真空碳热还原红土镍矿制取金属镁的热力学分析及实验研究

通过热力学计算,得出红土镍矿被C还原的化学反应自由能和各还原反应临界温度,表明真空可有效降低化学反应自由能,确定了碳热还原氧化镁制取金属镁的反应温度为1200～1350℃,同时存在氧化镁的硅热还原反应。对实验反应剩余物的元素含量计算分析表明,镁元素成功脱除,脱除率达到99.96%;Ni元素几乎全部回收,直收率达99.67%;绝大部分的Fe、Si也得到了回收,直收率分别为83.98%以及85.35%。冷凝物主要为金属镁,元素质量比达到95.59%,由于冷凝区发生逆反应Mg（g）＋CO（g）=MgO（s）＋C（s）,得到的冷凝物经检测含有少量氧化镁。

云南惠民铁矿微波磁化焙烧工艺

基于云南惠民铁矿主要为细粒浸染结构、氧化矿的主要铁矿物为褐铁矿,以氧化矿为研究对象,采用微波磁化焙烧-弱磁选工艺分选铁矿石,考查微波焙烧温度、还原剂用量、磁选磁场强度对分选指标的影响。研究结果表明:在焙烧温度为800℃,还原剂用量为12%,还原时间为12 min,磁选磁场强度为119.37 kA/cm的条件下,获得铁精矿品位为59.31%,回收率为81.92%,证实微波磁化焙烧铁矿石的方法可行,为难选铁矿石的分选提供了一种新的思路。

MIVM在真空蒸馏分离锡锌合金中的应用及实验研究

基于分子相互作用体积模型,首先使用牛顿迭代法结合Sn、Zn的无限稀活度系数γS∞n、γ∞Zn计算得出对势能相互作用参数Bij和Bji,并利用Bij和Bji计算Sn-Zn二元系的活度aSn、aZn,并将理论计算值与实验值进行对比分析,最后计算得到Sn-Zn合金真空蒸馏过程中的气液相平衡组成。结果表明:活度计算值和实验值吻合较好;蒸馏温度为1073 K,液相中含锡量为90%时,气相中含锡仅为0.00001%,Sn-Zn合金能够通过真空蒸馏实现良好分离。进一步实验验证结果表明,蒸馏温度1073K、恒温时间100 min,15 Pa条件下,液相中含锡为90%时,气相中含锡为0.002%,实验结果与预测结果吻合较好。此研究为真空蒸馏分离Sn-Zn合金提供了可靠的理论依据及预测模型。

真空碳热还原煅白制取金属镁的工艺

采用物料氧化镁还原率、XRD、SEM 等手段与方法研究真空条件下煅白碳热还原温度、物料配比、碳热还原保温时间等对碳热还原煅白制取金属镁工艺的影响。结果表明：在30-100 Pa时，碳热还原温度高于1623 K后，氧化镁的还原率明显增加，有利于碳热还原反应的进行。随着焦煤还原剂与氧化镁摩尔比的增大以及碳热还原时间的延长，碳热还原反应反应速率加大，还原率提高，当碳热还原温度为1623 K、还原时间为4 h、配碳比为1.6时，氧化镁还原率超过99%。因此，选择适当的焦煤还原剂与氧化镁摩尔比值以及碳热还原时间，在温度高于1623 K条件下，将有利于碳热还原法炼镁过程的顺利进行与氧化镁还原率的提高。

利用高温铜渣余热进行生物质水蒸气汽化的热力学分析

基于平衡常数法建立生物质水蒸气汽化的热力学平衡模型。模型计算结果表明:生物质水蒸气汽化产气组分趋于稳定的汽化条件为845～950℃、S/B(水蒸气质量与生物质质量之比)为1.5～2.0(g/g),900℃、S/B为1.64时合成气(CO+H2)产量最高,为73.15%。利用高温铜渣显热作为生物质水蒸气汽化吸热反应的外热源,计算不同汽化温度下铜渣的热焓和余热利用率。计算结果表明:汽化温度在720～950℃范围内,铜渣余热利用率为25.28%～60.04%;最优汽化工况下,铜渣余热利用率为31.66%,系统能量转化率高达48%。

