Al2O3添加量对锆英石合成ZrN-Sialon的影响

借助XRD和SEM手段,研究了以锆英石和工业氧化铝为原料,在不同温度下采用碳热还原氮化工艺合成ZrN-Sialon复相材料时,氧化铝添加量对复相材料中Sialon相z值的影响。结果表明：在1 500和1 550 ℃下,产物形貌以颗粒状的ZrN和长柱状的β-Sialon为主;当Al₂O₃用量为理论量和过量5%时,Sialon相主要为Si₃Al₃O₃N₅（β-Sialon,z=3）;当Al₂O₃用量为过量10%和20%时,Sialon相出现Si₂Al₄O₄N₄（β-Sialon,z=4）。在1 600 ℃下,产物均为ZrN和Sialon相,其中Sialon相转化为具有片状形貌特征的SiAl₄O₂N₄（15R型AlN多型体）;增加Al₂O₃添加量会促进Sialon相的转化。合成ZrN-Sialon复相材料的适宜氧化铝用量为理论量或过量5%,适宜温度为1 550 ℃。     

碳对碳热还原氮化天然石英物相行为的影响

采用XRD、SEM等研究了碳添加量(理论量、碳过量5%、10%、20%、50%和100%),不同碳源(焦炭和炭黑)对反应产物的影响。结果表明,C的添加量为理论量,在温度为1 600℃时产物为β-Si3N4;在C的添加量为理论量过量10%时,也可以得到含量较高的β-Si3N4,但产物中存在的β-SiC的量相对较多;随着C的添加量的增加,各试样反应产物中β-SiC含量也逐渐增加,当C的添加量过量100%时,产物主要为β-SiC。合成温度在其他温度下(1 500、1 520、1 540、1 560℃和1 580℃)都有相似的规律。碳源种类对反应产物的物相组成的影响较小。     

Sialon-SiC耐磨陶瓷的制备及液固冲蚀磨损性能研究

为解决钻探设备关键零部件磨损失效和寿命短的难题,制备新型高耐磨低成本先进陶瓷材料具有重要的科学价值.以Si,Si3N4,Al2O3,AlN和SiC等为原料,通过氮化反应烧结制备Sialon-SiC复相耐磨陶瓷材料,其主要物相为β-Sialon和α-SiC,其中β-Sialon晶粒呈长柱状.加入30%细颗粒SiC可显著提高Sialon-SiC复相陶瓷液固冲蚀磨损性能.SiC细颗粒的"阴影效应"能够保护背向冲蚀面的基体相免受冲蚀破坏.Sialon-SiC复相陶瓷的液固冲蚀磨损主要表现为材料内的气孔边缘、缺陷区域和基体的凿削和切削.     

利用天然原料合成β’-Sialon及其复合材料的研究进展

综述了利用高岭土、叶蜡石及高铝矾土等天然铝-硅系原料合成β-Sialon,Sialon-SiC以及Sialon结合刚玉复合材料的研究现状,讨论了在碳热还原氮化过程中,β-Sialon的物相组成的变化规律及合成机理.     

利用煤矸石合成Sialon类陶瓷材料的研究进展

围绕煤矸石在Sialon类陶瓷材料领域的应用和研究现状,以煤炭企业废弃煤矸石的循环利用为基本出发点,介绍了Sialon类陶瓷材料的不同合成方法。概述了煤矸石的分类、化学组成及分析了合成Sialon类材料的物质条件基础,可以充分利用煤矸石中Al2O3、Si O2两种主要成分合成Sialon类陶瓷。阐述了利用煤矸石合成Sialon类陶瓷材料及其Sialon复相材料的研究成果和进展,分析了各种煤矸石制取Sialon材料方法的优缺点。列举出几种煤矸石制取Sialon的前处理方法,对煤矸石制备Sialon类陶瓷材料的技术进展作了阐述,简介了今后的发展方向。总结了碳热还原氮化、燃烧合成法存在的技术优点和缺陷。在煤矸石改性研究,制备Sialon类陶瓷的基础上,指出已经实现产业化的方法存在的问题,对未来的研究方向和重点,提出建议和需克服合成技术中的一些问题。     

