氟盐对Al-Si-Fe合金热法制镁过程的影响

采用Al-Si-Fe合金为还原剂,在真空条件下热还原煅后白云石(煅白)制备金属镁。通过对产物的XRD衍射及所得镁还原率的分析,研究了CaF2和MgF2对还原过程的影响。结果表明:在其他条件相同的情况下,氟盐的加入可以明显加速还原反应;在氟盐添加量1%~5%内,镁还原率随氟盐添加量增大而增大,而后呈现平缓的趋势;氟盐在对还原过程的加速效果随温度增加而下降;同等质量的CaF2和MgF2,CaF2对反应加速效果较好。此外,初步探讨了氟盐对Al-Si-Fe合金热法制镁过程的影响机理,氟盐的加入提高了煅白表面氧化物的活性,促进还原反应的进行,从而提高了镁还原率。氟盐在反应中并非起到单纯的加速作用,同时自身转变为新物质。     

催化剂对真空碳热还原MgO的影响

对碳热还原MgO进行了热力学计算,并研究了氟盐对MgO还原率的影响。结果表明在无催化剂的条件下,还原温度和时间分别为1500℃和60min时,MgO的还原率为67.05%,而氟盐的加入能大幅度提高MgO还原率,还原时间较长时CaF2的催化效果比MgF2的好。     

碳热还原-低碳精炼处理含铜污泥分离富集有价金属

含铜污泥含有铜、锌、镍、锡、铅等多种有价金属,为了回收其中的有价金属,本研究提出了"碳热还原焙烧-低碳氧化还原精炼"创新工艺。首先通过碳热还原焙烧将锌、锡、铅等有价金属挥发入烟气得以回收,在还原温度为1473 K,碳含量为20%,反应时间为60 min的条件下,铅、锡和锌的脱除率分别达到90.77%、95.14%和99.92%。然后通过低碳氧化还原精炼,在氧化温度为1573 K,加入SiO_2量为6%,反应时间为180 min条件下,可得到适用于建筑材料的水淬渣,最后在还原温度为1473 K,碳加入量为8%,反应时间为20 min,将铜、镍富集于阳极铜板中,阳极板中铜含量可达98%以上,符合铜电解的要求。本研究实现有价金属的全回收,较现有的含铜污泥处理工艺,具有流程短,能耗低,有价金属回收率高,经济环保等显著优点。     

硅酸锌硫化转化行为与物相转变机制

为实现硅酸锌高效转化为硫化锌(ZnS),研究了在不同条件下硅酸锌硫化转化行为和物相转变机制。采用HSC和Factsage软件计算构建了硅酸锌硫化反应的热力学基础,通过热重分析和焙烧实验研究了硅酸锌的硫化转化行为,并考察了硫化过程中物相转变规律及矿物微观形貌特征变化。结果表明：黄铁矿主要通过分解产生气体硫与硅酸锌发生硫化反应,温度、黄铁矿用量和碳用量都是影响硅酸锌硫化行为的主要因素,适当升高温度、增加碳和黄铁矿用量可提高锌硫化率,且添加钠盐有助于硅酸锌硫化。在最佳条件下,硅酸锌硫化率可达92%,硫化焙烧产物主要是纤锌矿、闪锌矿、磁铁矿和方英石。实现了锌的选择性硫化,但是人造硫化锌矿晶粒较小且结晶较差,添加钠盐能够有效促进人造硫化锌的结晶和晶粒生长。     

真空蒸馏脱粗铋中银的新工艺

为克服粗铋精炼中，传统的加锌除银工艺存在的效率低、污染环境等问题，提出了用真空蒸馏，将铋蒸馏、冷凝，银残留在蒸馏渣中的脱银工艺。实验研究表明，粗铋的真空蒸馏脱银在温度约１０５０℃和约３０Ｐａ真空条件下，经过两次一级蒸馏或一次两级蒸馏，使铋中含银量达到低于５×１０－４％的要求。据实验结论设计的内加热闭式多级连续粗铋真空蒸馏炉，具有进出料方便、炉况稳定、热效率高、自动控制和对环境无污染等优点。     