氧化铝真空碳热还原炉瞬态温度场模拟计算

以昆明理工大学真空冶金国家工程实验室氧化铝真空碳热还原炉为研究对象,依据传热学理论和氧化铝真空碳热还原炉的结构特点,分析了氧化铝真空碳热还原炉的加热和散热过程,并用有限元法建立了真空碳热还原炉瞬态温度场数值模拟计算模型,运用ANSYS软件对还原炉在持续加热下的瞬态温度场分布进行了数值模拟计算并得出了还原炉温度场的三维分布状况,同时分析了瞬态温度场的变化情况。经过具体实验验证,模拟计算结果与实验所测的局部各点测量值误差均在2%以内,实际所测的平均值与模拟结果误差在1%以内。

含银铅锑多元合金真空蒸馏的元素挥发行为

以富集银为目的,采用真空蒸馏法研究含银铅锑多元合金在中真空（5~25 Pa）的条件下蒸馏过程中各元素的挥发行为,考察蒸馏温度、蒸馏时间对各元素脱除率的影响。实验结果表明：在系统压力为5~25 Pa,蒸馏温度为950℃,蒸馏时间≥45 min的条件下,Pb和Bi脱除率接近100%;As和Sb的挥发较为彻底,其脱除率分别达到96.3%和92.5%以上,而Ag和Cu基本不挥发。残留物的XRD分析结果表明,残留物中Cu与Sb形成化合物Cu2Sb及Cu10Sb3,Ag与Sb生成Ag3Sb,As与Cu生成Cu5As2,使得Sb和As的挥发不够彻底。真空蒸馏法提供一种含银铅锑多元合金中Ag与贱金属分离的方法,使Ag能得到有效富集。

Fe添加对Cu/Zn/ZrO_2催化剂CO_2加氢合成低碳醇性能的影响

采用共沉淀法制备了添加不同Fe含量的Cu/Zn/ZrO2催化剂,在523K、3.0MPa和3000h-1的条件下,考察了不同Fe含量对Cu/Zn/ZrO2催化剂上CO2加氢合成低碳混合醇性能的影响。并采用低温N2吸附、X射线衍射(XRD)、程序升温还原(H2-TPR)和CO2程序升温脱附(CO2-TPD)技术对催化剂进行了表征。结果表明:在Cu/Zn/ZrO2催化剂中加入适量的Fe后,可以提高催化剂的活性、醇的时空产率(STY)以及C2+醇的选择性。

钙热还原法制备钛粉过程的研究

以颜料级TiO2、分析纯无水CaCl2和金属钙为原料,探索一种真空钙热还原制备金属钛粉的新方法,并借助XRD,SEM/EDS等设备对产物成分和钛粉进行表征。结果表明,添加的CaCl2可有效地减弱烧结影响并增大了气-固反应界面有助于还原反应。当CaCl2与TiO2比例为1∶4时,片状原料在1000℃下和钙蒸气充分反应6h,还原产物酸洗干燥后制备出低杂质含量的钛粉。粒度分布在10～20μm之间,粉末颗粒呈不规则形状,分布均匀且无大块团聚现象。

分子相互作用体积模型在真空蒸馏分离Pb-Sb、Pb-Ag和Sb-Cu合金中的应用

基于分子相互作用体积模型(MIVM),使用牛顿迭代方法结合无限稀活度系数实验数据γ∞计算对势能相互作用参数Bij和Bji;然后使用参数Bij和Bji计算Pb-Sb、Pb-Ag及Sb-Cu二元合金体系的活度α和活度系数γ,并与实验值进行比较分析;最后计算Pb-Sb、Pb-Ag及Sb-Cu二元合金体系的气液相平衡组成。气液相平衡组成计算结果表明:活度计算值和实验值吻合较好;Pb-Ag和Sb-Cu体系中的组元均能通过真空蒸馏实现良好分离,而Pb-Sb体系中的组元不能通过一次真空蒸馏实现完全分离。分子相互作用体积模型用于预测二元合金体系的活度及真空蒸馏分离效果具有很高的可靠性,为真空蒸馏分离二元合金提供良好的理论依据。

铜冶炼污泥固化剂优选试验研究

铜冶炼工厂普遍采用石灰-铁盐法进行污酸处理,该过程中会产生大量含砷及重金属离子的铜冶炼污泥。对于这种环境危害性大的污泥,固化是一种良好的无害化处理途径。用普通矿渣硅酸盐水泥为固化材料,以三乙醇胺、亚硝酸钠、氯化钠、硫酸钠为固化剂,利用正交试验对铜污泥进行固化处理。利用XRD、XRF、化学分析、SEM、强度测试与毒性浸出试验研究了不同固化剂对污泥固化效果的影响。结果表明:固化剂对固化后样品浸出毒性的影响显著;使用三乙醇胺复合固化剂的固化样品结构较为密实,强度最高,浸出毒性最低,能达到国家标准(GB 5085.3—2007)。

