熔融法还原中低品位磷矿的工艺及动力学

利用实验室高温电炉研究了中低品位磷矿熔融还原的工艺条件及动力学,考察了反应温度、反应时间、石墨粉用量、磷矿碱度对P2O5还原率的影响。结果表明P2O5还原率随反应温度、反应时间、石墨粉用量的增加而增加,随磷矿碱度的增加而先增加后降低最后趋于平衡,在碱度B=0.9时达到最大值,因此该反应较适宜的反应条件是反应温度1550℃、B=0.9、石墨粉用量应为理论用量的2倍、反应时间60 min,P2O5的还原率达到98.9%。同时由不同碱度,不同温度下,P2O5还原率随时间变化的关系表明熔融法还原中低品位磷矿是一级反应,且在B=0.9时表观活化能为225.106 kJ·mol-1。     

低品位磷矿熔融还原反应动力学研究

通过对磷矿熔融还原反应各个影响变量的探讨,分析单因素对反应还原率的影响,并对机理进行讨论。针对不同温度下还原率随时间的变化曲线进行数据拟合,得到不同温度下的反应速率,由反应速率和浓度取对数作图,线性拟合得到的方程斜率即为反应级数,结果表明磷矿熔融还原的反应级数并不能简单地认为是一级或二级反应。作lnk-1/T图,利用Arrhenius公式计算得到其表观活化能为Ea=192237J/mol。     

添加V_2O_5催化制备碳化铁的动力学

研究了923～1073 K的温度范围内,1%V2O5添加剂对70%(ψ)H2 30%(ψ)CH4与铁矿石反应的动力学.运用未反应核模型,求出了不同温度下反应的表观速率常数及反应的表观活化能.结果发现添加V2O5与否铁矿石还原阶段的反应活化能变化不大,表明添加V2O5对铁矿石的还原反应促进作用较弱;添加1%V2O5的试样碳化反应活化能由72 kJ/mol降低到46.5 kJ/mol,减少了35%,说明V2O5对铁碳化反应有较强的促进作用.     

钾长石作为助熔剂熔融还原磷矿的可行性研究

研究了钾长石对磷矿熔融还原反应的工艺及动力学,考察了反应温度、反应时间、酸度值及焦炭过剩系数对磷还原率的影响.结果表明磷的还原率均随反应温度、反应时间、酸度值、焦炭过剩系数的增大而增大,最佳工艺条件为反应温度1300℃,反应时间40min,酸度值0.85,焦炭过剩系数1.05,磷的还原率达到99.61％.针对不同温度下还原率与时间的变化进行拟合,得到不同温度下的反应速率,再由反应速率对浓度的对数值作图,得到反应级数.结果表明磷矿熔融还原的反应级数不是定值而是随反应温度变化的.利用Arrhenius公式计算得到反应的活化能Ea为100.71kJ/mol.     

电炉法制磷过程热力学及动力学分析

采用FactSage软件对电炉法制磷过程中的渣系相图进行计算,并对体系内相关组分的助熔效果进行了分析。考察了不同温度下P₂O₅的还原率差异,并对反应过程进行了热力学和动力学分析。结果表明,当酸度值M_k为0.75～0.85时,Al₂O₃含量对体系形成低共熔物及调节低共熔温度存在一定影响,且适当增大Al₂O₃含量对电炉法制磷过程更有利。单一添加MgO作助熔剂不能有效促进炉料熔融,且会使共熔温度升高,因此应考虑与其他助熔剂复配使用。磷矿熔融还原反应符合一级反应特征,体系的表观活化能为165.712 k J/mol。     

磷矿浮选尾矿在硫磷混酸中的分解动力学研究

对硫磷混酸分解磷矿浮选尾矿的动力学进行了研究,结果表明,随着反应温度和P2O5浓度的提高,尾矿中MgO和P2O5的浸出率提高,在相同条件下,MgO浸出率高于P2O5浸出率,且由于磷酸的加入,生成了溶解度较大的Ca(H2PO4)2,降低了硫酸钙固体膜层的影响,有效改善了反应物和生成物通过固体膜层的扩散过程.硫磷混酸分解磷矿浮选尾矿的动力学,可用形成致密固体反应物膜的收缩未反应核模型来描述,动力学模型与实验结果拟合直线的相关系数均在0.97以上.通过.Arrhenius方程计算,MgO的表观活化能为9.95 kJ/mol,P2O5的为12.84 kJ/mol,说明硫磷混酸分解磷矿浮选尾矿容易进行,也说明酸解过程属于扩散控制过程.     

