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本文介绍了封闭电炉以块铬矿搭配铬精矿冶烁炭素铬铁的经验。使用块度较好且易熔的块铅矿时可搭配50%的铬精矿,能获得较好的技术经济指标。冶炼中炉渣含 MgO 控制在34—41%,MgO/Al_2O_3之比值控制在1.5~1.8,可使渣中 Cr_2O_3降到4%以下。 相似文献
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测定了含Cr_2O_3炉渣的成渣温度.渣中含有少量(≈2%)Cr_2O_3,可使成渣温度下降30~80℃,Cr_2O_3含量超过4%,成渣温度又上升到1450℃±.因此在吹炼含铬铁水时,若渣中Cr_2O_3含量控制在4%以下时,吹炼操作不会有困难.在吹炼含铬半钢情况下,若用红砖作助熔剂,同时炉渣成份控制在下列范围内,CaO/SiO_2=3~5,Cr_2O_3<7%, ∑FeO~20%, Al_2O_3≈3%,,成渣温度火致在1280~1360℃.工业试验证明,吹炼操作顺利,渣化得快,化得透.对红砖的助熔作用也作了初步观察. 相似文献
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本文研究在2.7NaF·AlF_3—Al_2O_3—MgF_2—Cr_2O_3熔盐中,铝热还原法制取铝—铬合金时,温度、Cr_2O_3的加入量、Al_2O_3浓度和热还原时间等因素对制取合金的影响,以及在饱和Al_2O_3条件下,熔盐电解法制取铝—铬合金的可行性。结果表明,在970℃下,热还原反应效果最好,熔盐中的Cr_2O_3含量增加,合金中铬含量增加,而Al_2O_3浓度的增加,对铬含量影响不大,在很短的时间内,热还原反应就能达到平衡;熔盐电解法制取铝—铬合金,随着电解时间的增加,合金中铬含量增加,熔液中Cr_2O_3含量增加。 相似文献
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前言奥托孔普在近20年中一直开采1959年在靠近北芬兰的凯米市发现的铬矿矿床,以此生产块矿、铬精矿和铬铁。该矿床储量大,但含Cr_2O_3品位低,只有25%,Cr/Fe是1.5。现在暂时由露天开采,总矿储量估计有1.5亿吨。 1968年开始投产。由于含铬量低,为了 相似文献
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V,Cr分离和提取新工艺 总被引:1,自引:0,他引:1
本文研究了从钒钛磁铁矿钠化焙烧物料中,采用沉淀 V_2O_5及 TBP 从母液中提取铬联合工艺流程。本工艺不使用任何商品反萃剂,而使用伯胺萃钒后的弱碱性含铬溶液作为 TBP 负荷有机相中铬的反萃剂,单级反萃率近于100%。反萃取反应可写作:H_2Cr_2O_7·nTBP 2CrO_4~(2-)(?)2Cr_2O_7~(2-) H_2O nTBP。本工作对处理钒铬共生矿及其它含钒铬物料具有一定的实用价值和经济意义。 相似文献
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在不锈钢钢包中开展顶吹氮气搅拌工艺试验,研究了顶吹搅拌的流量、时间以及钢液初始温度三个参数对炉渣中铬元素还原程度的影响,结果表明:顶吹搅拌可大幅提高炉渣中铬元素的还原程度,经10 min顶吹搅拌可降低至0.97%,已接近实验室条件下的w(Cr_2O_3)为0.7%。生产实践中在顶吹氮气搅拌时间为10 min,流量为300 L/min,钢液初始温度为1 475℃的条件下,炉渣中w(Cr_2O_3)平均值为0.87%,满足生产中对铬回收的要求。 相似文献
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《铁合金》2015,(1)