稀土助剂Pr改性Cu/Zn/ZrO_2合成甲醇催化剂的催化性能

采用共沉淀法制备了Cu/Zn/ZrO2催化剂,并以稀土元素镨(Pr)为助剂添加不同含量对其进行改性。通过XRD、H2-TPR、CO2-TPD等表征手段考察了稀土助剂Pr2O3的含量对Cu/Zn/ZrO2催化剂结构的影响。在固定床连续流动反应装置上考察了5种助剂含量改性的Cu/Zn/ZrO2催化剂对CO2加氢合成甲醇反应的催化性能。结果表明:加入稀土助剂后,催化剂的表面碱性明显增强,有效地促进了活性组分的分散,稳定了催化剂的活性中心。当Pr2O3的含量为3%时,Cu/Zn/ZrO2催化剂催化活性最佳。

分子相互作用体积模型在真空蒸馏分离铅锡合金中的应用

运用分子相互作用体积模型(MIVM),结合Pb、Sn的无限稀活度系数γ∞Pb、γ∞Sn,通过牛顿迭代法计算出参数Bij和Bji,利用参数Bij和Bji计算Pb-Sn合金中Pb、Sn的活度系数γPb,γSn。并利用γPb,γSn进一步计算出Pb-Sn合金中Pb的分离系数βPb,结果表明βPb》1,Pb、Sn能够彻底地分离。同时用γPb,γSn绘制出气液相平衡图,结果表明,900℃、液相中锡含量为85%时,气相中含锡仅为0.008%。以上热力学分析表明,Pb、Sn能够通过真空蒸馏实现良好分离。进一步实验验证结果表明,900℃、20 min条件下,液相中含锡为85%时,气相中含锡为0.112%,实验结果与预测结果吻合较好。此研究为真空蒸馏分离Pb-Sn合金提供了很好的理论依据和实验基础数据。

氧化镁在真空碳热还原法炼镁过程中行为研究

对氧化镁在真空碳热还原过程中的行为进行了热力学分析，研究表明真空条件下氧化镁易于被碳还原，还原温度随着体系压力的降低逐渐降低。在系统压力30—100Pa的条件下，通过计算确定还原过程的主反应是MSO（s）＋C（s）=Mg（g）CO（g），反应起始温度为1573K。而反应MgO（s）＋CO（g）=Ms（g）＋CO2（g）在该体系条件下并未发生，此外碳热还原过程中生成镁的碳化物的反应也不会发生。实验研究表明，在温度1553K，系统压力30～100Pa的条件下，碳热还原反应开始进行，冷凝区得到金属Mg，这与热力学计算的参数相吻合。反应剩余渣经检测主要为未反应的氧化镁与碳，并未检测到碳化Mg。由于冷凝区发生逆反应Mg（g）＋CO（g）=Mg0（s）＋C（s），得到的冷凝物表面有碳吸附，经检测冷凝物含有金属镁、氧化镁以及碳，通过进一步处理可得到纯度较高的金属№。

铜砷锑多元合金真空蒸馏硫化法除砷锑

从理论上分析了采用真空蒸馏硫化法处理铜砷锑多元合金除As,Sb的可行性,并通过实验探讨了加硫量、蒸馏温度、蒸馏时间对As,Sb脱除效果的影响。结果表明:在系统残压5～15 Pa,加硫过量率为200%,蒸馏温度1473 K,蒸馏时间30min条件下,杂质元素As、Sb含量分别降至0.039%,1.02%,脱除率分别为99.84%,95.17%,脱除效果明显好于直接真空蒸馏。蒸馏后得到的残余物为Cu2S,纯度较高,含量可达98%左右,Cu直收率为97.60%,经吹炼可得能够适用于电解精炼的阳极铜。

