熔锍Cu_2S吹炼动力学

本文研究了富氧吹炼、温度及空气流量等因素对熔体 Cu_2S 氧化脱硫速度的影响。试验结果表明,在 Cu—Cu_2S 体系中,反应速度为一常数,即在体系分层区,脱硫量与吹风时间成直线关系。直线斜率即反应速度随氧浓度、温度和空气流量的增高而增大。白冰铜(Cu_2S)在吹炼过程中的反应级数,在分层区:当Po_2<0.60atm 时,与氧分压为一阶反应,与硫浓度为零阶反应;Po_2>0.60atm 时,与 Po_2及硫浓度均为动力学上的零阶反应。在分层后的低硫单相区,用空气吹炼,与硫浓度及 Po_2均为一阶反应。试验还验证了:温度在1200℃时,用空气吹炼,脱硫速度由分层区转入低硫单相区时,有显著的转折点,与此转折点相应的含硫量约1.2%左右,和由热力学计算所得1.28%的含硫量相差不大。转折点以后的脱硫速度的降低,与含硫浓度的减少成直线关系,与硫活度的降低成比例。根据转折点前后的动力学方程式,讨论了铜转炉吹炼第二周期终点的控制问题。由于吹风量大,Cu—Cu_2S 系分层区吹炼过程的限制步骤,为氧分子在界面上的吸附作用,其动力学方程式与 Langmuir 等温吸附相似。     

冰铜富氧吹炼工艺的模型开发与应用

开发了铜转炉富氧吹炼冰铜过程的动态物料和能量控制模型及富氧吹炼节能模型,分析计算富氧浓度对物料和能量收地的影响,并预测富氧对转炉烟所在生成量,吹炼时间,冷料加入量的影响情况,结果与实践生产数据吻合较好。     

冰铜吹炼过程耗氧量及氧利用率仿真计算

对稳定生产条件下冰铜吹炼过程耗氧量及全期氧气利用率进行仿真计算。根据Cu,Fe,S三者的平衡关系，仿真计算出吹炼过程的理论耗氧量和全期氧利用率。转炉吹炼全期氧利用率的平均计算值在93%以上，同国外转炉的氧气利用率一致。某些炉次的全期氧气利用率与平均值相差较大，主要原因是生产记录的失真及生产情况不稳定。     

富氧吹炼风口区炉衬蚀损机理研究

冰铜转炉在吹炼过程中风口区及风口上方区域炉衬蚀损严重,其蚀损状况决定炉寿高低,通过对富氧吹炼前后被腐蚀镁砖样的Ｘ射线衍射分析和光学显微分析表明,富氧吹炼前风口区以金属Ｃｕ沿耐火砖裂缝与毛细孔侵染为主,风口上方区域则以Ｃｕ２Ｓ为主,伴有少量的金属Ｃｕ和Ｆｅ３Ｏ４,而采用富氧后均烃金属Ｃｕ为主,伴有少量的Ｃｕ２Ｓ和Ｆｅ３Ｏ４风口上方区域炉衬被侵蚀的状况有明显减轻。研究人炼的热力学条件和流体力学对炉衬的     

用氧浓差电池测定冰铜转炉吹炼过程熔体的氧位

用稳定的ZrO_2固体电解质构成下列氧浓差电池: Pt,Cr,Cr_2O_3|ZrO_2(CaO)|Pt,Ar-O_2|ZrO_2(CaO)|冰铜,Pt Pt,Cr,Cr_2O_3|ZrO_2(CaO)|Pt,Ar-O_2|ZrO_2(CaO)|炉渣,Pt Pt,Cr,Cr_2O_3|ZrO_2(CaO)|Pt,Ar-O_2|ZrO_2(CaO)|粗铜,Pt 测定了转炉吹炼冰铜过程中冰铜、炉渣、白冰铜及粗铜试样的氧位。鼓风炉冰铜的平衡氧分压约为10~(-14)atm(1343k),在转炉吹炼过程造渣期中冰铜的平衡氧分压由10~(-11)atm渐次增长到10~(-9)atm,而炉渣的平衡氧分压总保持为10~(-11)atm数量级;在造铜期中白冰铜的平衡氧分压跃增到10~(-3)atm,最后粗铜的平衡氧分压提高到4.6×10~(-5)atm(1513k)。用热力学数据计算了粗铜中氧的活度及氧的浓度。     

