钒钛磁铁矿固态还原的研究

研究了钒钛磁铁矿的固态还原过程及影响因素,讨论了磨矿粒度、还原温度和配碳量对固态还原金属化率及还原后炉料中钛走向的影响.采用煤基直接还原工艺流程,能够将钒钛磁铁矿中铁的氧化物还原为金属铁,然后通过磁选,可实现钛、铁的有效分离.实验结果表明,最佳工艺条件为:还原温度1 100℃,配碳量为1∶1,磨矿粒度控制在75~150μm之间.在此工艺条件下得到铁的金属化率和渣中钛的质量分数分别在80%和36%以上.该工艺为我国大批量钒钛磁铁矿的开发利用提供了新途径.     

固态原位电还原TiO_2制取Ti的阳极和电极过程

运用循环伏安法对固态原位电还原TiO2制取Ti的阳极过程进行了研究,并分析了整个电极反应过程.研究发现,固态原位电还原TiO2制取Ti的阳极过程是一步二电子氧化反应,并且可逆,产物不熔,在石墨阳极下生成CO2气体,阳极电极反应:C+2O2--4e=CO2.固态原位电还原TiO2制取Ti的总电极反应为:2TiO2+C=2TiO+CO2,2TiO+C=2Ti+CO2,2CaO+C=2Ca+CO2.阴极生成的Ca可以继续对TiO2进行热还原反应,固态原位电还原TiO2制取Ti是TiO2的直接二步电还原与Ca热还原TiO2共同作用的结果.     

低m(Cr)/m(Fe)铬铁矿除铁工艺的实验研究

以南非铬铁矿为对象,在热力学分析的基础上,采用碳热还原法开展了低m(Cr)/m(Fe)铬铁矿除铁工艺的实验研究.结果表明:实验中铬铁矿选择性除铁的适宜温度为1 100℃左右,符合热力学计算结果.低于此温度时还原出的富铁相与基体分离不彻底,难以结瘤析出;高于此温度时尖晶石相中的铬元素还原严重,影响铬的回收率.在1 100℃还原0.5 h并经酸浸处理后,铬铁矿可由化工级提升至冶金级,在相同温度下还原2 h后,m(Cr)/m(Fe)可由1.7提高至5.8,为实现低m(Cr)/m(Fe)铬铁矿的高效利用提供了新思路.     

攀枝花钛铁矿固态还原行为

以我国攀枝花钛铁矿为研究对象,研究钛铁矿固态碳热还原反应的宏观动力学、钛铁矿还原产物的物相转变及显微结构的变化规律,探讨攀枝花钛铁矿固态碳热还原行为。研究结果表明:钛铁矿精矿还原速率较小,在温度为1000～1150℃时,攀枝花钛铁矿精矿的还原过程受界面化学反应控制,反应的表观活化能为125.92 kJ/mol;在钛铁矿还原过程中,将会形成M3O5型(M为Fe,Ti,Mg和Mn等)固溶体和TinO2n-1等导致铁离子活度降低的物相,使钛铁矿的还原难度加大,而且还原产物的结构和Mg在未反应内核处的富集都阻碍了攀枝花钛铁矿精矿的进一步还原。     

含碳铬矿球团的还原性能

本文讨论了温度、还原剂、铬矿粒度以及与还原剂结合形式等因素,对铬铁矿直接还原性能的影响,并进行了多种添加剂对铬矿还原反应影响的实验。通过气体中间物的固-固反应理论,描述了还原过程。实验结果为开发合碳铬矿球团在竖炉型的熔融还原提供了配料造球的理论依据。     