真空碳热还原制备Mg-Li合金热力学分析

提出了真空碳热还原制备Mg-Li合金的新思路,并对还原反应进行了热力学分析,研究了还原反应的反应式、吉布斯自由能及临界还原温度。结果表明:真空碳热还原制备Mg-Li合金具备热力学可行性,且其吉布斯自由能随真空度和反应温度的升高而降低;相同真空度下,该反应的临界反应温度低于真空碳热还原制备金属Mg、金属Li的临界温度,反应更容易进行;当真空度为10 Pa,Li_2O的相对比例为0.1时,真空碳热还原制备Mg-Li合金的临界反应温度为1345 K;在常规皮江法(真空硅热还原法)制镁的反应条件下,不论反应物料中Mg O、Li_2O相对比例为多少,真空碳热还原制备Mg-Li合金均具有热力学可行性。     

含碳铬铁矿球团的固态还原特性

通过含碳铬铁矿粉矿成球及还原实验,研究还原温度、内配碳量、还原时间和添加剂对铬铁矿球团预还原结果的影响.结果表明:还原温度和内配碳量对预还原球团的金属化指标影响非常明显,温度高于1200℃时,铬铁矿预还原球团的金属化指标开始明显增加,内配碳比Ic/o=1.2为铬铁矿预还原球团的较佳配比;高温(≥1 300℃)时,可实现含碳铬铁矿球团的快速还原(f≤1 h);低温时,铁优先于铬还原,总还原反应完成时间需3~4 h.添加剂强化含碳铬铁矿球团预还原的实验结果表明,不同添加剂对还原反应的影响具有较大差异;不同温度下,相同添加剂的催化能力也有一定的差异;实验所涉及的添加剂中以NaCl、Na2B4O7·10H2O和Na2CO3的催化效果较好.     

铁酸锌选择性还原方法及其在锌焙砂处理中的应用

针对高铁锌焙砂现有冶炼方法的不足提出选择性还原-浸出处理锌焙砂工艺。锌焙砂中锌铁主要物相为铁酸锌,首先采用热力学软件Factsage对铁酸锌还原过程进行分析,得出铁酸锌选择性还原控制条件,并结合热重分析和化学分析对热力学分析结果进行验证。结果表明:以可溶性锌和亚铁含量为评价指标的最佳磁化焙烧条件为焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,CO分压8%(体积分数),VCO/(VCO+VCO2)气氛比30%,此时的占总锌比率(可溶锌率)为91.89%,亚铁占总铁的比例(亚铁率)为51.19%。将上述理论计算和分析结果应用于锌焙砂处理,焙烧产物中的锌通过酸浸回收,铁以磁性氧化铁形式赋存于焙砂中;以铁锌浸出率为考察指标得出最佳浸出条件为温度30℃、初始酸度90 g/L、液固比10:1、反应时间10 min,此时选择性浸出效果较为理想。     

二氧化硫还原分解铁酸锌及锌浸渣工艺

锌冶炼浸出渣中锌主要以铁酸锌的形式存在,针对锌浸渣中铁酸锌难于分解的问题,以铁酸锌作为研究对象,研究二氧化硫作用下铁酸锌中锌的溶出和Fe(Ⅲ)的还原行为。考察初始硫酸浓度、液固比、二氧化硫通入量、反应时间、反应温度对二氧化硫还原分解铁酸锌行为的影响。结果表明:最佳反应条件如下,初始硫酸浓度120 g/L、液固比11:1、二氧化硫通入量0.41×10~(-2)mol/g、反应时间120 min、反应温度105℃。在最佳反应条件下,对锌浸渣开展还原浸出实验,锌的浸出率能达到99%以上,Fe(Ⅲ)的还原率能达到98%。通过ICP-MS和XRD分析表明,锌浸渣中的铁酸锌完全分解,还原浸出渣的主要成分为锌和铅,分别以ZnS和PbSO_4的形式存在。     

