低品位红土镍矿的直接氢还原实验研究

在对单纯镍铁氧化物氢还原热力学分析的基础上,对低品位复杂红土镍矿进行了直接氢还原实验研究,考察了还原时间、还原温度、氮氢混合气体中氢含量对镍铁还原率的影响。对还原产物进行的物相分析表明,由于红土矿组成的复杂性,高温下共熔相产生的粘结和包覆作用使还原率降低。最佳实验条件为还原温度850℃,还原时间40 min,氮氢混合反应气体中氢含量65%,镍和铁的还原率分别达到43%和62%。铁氧化物的还原为分步还原过程。     

不锈钢粉尘中低温氢还原实验研究

分析了不锈钢粉尘的矿相结构,并对粉尘中各氧化物还原的热力学进行计算,采用自行设计的竖直螺旋管输送反应器,对不锈钢粉尘在中低温条件下进行氢还原实验,探讨了温度和反应时间对粉尘还原率的影响．结果表明,最长还原时间达到300s,反应温度从500到700℃,还原率从39．36％升高到64．30％．     

不同条件下白腐真菌多糖调控合成的铁(氢)氧化物的特征

对白腐真菌胞外多糖在铁(氢)氧化物的生物形成过程中的作用展开具体研究,使用傅里叶红外光谱仪研究了不同多糖浓度、陈化时间、 Fe³⁺初始浓度、矿化体系pH和陈化温度条件下白腐真菌胞外多糖调控形成的铁(氢)氧化物的特征,探究了在不同条件下白腐真菌生物矿化的铁(氢)氧化物的晶型组成和不同相之间的转化规律。结果表明：适当增大多糖含量可促进铁(氢)氧化物在多糖分子中成核,且陈化过程中铁(氢)氧化物的晶型和结晶程度均会发生变化;Fe³⁺初始浓度的升高有助于提高铁(氢)氧化物羟基结合态的稳定程度;酸性条件下有利于α-FeOOH的形成,而在碱性条件下则有利于α-Fe₂O₃的形成;温度的适当升高有利于Fe—O结晶度的提高,温度的进一步升高有利于铁(氢)氧化物转化成更稳定的相。     

钠化还原焙烧-磁选法处理红土镍矿的研究

试验用红土镍矿属于褐铁矿型红土镍矿,其主要矿相为针铁矿.在煤粉做还原剂,硫酸钠做添加剂条件下,红土镍矿在一定温度下焙烧一定时间后得到的焙烧产物中Ni主要以Fe-Ni合金形式存在,通过磁选可以使其得到有效的富集.本文探究了各工艺参数对磁选后镍铁精矿中镍品位及镍回收率的影响.结果表明,当红土镍矿、硫酸钠和煤粉的质量比为100∶22∶9,焙烧温度为1 200℃,焙烧时间为80 min,磁选磁场强度为150 m T条件下,可以得到镍品位为11.36%,镍回收率为83.35%的镍铁精矿,该精矿可直接作为冶炼不锈钢的原料.     

添加剂对低镍高铁红土镍矿选择性还原的影响

采用还原焙烧-磁选法处理低镍高铁型红土镍矿,研究了添加剂(Na2SO4,Na2CO3,CaCO3和CaSO4)对镍、铁矿物选择性还原的影响规律,并通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜-能谱分析等方法,分析了添加剂作用下焙烧矿中矿物成分、相变转化、微观结构特征及元素赋存状态.结果表明:添加剂Na2CO3,CaCO3及CaSO4作用下选择性还原效果较差,而Na2SO4作用效果明显,在Na2SO4用量10%,烟煤用量2%,1 250℃焙烧50min条件下,获得镍铁产品中镍的品位为9.52%,镍回收率88.40%,镍铁回收率之差达60.50%,实现了镍铁矿物的选择性还原,其原因是Na2SO4作用下弱还原气氛抑制了浮氏体还原成金属铁,降低了铁的回收率,同时Na2SO4分解出的S降低了镍铁颗粒的表面能和熔点,而且焙烧矿呈熔融状态,促进了镍铁颗粒长大,有利于镍铁颗粒与脉石矿物充分分离.     

含铌铁矿粉氢气选择性还原实验研究

实验在自制底供气扩散床管式电阻炉内,研究不同还原时间（30～180 min）和温度（800～1 050℃）下,H2选择性还原含铌铁矿粉中铁氧化物的规律。得到950℃为最佳还原温度,还原2 h还原度达到90.98%,金属化率为86.47%,还原3 h还原度达到94.07%,金属化率为91.11%,而低于这一温度或高于这一温度时,还原度和金属化率在同样还原时间下都有所降低。     

煤基还原法从镍冶炼渣中提取有价金属的研究

对镍冶炼渣的组分进行了分析,采用煤做还原剂对镍冶炼渣中金属元素进行高温还原,结果表明:主金属元素铁被还原成单质,其他有价金属元素Ni,Cu,Co以合金的形式存在于单质铁中.通过对温度、时间、配碳比和CaO添加量等反应参数的实验研究,得到了最优的反应条件,即温度为1 300℃,时间为60min,配碳比为4,CaO添加量为20%,还原产物中铁的金属化率可达到99.22%.对还原产物进行破碎-磨矿-磁选处理,可得到铁品位89.84%,金属化率96.85%,回收率92.15%,其他金属Cu,Co,Ni回收率≥85%的混合精矿.     

