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1800K,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164.497kJ/mol,反应级数为0.414,Mg还原TiO2的表观活化能为383.235kJ/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%.

难处理金精矿的加压氧化-氯化浸出实验

采用加压氧化法对国内某难处理金精矿进行预处理,考察了反应温度、精矿粒度、氧分压、初酸浓度、反应时间对金精矿脱硫率和金浸出率的影响.利用XRD,XRF,SEM,EDX技术对金精矿原矿及浸出渣进行分析表征,实验结果表明,在反应温度180℃,精矿粒度-0.075^+0.061 mm,氧分压0.8 MPa,初酸质量浓度60 g/L,液固比4∶1,反应时间120 min,搅拌转速600 r/min条件下,金精矿的脱硫率为93.85%.以50 g/L的NaCl和8 g/L的NaClO混合溶液作为浸出剂,对加压氧化渣进行氯化浸出,在反应温度30℃,pH值4.5~5.0,液固比3∶1,搅拌转速300 r/min,浸出时间180 min条件下,金的浸出率为94.54%.未作预处理的金精矿直接氯化浸出,金的浸出率仅为42.65%,加压氧化对提高金的浸出率效果显著.

液相沉淀法制备钒酸铁的实验研究

采用液相沉淀法制备了结晶型FeVO4,借助X射线衍射（XRD）和SEM等分析方法,考察了溶液pH值和反应温度对沉淀产物的影响.结果表明：在pH值为1.5~2,温度25℃,n（V）/n（Fe）为1和静置时间60 min的条件下,获得了粒度比较均匀、形貌比较规则且呈球形的钒酸铁晶体;随着pH值增加,沉淀物中出现了Fe2O3相,FeVO4相消失;温度对钒酸铁的制备影响也较大,升高温度的同时需要及时调整pH值.

利用高铝粉煤灰种分法制备拟薄水铝石的基础研究

以高铝粉煤灰熟料经预脱硅—碱石灰烧结、溶出、二次脱硅后溶液为原料,通过晶种分解后生产拟薄水铝石产品,考察了种分条件对拟薄水铝石产品的影响,并对其进行表征。结果表明,种分法制备的拟薄水铝石产品孔容可达到0.829 1cm3/g,BET比表面积高达393.00m2/g,达到并优于普通大孔拟薄水铝石的理化指标,从而可实现高铝粉煤灰中铝资源的高附加值利用。

N1923萃取钒渣无焙烧浸出液中钒的实验探究

针对传统提钒技术中焙烧段能耗巨大和污染严重等问题,提出了用钛白废酸为浸出剂,无焙烧加压浸出钒渣的新工艺.通过正交设计实验及单因素实验考察N1923对此工艺体系中浸出液中钒萃取的状况.正交试验结果表明,常温下,20%N1923-5%仲辛醇-75%磺化煤油体系中,水相初始pH=1.4,水相有机相体积比(V_A/V_O)=1∶3,萃取时间为2 min时,钒单级萃取率可达77.69%以上,经4级逆流萃取,钒总萃取率达99.9%,并与杂质元素分离效果明显.

碱添加量对金属离子的分布和pH变化的影响

提出了一种计算公式,定量地计算了既有氢氧化物沉淀又有氢氧配离子形成的化学反应体系中的金属离子的分布,考察了影响沉淀和配离子形成的各种因素.基于提出的公式,计算了锌、镉、铜、镍、铁(Ⅲ)、铁(Ⅱ)、铝、钙、镁的沉淀率,理论计算与实验结果一致.

水热法制备钒酸铁的实验研究

采用水热合成法制备了结晶型FeVO4,借助XRD和SEM 等分析手段,考察了溶液pH 值和温度对沉淀产物的影响.结果表明,样品中n （V）/n（Fe）比值随着pH 值的升高而减小;水热法制备钒酸铁的最佳条件为pH 值1.5~4,温度为160℃,配比1∶1,静置时间120min,获得的钒酸铁样品中n（V）/n（Fe）比值为1,颗粒呈球形,粒径均匀,形貌比较规则.

铜(Ⅰ)离子对氰化物溶液中金属离子存在形态的影响

提出了可以描述在各种金属离子浓度和不同的pH条件下,随铜盐添加量的增加,氰化物溶液中金属离子和CN-存在形态的公式.基于其计算结果,探讨了将铜盐加入含金银的氰化物溶液中时金银的沉淀机理,以及在矿石中铜含量较高时氰化物消耗量增加而金银浸出率降低的原因.将铜盐加入氰化物溶液中时,铜(Ⅰ)离子首先与溶液中游离CN-反应,然后从锌、镉、镍等金属的氰根配合物中"劫持"几乎全部的CN-,以CuCN形式生成沉淀,金银的氰根配合物被"劫持"CN-,以AuCN和AgCN型沉淀物沉淀.

