒比为0.6～0.8,复焙烧具有较低的钙钒比为0.40且可以再次利用单焙烧剩余钙量;单复焙烧4 h转化率分别约为85%、88%～92%;复焙烧温度较单焙烧温度低约30℃,低温下转化率高5.54～7.18个百分点;单复焙烧在870℃时化学反应平衡常数K分别为35.17、132.44;ΔG分别为-33.84 kJ/mol、-46.48 kJ/mol;ΔS分别为-0.220 9 kJ/mol、-0.198 1 kJ/mol;ΔH分别为216.88 kJ/mol、183.92 kJ/mol;钒渣单复焙烧反应受零级化学反应控制,反应活化能E分别为37.36 kJ/mol、30.65 kJ/mol;指前因子A分别为7.32×10~(13) min~(-1)、3.11×10~(13) min~(-1)。     

松木焦与无烟煤混燃特性及反应动力学

利用非等温热重法研究了松木焦、高炉喷吹用无烟煤及不同比例松木焦和煤粉混合试样的燃烧特性,对不同比例松木焦混合试样着火温度、燃尽温度和综合燃烧特性指数等燃烧特征参数进行了研究.并利用Coats-Redfern模型对混料主要燃烧过程进行动力学特性研究和燃烧限制性环节分析.结果表明,松木焦的加入对无烟煤的燃烧产生明显的促进作用.混料的燃烧过程主要分为2个阶段,分别为挥发分析出燃烧和焦燃烧阶段.当松木焦的质量分数由30％增至80％时,混料主要燃烧过程的2个阶段平均表观活化能分别由50.77 kJ/mol降至47.27 kJ/mol和74.45 kJ/mol降至23.30 kJ/mol.这2个阶段分别为一级化学反应控制和扩散动力学控制.     

氧气中嵌氧生成LiMn2O4的动力学

为了得到氧气中嵌氧生成LiMn2O4的动力学方程，用TG、XRD和H—E积分方程研究氧在其分解产物中的嵌入过程。1373～1243K的嵌氧反应为3LiMnO2 Mn3O4 (1—3δ／2)O2(g)—→3LiMn2O4—δ(Tetragonal)和LiMn2O4—δ(Tetragonal) δ／2O2(g)—→LiMn2O4(Cubic)，属生成核生长控制，活化能为-166．330kJ/mol。1243～1146K的嵌氧反应为LiMn2O4—δ(Tetragonal) δ／2O2(g)—→LiMn2O4(Cubic)，属于成核生长控制，活化能为-140．357kJ／mol。由H—E积分方程得到的动力学参数与、之间存在明显的动力学补偿效应。