磷矿熔融还原工艺的优化研究

用正交实验设计的方法研究了磷矿熔融还原的工艺条件,方差分析和极差分析结果表明,反应温度和时间对还原率影响比较显著,碳过剩系数和渣碱度对还原率有一定的影响,各个因素影响程度大小依次为反应温度、反应时间、碳过剩系数、渣碱度。优化得到的最佳工艺参数为:反应温度1500℃、反应时间60min、碳过剩系数2、渣碱度1.1,此条件下磷渣中磷还原率可达98.12%。     

隧道窑法磷酸的工艺条件优化

研究隧道窑法还原中低品位磷矿制磷酸的工艺条件及动力学参数。结果表明,较佳工艺条件是反应温度1 250℃、活性炭用量为理论用量的1.6倍、硅钙摩尔比3.0、反应时间45 min,此时P2O5的还原率达到94.88%;同时P2O5还原率随时间变化的关系表明隧道窑法还原中低品位磷矿是一级反应。     

金属热还原法制备低氧高钛铁的基础研究

以金红石、钛精矿、Al(或铝镁合金)为原料采用热还原法制备出高钛铁合金. 计算了不同反应体系的绝热温度以及与TiO2-Al,TiO2-Mg体系相关反应的吉布斯自由能变,采用DTA研究了不同体系的反应动力学,采用XRD等对高钛铁合金进行了表征. 结果表明,所有反应体系的绝热温度均大于1800 K,反应能自发进行;采用Al-Mg合金复合还原剂能保证TiO2的有效还原,降低合金中的氧含量以及夹杂物含量;Al还原TiO2反应的表观活化能为164.497 kJ/mol,反应级数为0.414,Mg还原TiO2的表观活化能为383.235 kJ/mol,反应级数为0.591;高钛铁由Al2O3、TiO2、Ti2O、Fe2TiO4 、Ti9Fe3(Ti0.7Fe0.3)O3等复杂相组成,合金中氧含量高达12.20%.     

磷酸分解磷矿的动力学及影响因素研究

探究磷酸浓度、磷矿粒径、液固比、搅拌速度、反应温度等因素对磷矿溶解动力学的影响.结果 表明,磷矿的转化率随着磷酸浓度、液固比、反应温度、搅拌速度的增大而增大,随粒径的减小而增大.磷矿的溶解过程可用缩芯模型来描述,表观活化能为11.36 kJ/mol,低活化能验证了该过程的控制步骤为固体膜扩散控制,并建立了溶解过程的动力...     

高镁磷尾矿在磷酸中的溶解动力学

对高镁磷尾矿在磷酸中的溶解动力学进行了研究,考查了磷酸中P2O5质量分数及反应温度对酸解过程的影响.选用考虑了自阻化因素的德罗兹多夫方程1/tln100/100-α-βα%/t=k来描述该过程的酸解动力学.研究结果表明:反应速率常数随温度的升高和磷酸中P2O5质量分数的增加而增加.该反应属于扩散控制,反应活化能约为29.2kJ/mol.     

机械活化条件下超细铁矿粉一氧化碳还原特性及机理

采用热重法研究了不同机械活化程度的超细铁矿粉一氧化碳还原特性,并对其还原反应机理进行了分析和讨论。研究结果表明,机械活化有利于一氧化碳还原铁矿粉,机械活化时间越长,反应特征温度越低,活化480 min的铁矿粉的反应峰值温度比未活化的矿粉低217 K。机械活化时间越长,反应活化能越低,但反应机理未发生变化,界面反应一直是限制性环节,活化480 min后的铁矿粉的反应活化能比未活化时低31.23 kJ/mol。机械活化对于一氧化碳的还原铁矿粉的逐级反应进程有明显影响,对于未活化的铁矿粉而言,逐级反应层次不分明,而对于活化后铁矿粉的逐级反应层次分明,而且活化时间越长,层次越分明。     

预还原球团在铁碳熔体中熔融还原传质规律的研究

本文对不同预还原度的铁矿球团在铁碳熔体中熔融还原的规律进行了实验和理论研究．针时熔融还原反应特点，提出了表观FeO浓度概念．根据传质理论和球团矿熔融还原的特性，建立了反映球团矿在铁碳熔体中熔融还原反应规律的双相传质模型．实验和理论计算结果表明，球团预还原度和熔化速率等因素对熔融速率影响较大.     