热解氯化镁气相反应实验装置的设计

基于海绵钛生产工艺过程中副产物氯化镁的综合利用问题,提出以钛冶炼过程中蒸馏工序段熔融氯化镁为原料,在通氧条件下,熔融态氯化镁直接热解,产物为高附加值的氧化镁和氯气.本文针对气相反应,设计主反应器文丘里管的形状与尺寸、盛装容器的形状与尺寸、电阻炉的选取及收集装置的选取与其尺寸.

搅拌对箱式混合澄清槽流动性能的影响

针对当前混合澄清萃取槽存在的问题,提出了改进的新型混合澄清萃取槽.采用专业的流体力学数值模拟软件ANSYS/FLUENT,对新型萃取槽内流场情况进行了模拟研究.结果表明,在油水两相流速分别为0.22和0.11 m/s,混合室搅拌转速为800 r/min,澄清室搅拌转速为20 r/min时,与传统萃取槽相比,在搅拌作用下,新型萃取槽澄清室内桨叶附近的混合带更窄,两相分离效果更佳;混合室内桨叶上下方流场呈涡旋流,与六直叶涡轮桨搅拌特点相符.

硫化锌氧压浸出过程的φ—pH图

通过热力学计算,得到ZnS-H2O系各物质高温条件下的GΘ值、φΘ值或pHΘ值以及各反应对应的电位表达式,分别绘制出不同离子活度、不同氧分压条件下的φ—pH图。由φ—pH图可以看出,随着离子活度的增大,S与Zn2+稳定区逐渐增大,但构成稳定区各反应的pH值上下限范围逐渐减小;随着氧分压的增大,水的稳定区逐渐增大。对ZnS进行了氧压浸出实验研究,采用全谱直读等离子光谱仪(ICP)、XRD和XRF等方法对浸出液和浸出渣进行分析、表征。结果表明:当初始酸浓度为15%、氧分压为1.1MPa、浸出温度为160℃、液固比为8:1、浸出时间为90min、搅拌速度480r/min时,锌的浸出率为98.86%,硫的转化率为81.33%。实际结果与根据φ—pH图理论计算结果吻合。

采用铝热自蔓延法制备低氧高钛铁合金

以金红石、钛精矿和Al为原料采用铝热自蔓延法制备出低氧高钛铁合金。研究不同反应体系的相关热力学,考察配铝量对铝热自蔓延熔炼效果的影响,采用XRD,SEM以及化学分析等技术对高钛铁合金进行表征。研究结果表明:反应体系的绝热温度大于1 800 K,反应能自我维持进行;铝还原TiO2反应的单位质量热效应较低,铝还原铁氧化物反应的单位质量热效应较高;合金主要由TiFe2,Fe,TiO2和Al2O3等相组成,氧化物夹杂相的存在是合金中氧含量高以及合金微观缺陷存在的直接原因;合金中氧含量最低为2.62%;钛、铝、铁和硅质量分数分别为61.58～66.27%,4.05%～9.20%,16.15%～20.53%及2.78%～3.82%。

难处理金矿浸出预处理过程的FeS_2-FeAsS-H_2O系电位-pH图

难处理金矿中,金为微细浸染型嵌布在黄铁矿和毒砂的晶格中而不能被充分浸出.本文通过热力学计算绘制了298.15KFeS2-FeAsS-H2O系的电位-pH图,由图可知黄铁矿和毒砂均可以被O2等氧化剂分解.FeAsS的稳定区完全包含在FeS2的稳定区范围内,说明在酸性条件下毒砂比黄铁矿的稳定性差,更容易被分解.当电位及酸度较高时,黄铁矿及毒砂中的硫以稳定的HSO4-、SO42-形式存在,而砷以H3AsO4的形式存在,表明预处理过程能够将包裹在金表面的硫化矿物解离脱除.热力学计算的结果为难处理金矿的浸出预处理过程提供了理论依据.

高硫铝土矿浮选除硫药剂的选择

考察了十二烷基磺酸钠、乙黄药、乙硫氮、丁黄药和异丁黄药5种浮选剂对高硫铝土矿浮选除硫性能的影响,着重考察了浮选剂用量、浮选时间、浮选矿浆液固质量比、pH值及矿石粒度对浮选除硫率和氧化铝回收率的影响.研究表明,十二烷基磺酸钠不具备浮选除硫的能力;乙黄药和乙硫氮具有一定的浮选除硫能力;丁黄药和异丁黄药浮选除硫的能力很强,较适合用于铝土矿浮选除硫的工业化生产.丁黄药和异丁黄药一步精选开路实验表明,异丁黄药具有较高的选择性,丁黄药具有较强的捕收能力.