铝-硅复合还原氮化合成矾土基β-SiAlON的研究

以高铝矾土(Al2O3含量68%)、金属铝粉和硅粉为原料,按一定比例配料、混料,将混合均匀的试样,在1100℃~1550℃氮化处理6h,然后测定氮化试样的重量变化率,借助XRD、 SEM及EDS等手段,分析试样的物相组成、显微结构和微区成分.对比单一还原剂铝、硅的反应过程,研究铝-硅复合还原剂还原氮化合成矾土基β-SiAlON的反应过程及机理.结果表明:1100℃,铝粉氮化生成AlN,同时铝粉还原SiO2生成Si; 1200℃,硅粉氮化生成Si3N4,同时有硅粉、氮气和SiO2反应生成Si2N2O; 1300℃~1350℃, Si3N4通过固溶逐渐转化为β-SiAlON,同时有少量硅粉发生还原反应;1400℃~1550℃,试样进入固溶阶段,β-SiAlON量逐渐增多,1500℃达最佳值,生成的β-SiAlON为颗粒状和短柱状.与单一还原剂相比复合还原剂生成β-SiAlON的含量相对较高,晶体发育较好.     

Fe2O3在煤矸石碳热还原氮化合成SiAlON时的作用

将煤矸石、碳黑和2%～8?2O3的混合均匀的试样,在1350～1550℃氮化处理6h,然后测定试样的氮化增重率和物相组成,用SEM和EDS观察部分试样显微结构并进行微区成分分析.结果表明,Fe2O3的加入有利于煤矸石还原氮化转变成β-SiAlON,并促使其晶体发育完善.Fe2O3的最佳加入量为4%,当超过此值时,大部分的Fe2O3以FeO、金属Fe或含铁的铝硅酸盐球状颗粒存在.     

低放热系Ni3Si有序合金的活化燃烧合成

采用机械活化燃烧合成技术配合预热，制备低放热反应体系的Ni3Si有序合金。用X－射线衍射仪和扫描电子显微镜观察分析反应物和生成物的形貌与物相组成。结果表明，产物主晶相为Ni3Si及少量Ni3Si2和Ni3Si2等富硅相的混合物。研磨时间越长，预热温度越高，燃烧合成反应越容易。     

粉煤灰-煤矸石质多孔陶粒的制备研究

以粉煤灰和煤矸石为主要原料,采用添加造孔剂法烧制出粉煤灰多孔陶粒,研究了原料中粉煤灰与煤矸石的配比、烧结温度对多孔陶粒的烧结外观、气孔率、抗压碎强度、晶相组成和微观结构的影响。实验结果表明,随着煤矸石添加量和烧结温度升高,气孔率下降,抗压碎强度增大;当成孔剂添加量30%、粉煤灰与煤矸石质量比46.2∶19.8、烧结温度1 120 ℃、保温时间30 min时,所得多孔陶粒晶相组成稳定,抗压碎强度较高,内部孔隙发达,且多为三维贯通的通孔结构。     

Fe-Al-Si金属间化合物多孔材料的制备及抗氧化性能研究

采用Fe、Al元素粉末通过反应合成多孔FeAl金属间化合物,但在特定的加热速率下为了防止Fe与Al间的自蔓延反应带来的不利影响,采用添加不同比列的Si来实现其控制,并研究了添加Si前后的孔隙率、不同烧结温度下的物相组成以及抗氧化性能。结果发现：FeAl金属间化合物多孔材料最高孔隙率为60.31%,并且添加Si对孔隙率影响不大;另外通过高温烧结可获得成分均匀单一的FeAl;通过热分析发现添加Si对Fe、Al间的自蔓延反应有抑制作用,并且添加Si后的多孔材料抗氧化性能均优于未添加的,在烧结温度为1000℃,添加4%Si时,FeAl多孔材料抗氧化性能最优。     