磷矿在磷酸中的浸出行为

为改进湿法磷酸生产工艺,提高副产石膏的品质,缓解湿法磷酸中固体副产物磷石膏带来的环保压力,进行了磷-硫两步法酸解磷矿制磷酸的研究。着重对贵阳某磷矿在磷酸中的浸出行为进行研究。结果表明,磷矿粒度小于75 μm、搅拌速度为500 r/min、反应温度为70 ℃、五氧化二磷质量分数为40%、反应时间为60 min时,磷矿分解率达到98.5%。德罗兹多夫动力学经验模型能够较好地描述40%五氧化二磷中磷矿反应速率的变化规律,且阻缓系数较大,表观活化能为6.048 kJ/mol,表明40%五氧化二磷中磷酸分解磷矿的反应速率受扩散控制。酸解渣SEM和EDS分析表明反应产物磷酸二氢钙结晶析出是影响扩散的主要因素。     

煤在铜渣熔融还原铁尾渣降温中的热解特性

通过动力学计算,结合XRD和气相色谱分析,对降温条件下单煤及以铜渣熔融还原尾渣为载体的煤的热解行为进行了研究. 结果表明,在初始温度1200℃、降温速率6.667 K/min条件下,煤混渣中煤热解最大速率较单煤增大,时间提前6~7.5 min,失重增加4.51%~11.43%;煤混渣热解气体中H2含量增高,原因为渣中CaO组分对煤中芳香环的脱氢效应;单煤及煤混渣样在降温过程中热解及气化反应均属一级反应,煤混渣样初始热解及气化反应表观活化能低于单煤,但主热解区表观活化能大于单煤,原因为主热解区还原性气氛增强,同步发生渣中高价铁氧化物的还原,反应类型增加,表观活化能变大.     

富氧顶吹熔融还原高磷铁矿中磷的行为

采用富氧顶吹熔融还原技术冶炼高磷铁矿,研究了熔渣碱度、碳氧比、熔炼温度、通氧(纯度99%)时间及流量对铁浴中磷的影响. 结果表明,随温度升高,铁水中磷含量降低,温度过高出现回磷现象;在一定范围内提高碱度、通氧时间和流量,脱磷率提升显著;随碳氧比增大,脱磷率降低;温度1550℃、碳氧摩尔比1.0、碱度1.1、通氧时间10 min、氧气流量250 L/h条件下,可冶炼出磷含量0.068%的铁水,脱磷率高达92%,所得生铁可用于后期炼钢.     

磷矿石熔融还原(Ⅱ)——磷酸盐还原动力学

对固体石墨碳、Fe-P-C饱和熔体、CO气体还原熔融磷渣中磷酸盐的反应动力学进行了研究.固体石墨碳还原碱度B(CaO/SiO_2)为1.1、Al_2O_3含量约8.3%的熔融磷渣中磷酸盐的反应速度常数与温度的关系为k=1.1×10~3exp[-217360/(RT)];在一定温度下反应速度常数随渣碱度增大而增大.Fe-P-C饱和熔体还原熔融磷渣中磷酸盐的反应速度常数约比固体碳大1个数量级.CO气体还原熔融磷渣中磷酸盐的反应速度取决于CO气体流量,还原反应接近热力学平衡.     

钛铁矿和高磷铁矿混合矿氧气顶吹熔融还原炼铁的工艺条件

采用氧气顶吹熔融还原法进行了高磷铁矿和钛铁矿混合矿炼铁的实验研究,考察了熔渣四元碱度、反应温度、碳氧摩尔比、通氧时间、保温时间和氧流量对炼铁效果的影响. 结果表明,提高反应温度、在一定范围内增加CaO加入量、提高碳氧摩尔比、延长通氧时间和保温时间、增加氧流量都能不同程度地提高铁还原率. 确定的合理工艺条件为：温度1500℃,碱度1.3,碳氧摩尔比1.0,保温时间30 min,通氧时间10 min,氧流量350 L/h,在此条件下渣铁分离较好,铁还原率达96.17%.     

微波场中生物炭还原褐铁矿反应动力学实验及模型计算

采用微波失重在线检测装置和XRD分别分析了褐铁矿与生物炭升温至923 K的失重变化及微波焙烧前后的矿相变化;同时基于褐铁矿微波还原焙烧升温失重曲线,采用Achar-Brindley-Sharp-Wendworth微分法和Coats-Redfern积分法,计算了褐铁矿在不同温度段的反应动力学参数. 结果表明,褐铁矿与生物炭在923 K的还原温度下转变为磁铁矿,同时生成少量的硅酸亚铁(Fe2SiO4);其微波还原焙烧过程分为3个阶段进行,在366~470 K,反应的表观活化能(E1)分别为30.7和26.3 kJ/mol,反应机理符合反应级数函数,属于化学反应控制;在470~650 K,表观活化能(E2)分别为40.3和33.1 kJ/mol,反应机理符合Avrami-Erofeer函数,是随机成核和随后生长的化学反应控制;在650~825 K,表观活化能(E3)分别为52.4 和52.9 kJ/mol,反应机理符合Zhuralev-Lesokin-Tempelman函数,属于三维扩散控制.