一水硬铝石矿活化焙烧工艺研究

利用马弗炉对我国一水硬铝石矿进行了活化焙烧的实验研究,以降低拜耳法溶出的温度.研究了焙烧温度、焙烧时间等因素对铝土矿的溶出性能的影响,将活化焙烧矿的溶出性能与原矿的溶出性能进行了对比.利用SEM技术对活化焙烧矿的微观形貌进行表征.实验结果表明:合适的活化焙烧工艺条件为焙烧温度585℃,焙烧时间60 min.在此焙烧条件下,当达到最大溶出率时,焙烧矿的溶出温度较原矿下降了40℃.

高铝粉煤灰制备拟薄水铝石的比表面积与孔隙特性分析

高铝粉煤灰熟料经预脱硅—碱石灰烧结、溶出、二次脱硅后的溶液经碳分及种分后得到拟薄水铝石产品,并采用低温氮气吸附法分析其比表面积以及孔结构。结果表明,碳分法和种分法制备拟薄水铝石的等温吸附线均属Ⅳ类,晶粒之间的孔隙以中孔为主,等温吸附曲线滞后环类似于H4型,是狭缝孔。碳分产品的BET比表面积略大于种分产品,然而其BJH吸附累积总孔孔容与BJH吸附平均孔径略低于种分产品,两种产品的物化指标均优于普通拟薄水铝石样品。

双搅拌高效澄清萃取槽澄清度的因次分析

提出了"双搅拌新型高效分离萃取槽"的新概念,即在澄清室增加搅拌装置,通过选择适当的搅拌条件,提高萃取过程水相与有机相的澄清分离速率,从而达到提高萃取设备效率的目的.设计了一套双搅拌萃取水模型实验装置,采用冷态模拟手段研究不同搅拌条件下搅拌离心场及重力场耦合作用对萃取槽澄清室中水油两相分离效果的影响,并结合实验数据,建立了实验范围内的开式45°涡轮桨的澄清度与搅拌转速、离底距离、搅拌桨距溢流口距离之间的准数方程.经实验验证,计算值与实验值吻合良好.

镍含量对高强耐候钢组织与性能的影响

针对铁路高强耐候钢的特点,本文通过调整钢中的镍含量,研究了耐候钢组织和性能的变化规律.结果表明:增加钢中的镍含量,耐候钢的组织由铁素体+珠光体向铁素体+贝氏体+珠光体转变,耐候钢的屈服强度和拉伸强度有所降低,延伸率有所提高,并且实验钢的年腐蚀速率降低,高Ni含量的耐候钢极化阻力为394(Ω·cm-2),而低Ni含量的耐候钢极化阻力为602(Ω·cm-2).

硫化锌加压浸出过程的电位-pH图

通过热力学计算,绘制出温度110～160℃,氧分压分别为0.7、0.9和1.1 MPa,离子浓度为1.0mol/L的ZnS-H2O系的电位-pH图.由电位-pH图可知,随着温度由110℃提高到160℃,S与Zn2＋稳定区对应的pH范围逐渐变正、氧化电位值逐渐增大,提高温度有利于硫化锌的加压浸出过程在较低的酸浓度下进行,但温度高于150℃后增幅较小.随着氧分压由0.7 MPa提高到1.1 MPa,水的稳定区范围增大,液相中溶解氧含量增多,有助于提高氧化速度,促进硫化锌加压浸出过程锌的溶解及元素硫的生成.高温高压条件下ZnS-H2O系的电位-pH图为硫化锌的加压浸出实验参数的选择提供了热力学上的指导作用.

难处理金矿浸出预处理过程的电位-pH图

通过热力学计算绘制了298.15 K下FeS2-H2O系、FeAsS-H2O系的电位-pH图,为难处理金矿浸出预处理过程中黄铁矿与毒砂的氧化分解提供了热力学依据.由FeS2-H2O系的电位-pH图可知,黄铁矿可以被O2等氧化剂氧化分解.在水的稳定区范围内,元素硫的稳定区较小,浸出预处理过程中硫基本上以HSO-4,SO24-形式存在.由FeAsS-H2O系的电位-pH图可知,毒砂比黄铁矿更容易被氧化分解.浸出预处理过程应提高氧化电位使毒砂中的砷和硫氧化至最高价脱去,避免亚砷酸盐和元素硫的生成.以难处理金精矿为原料进行加压氧化验证实验,在反应温度180℃、精矿粒度为-0.075 mm^+0.061 mm、氧分压为0.8MPa、初始酸质量浓度60 g/L、液固质量比4∶1、反应时间120 min、搅拌转速600 r/min条件下,金精矿的平均脱硫率93.85%,平均脱砷率为95.91%,实验结果与热力学计算结果一致.