磁场对锰铁氧化物还原特性的影响

在常温常压条件下锰铁氧化物还原、凝固实验的基础上,用稳恒磁场处理锰铁氧化物熔体促进C的还原反应,用ImageJ软件统计锰和铁的相含量面积,得到稳恒磁场能促进锰铁氧化物与碳的还原反应,其反应与锰铁氧化物的质量比有关。     

含碳酸盐赤铁矿石浮选中矿深度还原试验研究

采用深度还原技术将东鞍山含碳酸盐赤铁矿石浮选中矿中的铁矿物还原为金属铁颗粒,再经磁选实现了铁的高效回收利用.热力学分析表明:在煤基深度还原过程中,当温度高于737℃时,FeCO3将按FeCO3→Fe3O4→FeO→Fe和FeCO3→FeO→Fe的顺序还原成金属铁;研究了还原温度、还原时间、料层厚度对还原物料金属化率的影响规律,确定了适宜的深度还原条件为:还原温度1 250℃、还原时间70min、料层厚度25mm,制备了金属化率88.71%的深度还原物料.采用预先脱碳-细磨-两段磁选的分选流程,获得了铁品位90.27%、金属化率91.18%、铁回收率91.95%的铁粉.     

A110—2氨合成催化剂的还原速率

用积分反应器研究了A110—2氨合成催化剂的还原速率。还原用气体系由氨分解制成的氢氮混和气。实验条件为常压～6.86MPa,温度360～500℃,空速0.098～6.86MPah~(-1)和催化剂粒径1.0～3.0mm等。实验结果表明:还原过程属动力学控制,温度是决定还原速率的主要因素,还原反应的活化能约为85kJ/mol;氢氮气中水汽含量增高会降低还原速率,但是只在还原度高时才明显;压力高可使还原速率加快。     

电池级超微细磷酸铁的制备

为了探索一种低成本的磷酸铁合成工艺,以硫酸亚铁为原料,经过硫酸亚铁氧化、碱式磷酸铁沉淀、碱式磷酸铁转化制备出电池级超微细磷酸铁.研究了硫酸亚铁氧化、碱式磷酸铁沉淀、碱式磷酸铁转化反应过程中反应温度、加料时间、磷酸浓度等因素对磷酸铁产品质量的影响.通过试验得到了合成磷酸铁的最佳工艺条件：氧化反应过氧化氢加料量为标准量的120%,加料时间50min,沉淀反应温度40℃;磷酸铵加料时间40min,转化反应温度90℃,磷酸浓度0.5mol/L.在此最佳工艺条件下制备出了平均粒径小于3.0μm的电池级超微细磷酸铁,元素分析表明产品中金属杂质含量均小于0.005%,硫含量小于0.022%,且磷铁比为1.01,产品磷酸铁纯度较高.X射线衍射分析结果表明未经高温处理的产品是一种无定形微细颗粒,而经过600℃高温煅烧后的产品结晶度高,晶型完美.     

炼钢粉尘-Fenton法对亚甲基蓝降解的研究

利用炼钢粉尘富含氧化铁和少量金属铁,在酸性条件下可溶出不同价态铁离子的特点,将炼钢粉尘作为铁离子来源,直接与H2O2配制成类Fenton试剂,研究其对亚甲基蓝的降解机理. 考察pH、炼钢粉尘用量、H2O2浓度、亚甲基蓝初始浓度、反应时间和温度各因素对亚甲基蓝降解效果的影响,得出在实验室条件下降解亚甲基蓝的最佳工艺参数. 实验结果表明,炼钢粉尘与H2O2配制成的类Fenton试剂不但能对亚甲基蓝进行快速有效地降解,其降解效果还高于用Fe2+与H2O2配制的传统Fenton试剂．     

Effect of coal levels during direct reduction roasting of high phosphorus oolitic hematite ore in a tunnel kiln

The effect of coal levels on phosphorus removal from a high phosphorus oolitic hematite ore after direct reduction roasting have been investigated. Raw ore, coal, and a dephosphorization agent were mixed and the mixture was then roasted in a tunnel kiln. The roasted products were treated by two stages of grinding followed by magnetic separation. XRD and SEM–EDS examination of the products was used to analyze differences in the roasted products. The results show that coal is one of the most important factors affecting the direct reduction roasting process. When the inner coal levels increased from 0% to 15% the iron grade decreased linearly from 94.94% to 88.81% and the iron recovery increased from 55.94% to 92.94%. At the same time the phosphorus content increased from 0.045% to 0.231%. Increasing the inner coal levels also caused more hematite to be reduced to metallic iron but the oolitic structure of the roasted product was preserved in the presence of high coal loading. The phase of the phosphorus in raw ore was not changed after direct reduction roasting. The effect of coal on the phosphorus content in the H-concentrate arises from changes in the difficulty of mechanically liberating the metallic iron from the phosphorus bearing minerals.     