冰铜吹炼造铜期金银行为的研究

以工厂转炉吹炼的白冰铜为试料,应用模拟吹炼及静态平衡相结合的方法,在实验室中系统地研究了铜冰铜转炉吹炼造铜期金、银的行为。得出1250℃的 L°_(Au)=103,L°_(Ag)=2,L_(Au)、L_(Ag)随温度的上升而增大,体系中铁含量的增高对 L_(Au)产生负影响,而对 L_(Ag)却产生正影响。实验结果表明,若采用金的富集熔炼,分离粗铜相与白冰铜相的最佳时机约在机铜产出率为10%时。     

高品位锍吹炼动力学的研究

本文研究了富氧空气、反应温度、鼓风流量、熔锍品位以及钙氧铁素体渣对高品位锍氧化脱硫速度的影响。实验求出吹炼过程中一、二周期脱硫速度与氧分压的动力学方程式,FeS、Cu_2S脱硫速度与氧及硫浓度关系的反应级数,并从动力学角度比较了三菱法吹炼炉钙氧铁素体渣与硅酸铁渣对脱硫速度的影响。     

Cu_2S—Ni_3S_2系相平衡

镍的有色冶金中,Cu_2S—Ni_3S_2二元系是重要的平衡体系。有关Cu_2S—Ni_3S_2二元系相图前人所得结论均有差异。本文利用石英管淬火技术,差热分析,电子探针(EDX,WDX)等研究了Cu_2S—Ni_3S_2二元系的相平衡。研究认为Ni_3S_2在536℃时转变为高温相Ni_(3±x)S_2并在805±2℃时熔化。Cu_2S—Ni_3S_2二元系的共晶温度是740±5℃,共晶点成分为Cu_2S16Wt%、Ni_3S_284wt%。Ni_3S_2端存在固溶区,高温Ni_3S_2固溶铜3—6wt%,低温Ni_3S_2固溶铜0.6—1.5wt%。室温下Cu_2S固溶镍为1.2—3.6wt%。     

铅冰铜氧压浸出铜锌试验研究

为有效回收铅冰铜和烟灰中的铜铅锌资源,采用浮选试验和硫酸氧压浸出方法,探讨了回收铜、锌的可行性。研究表明:浮选分离铅冰铜中铜铅较为困难,而铅冰铜单独氧压浸出和铅冰铜与烟灰混合浸出均能取得较好的铜锌浸出效果,且混合处理指标更优。适宜条件下,铅冰铜单独浸出时,铜、锌浸出率达到88.25%和95.46%;铅冰铜与烟灰混合浸出时,铜、锌浸出率达到94.40%和99.65%。浸出液多次循环浸出,铜锌浸出率都能维持在83%以上,浸出液循环后溶液中铜锌浓度能满足后续工序要求。     

Cu_2S-FeS-SiO_2-CaO系熔体氧化动力学及机理

在气体喷吹熔体表面的情况下,测定了Cu_2S-FeS-SiO_2-CaO系熔体氧化动力学。结果表明,熔体中FeS优先于Cu_2S氧化;硫的氧化反应对po_2为一级反应,对aFeS为零级反应,反应表观活化能为55.7kCal/mol;反应前期硫的氧化速率明显高于Fe~(2 )的氧化速率。随着反应的进行,Fe~(2 )的氧化速率显着增加。渣中CaO在一定范围内增加,脱硫速率及渣含Fe_3O_4提高;氧通过渣相的传递为总速率的控制步骤,氧的传递按两类机构来完成;气相氧浓度提高及渣中CaO增加的作用在于提高渣相中氧的传递速率。     

铅冰铜加压氧浸湿法工艺与元素走向研究

根据铅冰铜物相组成特点,提出综合回收铅冰铜中Pb、Cu、In、Ag、Au等高经济价值元素的加压氧浸全湿法工艺,并分析此湿法回收工艺中元素组成与各元素回收率。结果表明,在适当条件下,加压氧浸全湿法综合回收工艺能回收铅冰铜中93.4%以上的铜、88.5%以上的铅、85.1%以上的铟、86.2%以上的银、81.3%以上金,取得较好的综合回收效果,既节约了资源,又可取得显著的经济效益。     

混合气体(H_2 CO)还原氧化铅的动力学研究

本文采用等温热重法研究了混合气体(H_2 CO)还原氧化铅的速率过程。实验结果表明氧化铅的还原过程主要受界面反应控制,其表观活化能为108.25kJ/mol。当温度低于510℃时,混合气体(40%H_2 60%CO)的还原速率均比氢气或一氧化碳的还原速率快,这显示了混合气体低温还原氧化铅的优势。     

结构动力学基本理论及其应用(2)