本文围绕电硅热法冶炼镍铬不锈钢基料新工艺中的脱硅增铬工序,进行了脱硅增铬的工艺平衡实验,可知合金中的硅含量与铬分配比和炉渣二元碱度R有关,其工艺平衡经验式为:[Si%]=6.81-0.19×[Cr]/(Cr_2O_3)-3.55×R([Si]≤1%)和[Si]=70.07-0.27×[Cr](Cr_2O_3)+-36.30×R([Si]10%)。冷装法和电炉-摇包法两种冶炼工艺的物料平衡计算结果表明,采用含硅20%的高硅镍铁合金原料生产硅含量分别为1.00%、0.18%的镍铬不锈钢基料,采用冷装法工艺终渣碱度应分别控制在1.1~1.4和1.3~1.6之间,铬回收率分别可达85.02%~93.82%和85.32%~93.48%;采用电炉-摇包法,高硅镍铁预脱硅后的硅含量应分别控制在15.40%~16.5%和15.70%~16.30%之间,铬的回收率分别可达91.30%~97.73%和93.95%~97.53%。 相似文献
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《稀有金属与硬质合金》2020,(1)
采用粉末冶金技术制备CoO和Cr_2O_3复合掺杂17Ni/(10NiO-NiFe_2O_4)金属陶瓷材料,通过XRD、SEM分析了材料的物相和形貌,并检测了材料的相对密度、显微硬度、断裂韧性及抗弯强度,探究不同含量、不同比例的CoO和Cr_2O_3复合掺杂剂对金属陶瓷材料力学性能的影响。结果表明:CoO和Cr_2O_3复合掺杂剂固溶到陶瓷基体相NiFe_2O_4晶格中,促进了烧结致密化,金属陶瓷的力学性能也随之提升。当添加CoO和Cr_2O_3复合掺杂剂总量为1%(CoO/Cr_2O_3质量比1∶2)时,金属陶瓷的硬度和断裂韧性分别高达740.65N/mm~2和9.61MPa·m~(1/2),较未掺杂的金属陶瓷试样分别提高了7.35%和169.19%;当添加CoO和Cr_2O_3复合掺杂剂总量为2%(CoO/Cr_2O_3质量比2∶1)时,金属陶瓷的抗弯强度高达175.66MPa,较未掺杂的金属陶瓷试样提高了31.97%。 相似文献
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《特殊钢》2017,(3)
试验研究了铁水中铬含量(0.15%~0.27%)对脱磷率、Cr、Mn回收率和HRB400钢力学性能的影响。通过生产实践得出铁水最佳Cr含量为0.18%~0.25%和炉渣(Cr_2O_3)为2%,通过合理控制炉渣成分(/%:45.84CaO,16.10SiO_2,8.81MgO,1.60Al_2O_3,3.48P_2O_5,1.55Cr_2O_3,13.23TFe,R2.84),转炉脱磷率为80.33%,Cr的回收率为71.35%,转炉终点[Cr]为0.13%以上,钢中Si含量可降低0.02%,Mn含量降低0.03%,可有效利用残余元素Cr替代部分Si和Mn,降低了生产成本。 相似文献
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用氢还原铁粉中Cr_2O_3的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文用实验方法将纯Cr_2O_3(按1%含铬量)与铁粉混合后,用工业氢还原,在800℃已明显开始,1050℃基本完成。用热力学原理分析了纯Cr_2O_3和有大量铁存在下用氢还原的条件。计算了氢气中的PH_2O和铁中铬的浓度对还原温度的影响。理论和实验都说明铬作为低合金元索在粉末冶金中的应用是可行的。 相似文献
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《稀有金属》2015,(12)
