氯化法TiCl4氧化制备TiO2中气体混合研究

氯化法钛白生产中的核心技术是TiCl4气相氧化反应过程.氧化反应器是氯化法钛白生产中的核心设备,氧化反应器中射流环的开孔结构直接影响TiCl4与O2的混合效果.采用计算流体力学(CFD)的方法,研究了5种不同射流环结构对流体混合效果的影响,获得了TiCl4气体在反应管内的径向浓度分布情况,以及TiCl4与O2混合的不均匀度.结果表明,射流环开孔结构对物料的混合有显著的影响,组合开孔射流环的物料混合效果优于均匀开孔射流环,更有利于反应物流体TiCl4和O2实现快速均匀地混合.     

应用M-MIVM预测含钛渣系组元活度

 在钢铁冶炼过程中,随着护炉钛材料和含钛铁矿石的应用,大量的含钛炉渣被生产出来。由于缺少多元含钛渣系的热力学数据,限制了钛资源综合利用技术的深入发展。因此,应用改进的分子相互作用体积模型(M-MIVM(FII)),预测了基础渣系Al₂O₃-CaO-SiO₂、FeO-MnO-SiO₂和含钛渣系FeO-MnO-TiO₂、FeO-SiO₂-TiO₂、MnO-SiO₂-TiO₂、Al₂O₃-CaO-FeO-TiO₂中各组元活度,并与试验值比较。结果表明,M-MIVM(FII)的预测值与试验值符合较好,6个体系总的平均相对误差为11%,该精度处于Turkdogan提出的30%以内的试验误差范围; M-MIVM(FII)在参数拟合与活度预测能力方面均优于MIVM,该模型对多元含钛熔渣体系组元活度具有更好的预测效果。在此基础上,应用M-MIVM(FII)预测Al₂O₃-CaO-SiO₂-TiO₂熔体中TiO₂活度,并分析其影响因素。结果表明,TiO₂活度预测值与试验值吻合良好,且随炉渣碱度、Al₂O₃含量的增加而降低,该规律与试验规律相一致。M-MIVM(FII)仅通过拟合子二元系活度或者直接由无限稀活度系数就能够预测多元熔体的热力学性质。     

CoCrFeNiMn系高熵合金热力学研究

热力学性质在高熵合金设计中起着重要作用,利用可靠的热力学模型进行理论计算来获取合金关键热力学数据已成为一种重要而有效的途径。利用现有二元热力学数据和改进的分子相互作用模型(M-MIVM)对CoCrFeNiMn系高熵合金固溶体的混合吉布斯自由能、混合焓、混合熵、过量吉布斯自由能、过量熵进行预测,同时考虑原子尺寸差异,从热力学角度评估该高熵合金形成的可能性、相稳定性和结构稳定成分。研究结果表明：CoCrFeNiMn体系满足高熵合金的热力学判据,易于形成五元高熵合金;在低Fe、高Ni和高Mn的条件下,该合金体系的混合自由能更负,结构越稳定,Co_0.15Cr_0.15Fe_0.1Ni_0.3Mn_0.3是一个较优的合金成分设计方案;在高温条件下,该合金体系的混合自由能显著下降,合金稳定性增强。研究可为CoCrFeNiMn系高熵合金设计提供较为可靠的热力学数据和理论指导。     

某地浮选难处理金矿提金工艺探索试验研究

以浮选难处理金矿产焙砂为原料,试验氰化工艺提金效率可达55％,硫脲法提金效率可达60．34％,均较低。而试验氯化工艺时,研究出当盐酸加入量1．3倍（焙砂Fe理论耗量倍数）、氯化钠加入量90g/L、氯酸钠加入量为矿样量的10％,浸出时间6h和浸出温度85％时的浸金效率最佳可达87％。通过对氯化提金工艺进行简单热力学分析,得出增加盐酸和氯化钠的含量有利于氯酸钠浸金。     