新型捕收剂DTA-2在高铝铁矿石提铁降铝反浮选中的应用

针对现阶段高铝铁矿石选别后铁精矿中含铝过高的问题,东北大学研制了一种新型、高效的两性螯合捕收剂DTA-2,以某悬浮焙烧后磁选铁精矿为研究对象,进行提铁降铝反浮选试验。结果表明：在常温,自然pH条件下,以DTA-2为捕收剂,淀粉为抑制剂,经1粗1精1扫反浮选流程试验,可以获得精矿TFe品位66.80%、Al₂O₃品位3.26%的指标。对浮选精矿产品进行分析发现：褐铁矿内部结构相对松散,其中包裹脉石矿物较多;粒度较大氧化铁颗粒周围黏连微粒（多小于1 μm）以氧化铝为主的脉石矿物,微细粒的铁氧化物和以氧化铝为主的脉石矿物集合成磁性聚合体,造成精矿含杂;粒度较粗的氧化铝矿物颗粒内部有微粒（小于1 μm）弥散状氧化铁颗粒,磁选精矿中石英、高岭石、云母、长石矿物与氧化铁矿物连生或微粒单体夹带进入浮选精矿造成精矿杂质含量较高。通过浮选的方法解决了悬浮焙烧后磁选铁精矿含铝过高的实际问题。试验结果对高铝铁矿石的提铁降铝研究具有借鉴意义。     

七宝山铁尾矿还原焙烧—弱磁选回收铁试验

江西七宝山铁尾矿成分复杂,铁品位达38.74%,主要铁矿物为针铁矿。为了高效回收其中的铁,采用还原焙烧—弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明:提高煤粉添加量、延长焙烧时间、提高焙烧温度均有利于提高还原焙烧产物中铁的金属化率和金属铁粉的指标;在煤粉添加量为15%,还原焙烧温度为1 250℃,还原焙烧时间为60min,焙烧产物磨至-325目占58.80%,弱磁选磁场强度为88 kA/m情况下,可获得铁品位为88.80%、铁回收率为92.28%的金属铁粉。还原焙烧产物的微观分析表明:在还原焙烧初期,焙烧产物中生成了大量微细粒铁颗粒,随着还原焙烧时间的延长,细小的铁颗粒不断兼并、集聚,60 min后铁颗粒不再明显集聚、长大;随着还原温度的提高,焙烧产物中的铁颗粒显著长大,在1 250℃情况下,铁颗粒长至100μm左右;长大的铁颗粒中包裹细小脉石颗粒是造成金属铁粉铁品位难以进一步大幅度提高的主要原因。     

鞍山某复杂难选铁矿石预选—磁化焙烧—弱磁选试验

鞍山某复杂难选铁矿石铁含量为31.12%,主要以赤铁矿、磁铁矿形式存在,脉石矿物主要是石英。为确定预选—磁化焙烧—弱磁选工艺处理该铁矿石的可行性,进行了选矿试验研究,着重研究了焙烧温度、还原气氛CO浓度、焙烧时间和焙烧产物磨矿细度对铁精矿产品指标的影响。结果表明,在焙烧温度为560℃,CO浓度为30%,焙烧时间为10 min,焙烧产品磨矿细度为-0.038 mm占92.85%,弱磁选磁场强度为103.45 kA/m条件下,可获得铁品位为64.63%、回收率为92.01%的铁精矿。预选—磁化焙烧—弱磁选工艺是该复杂难选铁矿石的高效开发与利用工艺。     

利用煤矸石制备超细Al(OH)_3

采用矿物组成改性技术活化煤矸石中Al2O3,消除阻止C2S晶相转变的干扰因素,实现了煤矸石活化烧结料100%的自粉化,自粉化料平均粒径小于1μm;用8%碳酸钠溶液可从自粉化料中以NaAlO2形式提取铝组分,用高效分散—碳化法制备超细Al(OH)3,其平均粒度小于200nm,为煤矸石的高价值利用开辟了一条新的途径。     

云南某沉积型赤铁矿石工艺矿物学研究

对云南某沉积型赤铁矿石进行了工艺矿物学研究,重点研究了主要铁矿物及主要脉石矿物的产出形式及粒度特征。研究表明,该矿石属低硫、高磷、细粒嵌布的赤（褐）铁矿矿石,主要铁矿物之间、铁矿物与脉石矿物之间嵌布关系复杂。根据工艺矿物学研究成果对提高铁精矿品位和回收率、降低铁精矿中的磷含量给出了建议。     