通过计算反应Gibbs自由能对钒铬渣物相组成的氧化钠化过程进行理论分析,提出采用两步氧化钠化焙烧分离钒铬渣中的钒、铬。主要考察了焙烧温度、焙烧时间和苏打比对钒铬渣中钒、铬转浸率的影响。结果表明:钒铬渣氧化钠化焙烧提钒的最佳条件为焙烧温度830℃、焙烧时间2.5h和苏打比1.3,钒、铬的转浸率分别为88.6%和1.28%;提钒残渣氧化钠化焙烧提铬的最佳工艺条件为焙烧温度1100℃、焙烧时间2.5h和苏打比2.4,铬的转浸率大于80%。通过对渣相进行X射线衍射(XRD)和背散射电子(BSE)分析,钒铬渣焙烧熟料的主要物相为Fe_2O_3,FeTiO_3,Na_2Si_2O_5,NaVO_3和Cr_3O_8;进一步分析提钒残渣氧化钠化提铬机制,确定生成Na_2CrO_4的主要反应为CrO_3与Na_2Si_2O_5和NaFeO_2等中间产物发生的置换反应。 相似文献
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摇炉渣洗硅铬合金及其冶炼微碳铬铁的工业试验 总被引:1,自引:1,他引:0
我厂过去一直以传统的电硅热法生产微碳铬铁。据83年统计,产品单位电耗为1738度/吨,指标较好,但其含磷量(0.035%)比具有国际先进水平的西德国家标准(P≤0.030%)要高。另外,渣中含Cr_2O_3为4.16%按年产15000吨微碳铬铁计算,每年将损失Cr_2O_31079吨。为解决上述两个问题,我们在1982年摇包渣洗硅铬合金试验的基础上, 相似文献
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渗金属融盐中铬化合物的相分析,对控制渗铬工艺过程与机理的研究均有一定的实际意义。渗铬融盐中除含有大量金属铬外,同时还可能含有铬的氯化物和氧化物。但有关这些化合物的相互分离方法。似未见有文献报导。故本文对这些铬化合物的分析化学性质首先进行了比较和研究,同时讨论了数种溶剂对不同铬化合物的溶解作用。指出用FeCl_3的盐酸溶液可选择溶解CrCl_2,用含有少量二价铬的盐酸可选择溶解CrCl_3,而Cr°和Cr_2O_3在此二溶剂中则完全不被溶解。同时指出,用稀硫酸作金属铬的选择性溶剂,即可与Cr_2O_3有效地 相似文献
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在理论计算的基础上,对高铬钢的选择氧化脱磷进行了实验室研究。发现BaO—BaCl_2—氧化物渣系对高铬钢的脱磷是完全可行的。当用Cr_2O_3替代Fe_2O_3作为氧化剂来控制氧化时,可以达到去磷保铬的目的。并用BaO—BaCl_2(BaF_2)—Cr_2O_3渣系对高铬钢进行了在低[C]低渣量下的脱磷,为工业生产提出初步建议。 相似文献
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采用O216—3~#惰性溶剂为萃取剂溶液,以钠化焙烧钒铬渣浸出液为原料,研究了浸出液萃前pH值、萃取剂溶液浓度、萃取温度、萃取反应时间、相比等因素对钒铬的萃取分离的效果,测定最佳工艺下萃取剂溶液的饱和容量。得到的最佳工艺条件为:浸出液pH为1.8、体积浓度为40%、温度为30℃、萃取时间为5 min、相比为1∶1,钒的单级萃取率达98.79%、铬的单级萃取率达36.42%,分离系数为142.90;O216萃取剂溶液对于钒铬的饱和容量分别为:V_2O_5:41.46 g/L,Cr_2O_3:3.62 g/L。O216—3~#惰性溶剂为萃取剂溶液用于钒铬分离,具有良好的分离效果。 相似文献
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冶炼低碳铬铁时配加石灰,用来加速铬矿中铬尖晶石粒的溶解过程及降低生成的二氧化硅活度,从而保证合金中铬含量和终渣中的正硅酸钙含量。其反应式为: 2/3Cr_2O_3+Si+2CaO——4/3Cr+2CaO·SiO_2 石灰加入量视生产方法而定,一般为炉料总量的25—40%。石灰块度为10—30毫 相似文献