提高流化床中铁矿粉还原反应速度的研究(Ⅰ)

为探索提高还原反应速度和防止粘结可能的新途径,研究了以流化床还原尾气先对矿粉进行附着碳处理并预热,再进行流态化还原的过程,并运用极差分析方法考察了影响还原速度和粘结的因素主次顺序。实验表明,用矿粉预附着碳后再还原和提高还原压力、还原气线速的方法,能使流化床中铁矿粉的还原速度大大增快并防止粘结,矿粉附着碳量5%,达70%还原度所需的时间仅为8分钟,比不采取附着碳工序的还原时间缩短20分钟左右。影响还原速度和粘结的主要因素分别是矿粉附着碳量和还原温度。     

红格矿深还原一熔分过程及钒、铬走向的研究

深还原一熔分固相还原后的金属化球团生产钒铬生铁是利用红格矿的途径之一．由于V2O5与CrO3,的赋存、分布以及冶炼过程中的走向基本一致,综合回收利用二者可一起考虑．为了提高钒、铬回收率,实现钛和铁的有效分离,通过单因素试验考察了在氩气保护下,配料的碱度、深还原一熔分温度和配碳量对熔分过程和钒、铬走向的影响．结果表明,当熔渣碱度为1.2,配碳量为0.5％,熔分时间为15min,熔分温度为1610℃时,渣铁的分离效果较好,且有利于钒、铬熔于铁相．     

Pr物种含量对NiCoPrLa类水滑石结构及衍生复合氧化物催化性能的影响

用水热法合成了2Pr/NCL、5Pr/NCL、7.5P/NCL、10Pr/NCL类水滑石和NCL类水滑石。重点考察了Pr物种含量对类水滑石结构及衍生复合衍生物催化性能的影响。用XRD、H2-TPR、H2-TPD、C2H5OH-TPD和TPO等对类水滑石和衍生复合氧化物的晶相结构及衍生复合氧化物的还原性能、吸附性能和抗积炭性能等进行了表征。同时以乙醇水蒸气重整制氢反应为探针考察了衍生复合氧化物的活性和选择性。结果表明：Pr的掺入能形成NiCoPrLa结晶度较好的类水滑石结构,Pr含量增加时类水滑石的特征衍射峰强度增强。其衍生复合氧化物在乙醇水蒸气重整制氢反应中表现出较好的活性和选择性,当反应温度为450℃时,5Pr/NCL乙醇的转化率为100%,氢气的选择性77.56%。     

硫碘制氢中碘量对Bunsen反应影响的实验研究

为了进一步了解Bunsen反应的两相分层特性,在291、305 K的反应温度下,通过自制的Bunsen反应容器配置H2SO4、HI、I2、H2O混合溶液,研究碘量（I2）对溶液分层以及净化的影响.计算结果表明：从溶液分层到溶液饱和所需的I2增加1.3～1.9倍,并且随着I2的增加,下层溶液（HI相）密度明显增大,上层溶液（H2SO4相）密度小幅度地减小,上层溶液的H2SO4浓度均匀增加,下层溶液的HI浓度略微减少,上、下层溶液的杂质浓度同时急剧降低.可见,I2的加入有利于混合溶液的分层以及净化,也有利于硫碘制氢系统的流程优化和效率提高.     

Extraction of valuable metals from low-grade nickeliferous laterite ore by reduction roasting-ammonia leaching method

Nickel and cobalt were extracted from low-grade nickeliferous laterite ore using a reduction roasting-ammonia leaching method. The reduction roasting-ammonia leaching experimental tests were chiefly introduced, by which fine coal was used as a reductant. The results show that the optimum process conditions are confirmed as follows: in reduction roasting process, the mass fraction of reductant in the ore is 10%, roasting time is 120 min, roasting temperature is 1 023–1 073 K; in ammonia leaching process, the liquid-to-solid ratio is 4:1(mL/g), leaching temperature is 313 K, leaching time is 120 min, and concentration ratio of NH₃ to CO₂ is 90 g/L:60 g/L. Under the optimum conditions, leaching efficiencies of nickel and cobalt are 86.25% and 60.84%, respectively. Therefore, nickel and cobalt can be effectively reclaimed, and the leaching agent can be also recycled at room temperature and normal pressure.