真空低温(250～400℃)下利用含镁冷凝物还原四氯化钛

本文较详细的论述了利用蒸馏副产物—含镁冷凝物还原四氯化钛工艺过程的操作方法、技术条件以及还原设备的结构特点。文中指出,往反应器中加入不少于装入总镁量的15％的冷凝镁,在真空低温(200℃)下可进行还原反应,化学反应热使镁锭熔化,致使温度上升到850～900℃。该法的特点在于:1)可直接利用回收蒸馏的大量副产物;2)节省电能消耗;3)提高海绵钛的质量;4)设备结构比较简单。同时,作者还对于反应过程的机理做了预测。     

Kinetics of magnesium preparation by vacuum-assisted carbothermic reduction method

Metallic magnesium was prepared by vacuumassisted carbothermic reduction method, and its morphologies were observed and analyzed. The reduction ratios of reactions were carried out under various vacuums, reaction temperatures, and time. Reaction kinetics of carbothermic reduction process was investigated. The results reveal that the morphologies of metallic magnesium sample that crystallized in the bottom and top sections of the condensation cap appear as the shape of feather with close-packing needle structure and the shape of schistose with metal luster,compactly clumpy structure, respectively. The reduction ratio of reaction process can be facilitated through reducing vacuum, increasing temperature, lengthening time, or their combinations and can reach up to 83.7 % under the condition of 10 Pa and 1573 K with 60 min reaction time. At1423–1573 K, the reaction rate constant k of carbothermic reduction of magnesia in vacuum gets greater with the increase of temperature. The reaction activity energy is190.28, 219.71 and 451.12–528.54 k J mol-1when the procedure of carbon gasification reaction, interfacial reaction, or gaseous diffusion is the reaction rate-determining step at 1423–1573 K, respectively. The gaseous diffusion procedure has the largest activity energy value and is,therefore, the main reaction rate-determining step.     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

氟盐对炼镁还原渣中氧化铝浸出率的影响研究

以白云石和菱镁石为原料以铝粉为还原剂真空热还原炼镁过程中添加氟化钙可使镁还原率提高5%以上,还原温度降低50℃,还原后还原渣的主要物相为CaO.2Al2O3,加入的氟化钙在还原过程会参与反应生成氟铝酸钙。在实验室以氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液对该含氟盐还原渣中氧化铝的浸出进行了研究,研究结果表明:经碱液浸出后还原渣中的CaO.2Al2O3全部被分解,还原渣中的氧化铝浸出率在70%以上,浸出渣的主要物相为CaCO3。含氟盐炼镁还原中氧化铝的浸出率比不含氟盐的氧化铝浸出率低10%以上,在还原过程中生成的氟铝酸钙和浸出过程中生成的水合铝酸钙是导致氧化铝损失增加的主要原因。     

Si3N4／SiC复合陶瓷粉末的研制

研究了添加晶种的碳热还原ＳｉＯ２法制取Ｓｉ３Ｎ４／ＳｉＣ复合粉末的工艺。发现反应温度的升高、反应时间的延长、原料ＳｉＯ２粉比表面的增大、添加Ｓｉ３Ｎ４晶种以及提高Ｎ２流速，均有利于Ｓｉ３Ｎ４、ＳｉＣ相含量的增加。当ＳｉＯ２：Ｃ为１：２，加入１０Ｗｔ％Ｓｉ３Ｎ４品种时，在１３５０℃下于Ｎ２流速为０．４ｍ３·ｈ－１气氛下反应４ｈ，可得到平均粒度为０．４６ｍ，含Ｎ２３．９ｗｔ％、Ｃ６．２５Ｗｔ％、Ｏ２．９０ｗｔ％的Ｓｉ３Ｎ４／ＳｉＣ超细复合粉末。     

