生物质焦焙烧还原低品位软锰矿及其动力学

采用生物质焦和活性炭粉作还原剂,在管式炉中进行了低品位软锰矿焙烧还原对比试验.分别研究了焙烧温度、焙烧时间、生物质焦用量等条件对软锰矿还原率的影响,对焙烧产物进行了X射线衍射分析.结果表明,生物质焦在焙烧时间和还原效率上优于活性炭粉;软锰矿焙烧还原依次经历Mn O2→Mn2O3→Mn3O4→Mn O过程;在焙烧温度为800℃,焙烧时间为50 min,生物质焦用量为10%时,软锰矿还原率可达98%以上,在此基础上导出了还原动力学方程,并证实还原过程由界面化学反应控制,表观活化能为43.896 k J·mol-1.     

湖北崇阳石煤中钒的价态分配

含钒石煤是我国一种新型钒矿资源,从石煤中提取精钒(V_2O_5>98％)的生产关键是钠盐氧化焙烧,本文着重于石煤中钒的价态研究,探讨钒的氧化和转化规律。崇阳石煤中钒分配率:V(Ⅲ)占98.77％V(Ⅳ)占1.23％。阐述了焙烧过程中钒的氧化状态,经历了还原区、氧化还原区,氧化区和平衡区等不同分布状况。在提钒过程中氯化钠起加速钒的氧化和生成可溶钒的双重作用。在此基础上结合矿物晶体结构的分析,确定了钠化焙烧的转化条件:775℃,焙烧15min,矿:盐=100∶10;η焙达81.2％。     

复合焙烧添加剂从石煤中提取钒的研究

以石煤为原料，加入碳酸钠和碳酸钙组成的复合添加剂，经焙烧、酸浸后提取石煤中的钒．实验显示，加入4％碳酸钠，1．5％的碳酸钙混合焙烧、酸浸后．钒的转化率提高至70％．结果表明，该方法可得到较高的浸出率，并能减少对环境的污染，具有一定的应用前景．     

石煤提钒中钠盐的作用

含钒石煤是我国的一种新型钒矿资源。本文研究了ＮａＣｌ在石煤提钒中的作用。结果表明，ＮａＣｌ可将束缚在粘土矿物晶体结构中的钒解离出来。并能提高Ｖ（Ⅲ）向Ｖ（Ｖ）的价态转化率和焙烧转化率（可溶性钒／全钒）。钒的价态转化率与焙烧转化率存在着内在联系。在石煤提钒过程中，只有钒的价态转化率提高了，钒的焙烧转化率才能相应提高     

复合焙烧添加剂从石煤中提取钒的研究

以石煤为原料,加入碳酸钠和碳酸钙组成的复合添加剂,经焙烧、酸浸后提取石煤中的钒.实验显示,加入4%碳酸钠,1.5%的碳酸钙混合焙烧、酸浸后,钒的转化率提高至70%.结果表明,该方法可得到较高的浸出率,并能减少对环境的污染,具有一定的应用前景.     

强化氧化对石煤钙化焙烧提钒的影响

研究石煤钙化焙烧参数对提钒效果的影响,确定合理的焙烧参数:当焙烧温度为950℃,焙烧时间3 h,碳酸钙添加量为质量分数6%时,石煤焙烧料中钒的浸出率为63%。在此基础上研究增强氧化对提钒效果的影响,比较通空气和添加MnO2这2种情况下提钒的效果。用化学物相分析和钒价态分析等技术探讨加强氧化提高钒浸出率的原因。空气通入速度为0.48 L/h时,钒的浸出率为69%;MnO2添加量(质量分数)为3%时,钒浸出率为68%。研究结果表明,加强氧化后矿石的结构被破坏,V5+含量提高,生成更多易溶于酸的钒酸钙类物质。     

石煤氧化焙烧-酸溶液浸出提钒工艺

针对某地石煤原料组成特点,为提高石煤中钒的浸出率本试验采用氧化焙烧-酸溶液浸出提钒的工艺,研究了焙烧温度,添加剂氯化钠的用量,焙烧时间,酸浸出液用量及浸出温度时间对钒浸出率的影响.结果表明:,焙烧水浸后渣再用稀酸浸出的方法,钒的浸出率可提高10 %左右,钒的浸出率可达到75 %~80 %.     

钒离子指示电极在石煤焙烧料浸出动力学研究中的应用

以湘西吉首某地石煤矿为原料,在850℃焙烧6 h后,采用酸浸法从焙烧料提取钒,用钒离子指示电极在线跟踪石煤浸出过程中五价钒浓度的变化,研究浸出过程中的动力学;考察矿石粒径、pH值和浸出温度对浸出过程E--t曲线的影响.研究结果表明:钒离子指示电极电势测定结果受杂质Fe3+的影响很小,可以用于跟踪石煤焙烧料浸出过程中钒离子浓度的变化;硫酸浸出后,矿石粒度越小,溶液的酸度越大,浸出温度越高,五价钒离子越容易浸出.采用等高线法求算出石煤焙烧料浸出过程在高温段区的表观活化能Ea为1.56 kJ/mol,受扩散步骤控制;在低温段区的表观活化能Ea为3.99 kJ/mol,受化学反应步骤控制.     