菱铁矿石煤基直接还原过程中矿物的转化行为

为了给进一步深入开展菱铁矿石煤基直接还原的工艺研究提供理论指导,以嘉峪关某菱铁矿石为试样,通过XRD、SEM和能谱分析以及热力学计算研究了菱铁矿石煤基直接还原过程中各种矿物的转化行为。结果表明：煤用量较小时,固相反应首先生成铁（镁）橄榄石,多余的铁矿物以孚氏体形式存在并在孚氏体内部形成金属铁核;增加煤用量可使金属铁核周围的孚氏体也被还原为金属铁,从而使铁颗粒得以长大。此外,随着煤用量的增加,主要脉石相铁镁橄榄石也会由于经历铁镁橄榄石→铁橄榄石→孚氏体→金属铁的反应历程而形成部分铁颗粒。     

铁矿石碳热还原过程中铅锌脱除及含铁物相的演变规律

针对含铅0.39%、含锌0.30%的铁矿,采用碳热还原脱除铅锌杂质,利用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析等检测手段考察了铁矿还原焙烧过程的反应行为及物相演变规律。结果表明,该铁矿中铅主要以氧化铅和铅铁矾形式存在,锌主要以氧化锌形式存在; 升高焙烧温度及延长焙烧时间均有利于铅锌脱除; 在1 200 ℃下焙烧60 min时,铁矿中铅和锌脱除率均在90%以上。含铅锌铁矿在碳热还原焙烧过程中会生成中间产物铁橄榄石,并最终转变为金属铁和游离的氧化硅固溶体。还原焙烧产物经磁场强度80 kA/m弱磁选可获得铁品位91.91%和铁回收率84.78%的铁精矿,且铁精矿中铅和锌含量分别为0.01%和0.03%,可作为电炉炼钢原料使用。     

低品位铁矿球团微波加热煤基直接还原-磁选试验研究

针对某铁品位48.92%的赤褐铁矿采用内配煤粉的方式造球, 再进行微波加热直接还原-磁选分离。研究结果表明, 微波对整个内配碳球团同时加热, 且优先加热其中的煤颗粒和铁矿物, 有助于赤褐铁矿快速分解和还原成金属铁, 此时脉石矿物温度较低, 不仅抑制了铁橄榄石等化合物的生成, 而且在热应力的作用下有利于金属化球团的磨选分离。在物料量270 g, 微波输出功率1.4 kW, 内配碳球团经62 min焙烧后温度可达1 200 ℃, 此时球团金属化率高达96.23%; 当磨矿时间20 min, 磁场强度120 kA/m时, 可获得铁品位75.83%、铁回收率91.45%的铁精矿。     

澳大利亚某赤铁矿石深度还原试验

澳大利亚某铁矿石属高铁、易泥化、极细粒嵌布的赤铁矿石,传统选矿工艺难以获得理想的分选指标。为给该矿石的开发利用提供技术方案,以某洗精煤为还原剂,采用深度还原-弱磁选工艺对该矿石合理的深度还原工艺参数进行了研究。结果表明：还原温度和还原时间是影响该矿石深度还原效果的主要因素;在配煤过剩倍数为2.0、还原温度为1 250 ℃、还原时间为50 min、料层厚度为30 mm情况下的深度还原熟料,经磨矿（-200目含量约为80%）、1次弱磁选（磁场强度为107 kA/m）,可获得全铁品位为78.13%、铁回收率为98.19%的金属铁粉。因此,深度还原-弱磁选工艺是该矿石开发利用的有效工艺。     

青海某矽卡岩型铁多金属矿选矿试验研究

青海某矽卡岩型铁多金属矿含Cu 0.42%、S 5.30%、TFe 35.86%,是以蛇纹石、透辉石、绿泥石为主要脉石矿物的复杂难选铁多金属矿。主要矿石矿物磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿间嵌布关系密切,多呈港湾状分布并与脉石矿物包裹、接触,粒度粗细不均,20μm以下含量高,单体解离困难,较难得到合格的精矿产品。根据矿石性质,进行了多种流程试验,最终采用铜硫依次浮选-尾矿选铁流程进行选别,获得了铜精矿品位为16.51%,铜回收率为71.37%;硫精矿品位为29.03%,硫回收率为76.48%;铁精矿品位为63.19%,全铁回收率71.79%,铁精矿含硫0.73%的选矿指标。