二、双自由度体系 多自由度体系在了解了单自由度体系之后,便不难推导出双自由度体系的计算公式。双自由度体系是多自由度体系的开始,具有特殊的意义,在(三)中将用双自由度体系较简捷地解决多层多跨框架厂房水平振动这样一个较复杂的问题。前已述及,动力学中的自由度,是指确定体系振动状态所需要的未知数个数。对于双自由度体系,需要求解含有两个未知数的方程组。在双自由度体系中,开始明显提出振型的概念。对于多自由度体系,只给出一般性的频率方程,不作深究。     

Ni3S2阳极溶解电化学动力学的研究

采用多种现代电化学研究方法和计算机数学模拟手段，研究了Ｎｉ３Ｓ２阳极在氯化物溶液中的电化学溶解。结果表明，Ｎｉ３Ｓ２阳极溶解是一种不可逆的电极过程，其反应速度受反应粒子的放电步骤和产物的固相扩散步骤混合控制，而与反应粒子的液相扩散步骤无关，在理论分析和实验的基础上，导出了电极反应的特征方程。     

含钒石煤富氧焙烧工艺研究

以陕西某含钒石煤为原料, 进行了富氧焙烧工艺研究。考察了焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度和焙烧气氛等因素对焙砂中钒氧转率的影响。实验得出最佳焙烧条件为: 焙烧温度850 ℃, 焙烧时间30 min, 磨矿粒度-74 μm, 氧气浓度80%, 在此条件下可以得到钒氧转率78%以上的焙砂。     

不同富氧条件下O_2/CO_2地下气化试验效果研究

为研究O_2/CO_2作为气化剂在褐煤地下气化过程中的气化效果,通过地下气化模型试验系统,分别对比了O_2/CO_2和O_2/Air这2种气化方式的炉内温度场分布、出口煤气组成以及污染物排放效果,并对O_2/CO_2气化方式所产生的CO_2减排量进行了计算。试验结果表明:高浓度CO_2的存在可以延长气化时间,使炉内温度场向垂直方向分布;含氧体积分数60%时,O_2/CO_2和O_2/Air气化速率相近,温度变化相似,并能获得最大的出口煤气热值;含氧体积分数为40%时O_2/CO_2气化可以获得最大的CO_2减排量,比O_2/Air气化减少燃煤量40%左右;在整个气化过程中,O_2/CO_2气化比O_2/Air气化可以显著降低H2S和NH3的排放量。     

BFe10-1-1白铜管在熔融SnAg_3Cu_(0.5)中的溶蚀行为

将白铜管分别浸入280,320,360和400℃熔融锡中保温2,4,6,8和10 h,冷却后采用金相显微镜观察溶蚀产物形貌及检测管壁厚度,根据试验数据建立溶蚀速率数学模型,采用扫描电镜及能谱仪分析反应产物及成分组成,探讨溶蚀机理。结果表明,随着熔融锡温度的升高,白铜管溶蚀速率增大,从280℃开始,熔融锡温度每升高40℃,白铜管的溶蚀速率递增0.05 mm/h,溶蚀产物为含有Cu-Ni-Sn元素的金属间化合物,白铜管的减薄机理是在白铜管与熔融锡接触界面铜和镍与锡发生反应,使白铜管中的铜和镍不断进入熔融锡中导致白铜管溶蚀消耗而减薄。     

辉锑矿富氧挥发熔池熔炼工艺研究

利用Fact Sage6.2软件进行热力学计算,绘制不同温度Sb-S-O系热力学平衡图。采用单因素试验法对辉锑矿富氧挥发熔池熔炼工艺进行研究。考察了反应温度、富氧浓度及反应时间对辉锑矿富氧挥发熔炼渣锑含量的影响规律,获得优化工艺参数为:反应温度1200℃,反应时间60 min,富氧浓度80%。优化试验条件下辉锑矿富氧挥发熔炼渣含锑低至0.33%。     

白银炉富氧自热熔炼工艺研究

本文针对白银有色金属公司冶炼厂提供的硫化铜精矿,研究了在高富氧熔炼条件下,氧料比、冰铜品位、冰铜及渣中Ｆｅ３Ｏ４含量、氧利用率、脱硫速率与富氧浓度关系、渣中铜损失及其影响因素,为我国白银炼铜炉实现富氧自热熔炼提供实验依据。     

四方金矿富氧浸出的试验研究

介绍了四方金矿依据现场的实际情况进行富氧浸出工艺的试验研究工作。当氰化钠浓度控制在0．026％-0．028％时,与常规浸出相比可节省浸吸时间8．8h,缩短25％;若把氰化钠耗量降低50％,氰化钠浓度控制在0．013％-0．014％时,浸吸35．2h仍可保证尾渣0．10g／t,尾液0．020g／m^3的指标。