湖南湘西某钒矿提取五氧化二钒试验研究

研究了湘西某石煤钒矿提取五氧化二钒的工艺条件：分别考察了添加剂种类与用量、焙烧温度、焙烧时间、原矿磨矿粒度、硫酸加入量、浸出时间、浸出温度等对钒浸出率的影响。试验得出结果：空白焙烧870℃、焙烧时间4h、原矿磨矿粒度-74μm≥71％情况下,添加1．8％硫酸,室温浸出1h。在此条件下,钒的提取率可达87％以上。该含钒浸出液用717树脂离子交换一沉钒一煅烧工艺可以提炼出YB／T5304—2006冶金用99钒,该钒矿总回收率为84．5％。     

某复杂低汞硒渣富集分离回收硒汞试验

采用两次焙烧工艺从某复杂低汞硒渣中富集分离回收硒、汞。首先将该硒汞渣在不制粒情况下,800~850℃空白焙烧1.5h,99%以上的硒、汞挥发进入烟尘而富集,且焙烧渣中汞含量不足0.01%。富集硒、汞的烟尘与石灰(CaO加入量为理论值1.25倍)制粒后在650℃焙烧90 min,固硒率达到99.5%,汞脱除率达到99.41%。     

高炉炉缸区域Ti(C,N)形成条件的热力学分析

为了解含钛铁矿高炉冶炼中Ti(C,N)随物化条件变化的生成规律与分布趋势,引入Ti(C,N)的非理想状态,应用Wagner公式和改进的MIVM(M-MIVM)计算了Ti在碳饱和的Fe-C-Ti熔体中的溶解度.研究了Ti(C,N)从Al2O3-CaO-SiO2-TiO2熔渣中形成的临界条件及其影响因素.结果显示,在引入T...     

低品位锡钨萤石中矿综合回收试验

采用苏打还原焙烧—水浸工艺、硫酸焙烧—水浸工艺从某含锡钨萤石中矿中综合回收钨、锡和氟,考察苏打加入量、还原剂煤与苏打配比,硫酸加入量、碳酸铵加入量以及控制溶液终点pH等对回收的影响。研究表明,采用中矿两次硫酸焙烧——洗矿——碳酸铵浸出——盐酸浸出工艺,分解原料中99.95%的氟,钨总浸出率为98.04%,锡保留率为17.70%。该工艺指标较好,三废可达标排放,经济效益明显。     

银浮选尾矿回收分离有价金属的湿法浸出探索试验研究

以某含银浮选尾矿为原料,进行回收分离银、金、铅等有价金属的浸出试验研究。发现当Na CN加入量10 kg/t,磨矿粒度-0. 038 mm≥90%以上,氰化时间24 h,银浸出率达75%,金浸出率达62%。用氯化浸出,在盐酸3 mol/L、氯酸钠12%,氯化钠30～40 g/L,磨矿粒度-0. 044 mm≥90%,浸出温度85℃,银、金及锌浸出率分别达95%、90%和97%左右,铅绝大部分留在浸出渣中。两种工艺进行2 kg/次的全流程试验:常温下用锌粉置换富银液中银,一次置换率达97%以上,绝大部分铅留在浸出渣中,从而达到回收分离银、铅的目的。     

石煤钒矿回转窑焙烧工艺提钒扩试研究

对湖南某石煤钒矿,按回转窑空白焙烧-常温低酸浸钒进行了220 kg/次扩试研究工作。得出当回转窑原料填充率11%、焙烧温度880~920℃、入炉焙烧时间3.5 h,钒的氧化状态达到最佳。焙烧矿在常温下,按液固比2∶1,硫酸加入量1.83%(焙烧矿质量),搅拌浸出1 h的条件,钒浸出率可稳达87%以上。浸出液加入纯碱和双氧水除铁、铝等杂质,脱除率达96%~98%。净化液用717树脂离子交换吸附钒,吸附和解吸效率均有99%以上。净化液中铁等干扰杂质吸附率较低,有10%~30%。