垃圾衍生燃料的相关燃烧性能研究

采用热重技术对垃圾衍生燃料（R D F）及其中含有的几种典型组分进行了实验研究，探讨了它们的燃烧特性并计算出了对应的动力学参数。研究结果表明RDF的燃烧可分为四个阶段。为了进一步探索RDF的燃烧过程，该文研究了RDF中含有的几种典型组分在燃烧过程中的交互作用，燃烧实验表明RDF中的生物质与生物质混合燃烧不存在交互作用，生物质与非生物质混合燃烧存在交互作用，同时它们之间的交互作用提高了反应活性。     

固定床气化器中生物质原料的热解气化特性

分析了生物质原料的化学和物理性质，指出了原料性质对固定床气化器中反应过程的影响。详细分析了下吸式固定床气化器中的反应过程，热解，氧化和还原反应的机理，控制反应的主要因素。指出了生物质原料气化反应工艺的关键是维持反应层的稳定，针对秸秆类低品质原料的性质，提出了气化器工艺设计的要点。     

Fluidized roasting reduction kinetics of low-grade pyrolusite coupling with pretreatment of stone coal

Based on the fluidized roasting reduction technology of low-grade pyrolusite coupling with pretreatment of stone coal, the manganese reduction efficiency was investigated and technical conditions were optimized. It is found that the optimum manganese reduction efficiency can be up to 98.97% under the conditions that the mass ratio of stone coal to pyrolusite is 3:1, the roasting temperature of stone coal is 1000℃, the roasting temperature of pyrolusite is 800℃, and the roasting time is 2 h. Other low-grade pyrolusite ores in China from Guangxi, Hunan, and Guizhou Provinces were tested and all these minerals responded well, giving ~99% manganese reduction efficiency. Meanwhile, the reduction kinetic model has been established. It is confirmed that the reduction process is controlled by the interface chemical reaction. The apparent activation energy is 36.397 kJ/mol.     

煤矸石的氯化焙烧

本文设计了一个综台利用煤矸石的新工艺——氯比焙烧法,经过热力学计算证明新工艺构思合理,能充分发挥煤矸石中所含碳的作用,化学动力学测试表明该反应速度快,反应温度、氯气流速等工艺条件符合工业生产的实际要求。     

Effects of the mineral phase and valence of vanadium on vanadium extraction from stone coal

The influence of roasting on the leaching rate and valence of vanadium was evaluated during vanadium extraction from stone coal. Vanadium in stone coal is hard to be leached and the leaching rate is less than 10% when the raw ore is leached by 4 mol/L H₂SO₄ at 90℃ for 2 h. After the sample is roasted at 900℃ for 2 h, the leaching rate of vanadium reaches the maximum, and more than 70% of vanadium can be leached. The crystal of vanadium-bearing mica minerals decomposes and the content of V(V) increases with the rise of roasting temperature from 600 to 900℃, therefore the leaching rate of vanadium increases significantly with the decomposition of the mica minerals. Some new phases, anorthite for example, form when the roasting temperature reaches 1000℃. A part of vanadium may be enwrapped in the sintered materials and newly formed phases, which may impede the oxidation of low valent vanadium and make the leaching rate of vanadium drop dramatically. The leaching rate of vanadium is not only determined by the valence state of vanadium but also controlled by the decomposition of vanadium-bearing minerals and the existence state of vanadium to a large extent.     

生物质松木锯末中低温还原高铁拜耳法赤泥

对生物质松木锯末和烟煤还原焙烧高铁拜耳法赤泥进行对比试验研究,包括还原温度、还原时间、还原剂用量对还原效果的影响.生物质松木锯末还原高铁拜耳法赤泥所需还原温度低而且还原时间短最终还原效果较好.试验通过热分析和X射线衍射、动力学研究结果揭示出生物质松木锯末中低温还原高铁拜耳法赤泥机理.同时确定了生物质松木锯末中低温还原的最佳还原条件.研究表明生物质松木锯末为赤泥质量分数的20%,还原温度为650℃,还原时间为30 min可将赤泥完全磁化.生物质松木锯末热重试验分析表明250~375℃温度区间为锯末热解的主要阶段,350℃左右热解速率达到最大,450℃后热解反应趋于平缓;烟煤热重试验表明300~700℃温度区间为烟煤热解的主要阶段,450℃左右热解速率达到最大,650℃后热解反应趋于平缓.动力学研究表明锯末在300~400℃区间热解表观活化能比烟煤热解表观活化能要低很多,说明在此温度范围内锯末比烟煤更加容易发生热解反应.生物质能够中低温还原高铁拜耳法赤泥,还原温度比煤基还原的还原温度低200℃左右.     