盐酸浸出机械活化和碳热还原钛铁矿制备纳米二氧化钛(英文)

采用一个新工艺来处理天然钛铁矿并制备高品位的人造金红石纳米颗粒。该工艺主要包括球磨、碳热还原和盐酸浸出步骤。天然钛铁矿通过球磨处理后,颗粒尺寸会大幅度减小;后续的碳热还原会导致高钛渣的形成。在盐酸浸出工序中,重点考察了酸浸时间、温度和酸的浓度对浸出过程的影响。通过优化工艺条件,最后所得到的产品为纯度超过98.0%、颗粒尺寸为10～200nm的TiO2纳米颗粒。     

Pressure leaching of zinc silicate ore in sulfuric acid medium

Zinc silicate ore was characterized mineralogically and the results showed that zinc exists mainly as hemimorphite and smithsonite in the sample. Sulfuric acid pressure leaching of zinc silicate ore was carried out to assess the effect of particle size, sulfuric acid concentration, pressure, reaction time and temperature on the extraction of zinc and the dissolution of silica. Under the optimum conditions employed, up to 99.25% of zinc extraction and 0.20% silica dissolution are obtained. The main minerals in leaching residue are quartz and small amounts of undissolved oxide minerals of iron, lead and aluminum are associated with quartz.     

The ancient brass cementation processes revisited by extensive experimental simulation

Prior to the mastering of metallic zinc production in the mid-19th century, brass making in Europe was based on the so-called cementation process: within a more or less closed vessel, gaseous zinc is produced by the carbothermic reduction of zinc ore at around 1,000°C (±100°C), and simultaneously diffuses into metallic copper. Few ancient brass objects dated before the Industrial Revolution analyzed so far bear more than 30 wt.% zinc, so that this zinc content value has become a dating criterion for these artifacts. The systematic laboratory-scale experimental simulations of the ancient process presented here permit the multiple influences of temperature, isothermal treatment duration, and initial Zn/Cu ratio on the zinc content of the final products, and on the zinc recovery rates as well, to be investigated for the first time.     

水热合成钨前驱体-碳热还原-碳化制备超细纳米级碳化钨

提出了一种以水热合成的PbWO₄为原料,然后通过碳热还原-碳化获得超细WC的方法。以PbWO₄为钨中间产品,避免了氨氮试剂的引入;采用碳还原的方式可避免水蒸气的产生,抑制了钨粉的长大。结果表明：在初始pH为7.0、反应温度为160 ℃,反应时间为4.5 h的条件下,Na₂WO₄溶液中99.9%（质量分数）以上的W以PbWO₄的形式回收。然后采用低温碳还原PbWO₄,在C:W摩尔比为5、950 ℃的条件下还原3 h,获得了W和C的混合物,该混合物中预加富余的C有助于抑制钨粉的团聚。然后将W和C混合物高温碳化,在1200 ℃下反应6 h,获得了粒径约为60 nm的WC粉末。     

Size-controlled synthesis of high-purity tungsten carbide powders via a carbothermic reduction–carburization process

In this paper, a novel method is proposed to synthesize high-purity tungsten carbide (WC) powders with different sizes via carbothermic reduction of yellow tungsten trioxide (WO₃) followed by the further carbonization process. The effects of the reaction temperature, reaction time and C/WO₃ molar ratio on the phase transition and morphology evolution of the products are investigated in detail. The results reveal that the morphology of the final products is mainly determined at the carbothermic reduction stage, and the particle size of WC is significantly affected by the C/WO₃ molar ratio and reaction temperature. It can be concluded from experimental results that particle size of WC increased with the increased of temperature, but decreased with increased of C/WO₃ molar ratio. When the C/WO₃ molar ratio is 2.7–3.5, the single phase WC with a size of 178–825 nm can be obtained after further carbonization at 1200 °C.