铜冶炼污泥形成机理及其特性

运用XRD、ICP-AES、AFS、TG-DSC与毒性浸出试验研究了铜火法冶炼中石灰-铁盐法处理酸性废水(污酸)过程中含重金属及砷的污泥(中和渣)形成机理和特性。结果表明:电石渣乳中主要成分Ca(OH)2与污酸中硫酸反应生成CaSO4.xH2O并成为污泥的主要成分;重金属离子主要通过水解反应被沉淀下来,而砷以砷酸盐及亚砷酸盐沉淀而去除,在pH=12.4时电石渣乳与污酸一次中和反应之后,主要有害元素从103～102mg/L降低至1 mg/L左右,经过絮凝剂添加、浓缩固-液分离与多次空气氧化步骤后使得主要重金属含量达到10 2mg/L数量级,实现净化后水质达到GB 4913—85污水排放标准;污泥随着温度的升高而逐渐失重,室温至160℃时污泥中自由水与CaSO4.xH2O结晶水依次脱除,温度至400℃左右污泥中砷氧化物升华,至600～800℃范围内少量碳酸钙发生分解,至1050℃以上CaSO4在开始分解为氧化钙并造成明显失重;毒性浸出实验中污泥浸出液中As与Se的浓度明显高于GB 5085.3—2007所允许范围,属于危险废弃物。

锡铁精矿硫化焙烧脱锡

硫化焙烧法可较好地脱除锡铁精矿中锡,且可实现铁物相的预还原,有利于后续工艺中铁资源的高效回收。以热力学分析为基础,结合化学分析和X射线衍射分析,对锡铁精矿的硫化焙烧过程进行了研究。结果表明:无烟煤用量增加时,锡脱除率呈先增加后降低趋势,其添加量(无烟煤与锡铁精矿质量比)超过10%,部分锡物相被还原成金属锡,并与铁结合形成硬头,锡挥发脱除率下降;焙烧过程中铁物相由Fe3O4转变为FeO,实现了铁的预还原;以高硫煤对锡铁精矿进行还原-硫化复合焙烧,在氮气流量0.6 L/min、焙烧温度1 273 K、焙烧时间40 min和高硫煤(含硫量3.07%)添加量(高硫煤与锡铁精矿质量比)10%试验条件下,可将精矿含锡降至0.043%,该研究为高硫煤的清洁利用提供了一个新途径。

铅铜合金真空蒸馏分离的研究

通过计算铅铜的饱和蒸气压、分离系数及气液相平衡图等热力学数据从理论上分析真空蒸馏分离Pb-Cu合金的可行性,计算结果表明：利用Pb与Cu饱和蒸气的差别采用真空蒸馏可以有效实现铅铜合金的分离。结合计算结果对含Cu5%~20%（质量比）的合金进行了实验研究,考察了蒸馏温度,蒸馏时间,熔体深度对合金分离效果的影响。实验结果表明：在蒸馏温度1373 K,蒸馏时间30 min,料层厚度6mm的条件下,含铜量为5%~20%的铅铜合金经一次真空蒸馏后,得到Pb含量为99.9%的铅,铜含量为99.99%的铜,能够同时获得纯度较高的金属Pb与Cu。

采用硫化-真空蒸馏法从铜砷锑多元合金中回收铜

从理论上分析采用硫化真空蒸馏法处理铜砷锑多元合金回收其中有价金属铜的可行性,并通过实验探讨加硫量、蒸馏温度、蒸馏时间对杂质脱除效果的影响。研究结果表明:在系统残压为5～15 Pa,加硫过量率为200%,蒸馏温度为1 200℃,蒸馏时间为30 min条件下,得到的残余物为Cu2S,纯度较高,含量可达98%左右,Cu直收率为97.60%,杂质元素Pb,Sb,Sn和As含量分别降至0.005 8%,1.02%,0.002 3%和0.039%,脱除率分别为99.96%,95.17%,99.94%和99.84%,除杂效果明显好于直接真空蒸馏。残余物经吹炼可得能够适用于电解的阳极铜。

含银铅锑多元合金真空蒸馏富集银锑的研究

采用含银铅锑多元合金为原料，对其真空蒸馏法富集Ag、Sb的可行性和工艺进行探讨，考察蒸馏温度、恒温时间对合金中各组分的挥发行为影响，理论和实验均证实了该方法可行。试验结果表明：系统压力5-25Pa，Ag，sb的挥发随着温度的增加和恒温时间的延长而加剧，蒸馏温度为1223K，恒温时间30-120min时，Ag的富集率均大于99．28％，Sb的挥发率为89．7％-92．8％；x射线衍射仪研究表明残留物中形成化合物A幻Sb，Cu2Sb，culosb3，导致Sb不能彻底挥发；蒸馏过程中，系统压力随着恒温时间的延长而下降，且蒸馏温度越高下降越明显。