煤的挥发分对高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧的影响

在相同还原焙烧条件和等量添加剂下,系统研究了煤基还原剂中的挥发分对鄂西高磷鲕状赤铁矿在直接还原焙烧过程中对含铁和磷矿物的影响.通过XRD及SEM分析对煤基中挥发分的作用机理进行初步阐述.研究结果表明,煤的挥发分有利于铁回收率的提高,对降低铁产品中磷不利.经过类高温干馏的两种煤种的原煤作为还原剂时,焙烧产品新生成脉石矿物不同,并且原矿中鲕绿泥石和石英等会与含铁矿物发生复杂的化学反应,原矿中含磷矿物大部分仍以氟磷灰石形式存在,但少部分含磷矿物仍会参与还原焙烧的反应.     

以煤泥为还原剂海滨钛磁铁矿直接还原焙烧反应历程

研究以煤泥为还原剂,印尼某海滨钛磁铁矿在直接还原焙烧过程中,不同焙烧温度下矿物组成变化规律. X射线衍射和扫描电镜分析结果表明,随着焙烧温度的升高,钛磁铁矿逐渐被还原. 其中铁矿物经过浮士体( FeO) ,最终被还原成金属铁;而钛则经过钛尖晶石最终生成钛铁矿和少部分的铁板钛矿. 在整个直接还原焙烧过程中,金属铁颗粒在1100℃左右生成,然后不断长大,在1250℃时金属铁颗粒明显增多,在之后的保温过程中,金属铁颗粒不断长大,并在此过程中将金属铁从中分离出来.     

采用氧化焙烧-酸浸法从高碳石煤中提钒试验研究

针对广西某难浸高碳石煤,比较相同焙烧和酸浸条件下静态焙烧矿和流态化焙烧矿钒的浸出率,优化流态化焙烧矿的酸浸条件。研究结果表明:流态化焙烧矿酸浸钒的浸出率比静态焙烧矿酸浸钒的浸出率平均高24%,所以,在相同焙烧温度、时间下流态化焙烧较静态焙烧更利于钒的浸出;在液固质量比为0.8:1.0,二氧化锰添加量为3%和氢氟酸添加量为2%的条件下,得最佳酸浸条件,即酸矿质量比为0.4:1.0,浸出温度为150℃,浸出时间为6 h,在此最佳酸浸条件下,钒浸出率可达88.26%。     

含锌电炉粉尘配碳球团的冶金特性

以某钢铁公司含锌电炉粉尘为原料,配入适当的无烟煤制成含碳球团,焙烧球团通过还原煤保护冷却至室温后进行化学分析·研究了1150℃～1300℃的范围内,温度、时间和内配煤量对锌、铁的还原速率以及球团抗压强度的影响·研究结果表明:锌、铁的还原率均随焙烧温度、焙烧时间以及内配煤量的增加而提高;抗压强度随焙烧温度、焙烧时间的增加而增高,但随内配煤量的增加出现极值点·焙烧球团最佳的工艺参数:焙烧时间为15min,内配煤量为13 04%,焙烧温度为1250℃·此时锌的还原率为98 43%,金属化率为94 51%,抗压强度为800 6N/球·     

磁化焙烧冷却过程中磁铁矿氧化动力学

针对磁化焙烧冷却过程开展了研究,考察了磁铁矿氧化反应分数和反应速率的变化规律,并采用模型匹配法进行了氧化动力学分析.结果表明:磁化焙烧冷却过程中,氧化温度对反应分数和反应速率均有着显著的影响;相同氧化时间下,反应分数和反应速率随氧化温度的升高而增加;不同氧化温度下,反应分数和反应速率随反应时间变化呈现出相同的变化规律;磁铁矿氧化过程动力学机理函数为n=4的Avrami-Erofee方程,氧化反应的表观活化能为135.2kJ·mol,指前因子为6.19×10¹⁰min^-1.     

大隆煤升温氧化时煤表面的介观特性

采用内置样品电加热装置的原子力显微镜对低温氧化过程大隆矿-390 m煤样表面形态进行实验观测,得到不同氧化温度下煤表面形态特征.根据分形理论的功率谱密度法计算煤表面的分形维数,并进行了分析.结果表明,不同氧化温度下煤表面的分形维数值都在2～3,煤低温氧化过程符合一定的分形规律,随着氧化温度的增加,表面分形维数呈增大趋势,表明分形维数的大小可以反映煤氧化的不同程度.而采用原子力显微镜结合分形理论研究煤自燃氧化的微观结构的变化是一个新的研究途径.