铬铁矿的还原焙烧与磁选分离

以南非铬铁矿为原料,以潞安煤粉为还原剂,进行了铬铁矿粉还原焙烧与磁选分离实验。借助扫描电镜、能谱分析和X射线衍射分析,对碳热还原和磁选分离过程中的物相变化进行了系统研究。实验发现,当温度低于1 200℃时,铬铁矿仅发生少量铁氧化物的还原,当温度高于1 300℃时,铬铁矿中铬氧化物开始被还原成碳化铬。随着还原反应的不断进行,铬铁尖晶石结构逐渐发生转变并被破坏。在本实验条件下,铬铁矿较为适宜的预处理温度为1 200℃,此温度下的还原产物磁选后,磁选产物几乎全部为金属铁,磁选所得尾渣的除铁率为46%,铬的收得率为80%,w(Cr2O3)/w(ΣFe O)值高达3.75。研究工作对于铬铁矿预处理工艺的设计开发及低品位铬铁矿的综合利用具有理论指导意义。     

粘土碳热还原氮化合成β'-Sialon粉末的研究

本文利用失重和XRD研究了工艺条件(合成温度、保温时间和氮气分压)对粘土碳热还原氮化合成β-Sialon粉末的影响.研究结果表明:适当提高合成温度和延长保温时间,适当减小氮气分压,有利于β'-Sialon的形成.β'-Sialon形成过程的分析表明:碳热还原氮化反应主要受中间产物CO和SiO的控制.     

粘土碳热还原氮化合成β′-Sialon粉末的研究

本文利用失重和XRD研究了工艺条件(合成温度、保温时间和氮气分压)对粘土碳热还原氮化合成β-Sialon粉末的影响.研究结果表明适当提高合成温度和延长保温时间,适当减小氮气分压,有利于β′-Sialon的形成.β′-Sialon形成过程的分析表明碳热还原氮化反应主要受中间产物CO和SiO的控制.     

微波场中锰矿粉碳热还原反应研究

采用微波加热和常规加热对锰矿粉的碳热还原反应进行了研究.利用热重分析仪研究温度、粒度和碳氧原子摩尔数比等因素对微波场中锰矿粉碳热还原反应速率的影响,并通过拟合得到碳热还原反应过程动力学方程,进而得到微波加热相对于常规加热碳热还原的速率增加因子Q.实验结果表明:在微波加热时,随着碳氧原子摩尔数比的升高,物料升温速率随之提高;同时,反应前期升温速率较大,随着反应的进行,升温速率逐渐降低.提高碳氧原子摩尔数比和温度,微波加热碳热还原反应速率加快.减小粒度可以提高反应速率,但当粒度减小到150目时,进一步减小粒度后,反应速率不会有明显的提高.相同的温度和保温时间下,微波加热失重率远大于常规加热,微波加热的促进作用在低温和低温反应后期更为显著.     

二氧化硅在真空碳热-氯化法炼铝过程中的行为

采用XRD,EDS及热力学分析等方法,对二氧化硅在真空碳热-氯化法炼铝过程中的行为进行研究.研究结果表明:碳热还原过程SiO2在较低温度下发生碳热还原反应生成SiC,在更高的温度条件下碳热还原生成低价氧化硅SiO气体;另外还有一定量的SiC与Al4C3结合生成Al4SiC4.碳热还原过程生成的低价氧化硅SiO气体进入低温区歧解得到单质硅与二氧化硅;同时还有氧化铝碳热还原生成的低价氧化铝Al2O气体进入低温区与CO发生二次氧化反应生成氧化铝与碳,低价氧化铝Al2O与低价氧化硅SiO气体在低温区发生反应的可能性较小.碳热-氯化过程冷凝产物金属铝的EDS检测分析显示,SiO2碳热还原生成的低价氧化硅SiO歧解产物没有混入最终产物中,从而不会影响金属铝的纯度,该金属铝平均纯度达97.03％.     

铬铁矿粉利用研究进展

利用微波加热的方法来还原含煤铬铁矿粉，稀缺的铬铁矿资源可以得到充分利用。微波体加热还原含煤铬铁矿过程中微波结构也进行了分析，在微观层面上证明了微波加热的物性、优点。     

微波加热过程中含煤铬铁矿粉温度分布的分析

引用实验和数值的方法对柱状坩埚内含煤铬铁矿粉在微波加热场中的温度分布作了分析。对于柱状物料,不同时间内的温度的高温区域的分布是不同的,物料中水份的含量对于温度分布有着很大的影响。利用模型计算所得的温度值与实验值有很好的吻合。     

铬矿熔融还原动力学

考察了渣碱度、渣中Ａｌ２Ｏ３含量以及温度对铬矿被固体碳还原反应的影响，得到渣碱度在０．８～１．５的范围内、渣碱度为１．５时，铁液中最终铬含量最高；随着渣中Ａｌ２Ｏ３含量的增加，铬矿的初期反应速率明显降低，但对铁液中的平衡铬含量无明显影响．初期零级反应的表观活化能为３１６ｋＪ／ｍｏｌ．在确定反应控制环节时，利用了改变界面反应条件这一新方法，结合实验分析得到铬矿的还原是由铬矿在渣中的行为及界面反应联合控制     

瑞木红土矿摇床铬铁矿粗精的磁选富集

瑞木红土矿中存在含铬尖晶石矿物,在进行矿浆管道输送和高压浸出之前需要先经过铬矿选矿处理,以减轻对管道和高压釜的磨损.目前瑞木红土矿项目选矿得到的铬铁矿精矿其铬铁质量分数比(w(Cr2O3)/w(Fe O))仅为2.3,不能满足冶金级铬铁矿的要求.针对瑞木红土矿项目摇床分选所得的铬铁矿粗精矿开展了工艺矿物学和磁选提高铬铁质量分数比的研究.筛分实验和矿物提纯实验结果表明,去除细颗粒矿物以及分离脉石矿物是提高铬铁矿铬铁质量分数比的有效途径.对筛分后的+0.074 mm的粗精矿进行磁选分离,所得到的铬铁矿精矿铬铁质量分数比为2.59,铬回收率为63.89%.     

加煤铬铁矿粉流化床流化性质和还原行为

探讨了粉状铬铁矿在流化床内的流化性质、还原过程和加煤条件。通过实验,得到流化过程中煤粉与铬铁矿粉的相对分布规律,给出使煤粉沿流化床高度方向较均匀分布的条件,测试了流化还原气组成、空塔流速、外配煤量、还原时间及还原温度等因素对铬铁矿粉化还原的影响规律。给出还原条件局部优化结果。     

Production of pig iron from red mud waste fines using thermal plasma technology

Red mud, an insoluble residue produced during alkali leaching of bauxite, is considered as a low-grade iron ore containing 30% to 50% iron. The present paper deals with the use of thermal plasma technology for producing pig iron from red mud waste fines. The smelting reduction of red mud was carried out in a 35 kW DC extended arc thermal plasma reactor. Red mud was properly mixed with fluxes and graphite (fixed carbon, 99%) as a reductant as per stoichiometric requirement. The effect of various process parameters like a reductant, fluxes and smelting time on iron recovery was studied and optimized. An optimum condition for the maximum recovery of iron was obtained. A new thermal plasma process applicable to direct iron making from red mud waste fines that would achieve significant utilization of red mud was proposed.     

Sulfuric acid leaching kinetics of South African chromite

The sulfuric acid leaching kinetics of South African chromite was investigated. The negative influence of a solid product layer constituted of a silicon-rich phase and chromium-rich sulfate was eliminated by crushing the chromite and by selecting proper leaching conditions. The dimensionless change in specific surface area and the conversion rate of the chromite were observed to exhibit a proportional relationship. A modified shrinking particle model was developed to account for the change in reactive surface area, and the model was fitted to experimental data. The resulting model was observed to describe experimental findings very well. Kinetics analysis revealed that the leaching process is controlled by a chemical reaction under the employed experimental conditions and the activation energy of the reaction is 48 kJ·mol-1.