废铅蓄电池湿法再生过程PbO_2的还原研究

研究了亚硫酸钠、硫代硫酸钠、双氧水、Fe2+四种不同的还原剂在相同条件下对PbO2的还原效果,并研究了矿浆浓度、反应时间、还原剂浓度、温度对最佳还原剂还原效果的影响.结果表明,四种不同的还原剂还原能力依次为:硫代硫酸钠>亚硫酸钠>硫酸亚铁>双氧水;以硫代硫酸钠作为还原剂的最佳还原条件为还原剂浓度0.8 mol/L,矿浆浓度20%,反应温度80℃,反应时间60 min,此时PbO2还原率可达82.97%.     

天然脑粉不对称还原制右旋龙脑

利用樟脑还原中间产物的分子热力学稳定性的差异,在还原体系还原剂S/无水乙醇中进行樟脑的不对称还原,考察还原剂用量、溶剂用量和反应温度对反应的影响.结果表明,最佳反应条件为还原剂S与樟脑量的比为2.8,溶剂用量为15.5,反应时间为40 min,利用这种方法还原樟脑,主产物为右旋龙脑,副产物为异龙脑,两者的比例几乎固定不变.研究还表明,在该体系中还原樟脑,反应温度易于控制,反应条件比较温和,反应产物收率较高,反应所得樟脑最高转化率为78%,右旋龙脑最高产率为66%.     

石人沟矿敞焰煤基直接还原的实验研究

以石人沟矿为原料,石油焦为还原剂,根据正交实验原理,在盖碳敞焰加热条件下,进行了直接还原的实验研究.通过研究获得了海绵铁生产工艺的合理操作参数.实验结果同时也表明,利用石人沟矿可以生产出全铁和金属化率均大于90%的海绵铁.     

低品位红土镍矿选择性还原焙烧中煤做还原剂最佳条件研究

【目的】本次研究从节能降耗的角度出发,研究我矿还原焙烧中煤做还原剂所能达到最佳条件,使煤消耗量最低,最终实现降低生产成本的目标。【方法】实验理论数据与生产实践中不断摸索创新的数据相比较,确定低品位红土镍矿选择性还原焙烧中煤做还原剂所能达到最佳条件。【结果】研究确定了最佳工艺条件为：采用无烟煤做还原剂,无烟煤灰分含量：8.89%,挥发分含量：28.28%,固定碳含量：61.27%;还原剂加入量为矿量的5%/吨矿石;还原剂粒度小于0.074mm,占60%;且不易结焦,窑周期长。【结论】无烟煤在以上生产实践数据条件下能达到最好的还原效果,在原有的实验数据上大大减少了煤耗量,每年可节约煤约4万吨。     

硼镁石真空铝热炼镁还原渣提取高白氢氧化铝

以煅烧硼镁石为原料真空铝热还原炼镁得到的还原渣中富含12CaO·7Al2O3,该还原渣可通过氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液溶出得到铝酸钠溶液和富硼料,铝酸钠溶液通过碳酸化分解可制备氢氧化铝.以硼镁石铝热炼镁所得还原渣为原料,研究了溶出温度、时间、碳酸钠及氢氧化钠质量浓度对氧化铝溶出率的影响,并对碳分产物进行性能研究.结果表明,在氢氧化钠质量浓度12g/L,碳碱质量浓度210g/L,溶出时间120min,溶出温度95℃,液固比为6的条件下,炼镁还原渣中氧化铝的溶出率为8521%.氢氧化铝产品为α-Al(OH)3,白度大于98,SEM显示其晶粒小于1μm.     

高铁铝土矿直接还原—溶出工艺

提出了一种以Na2CO3为添加剂、以煤为还原剂的还原分离方法,将原矿中铁的氧化物还原为铁单质粉末通过磁选分离回收,将水铝石矿物转化为铝酸钠溶出分离回收.通过单因素实验考察了还原温度、还原时间、Na2CO3用量和还原剂用量对粉末铁品位、铁回收率和氧化铝溶出率的影响,并用X射线衍射分析、扫描电镜观察和能谱分析等方法研究了反应的过程和机理.通过正交试验优化了实验参数,获得的最优条件为还原温度1150℃,还原时间45 min,Na2CO3用量40.47%,还原剂用量11.9%;在最优条件下,粉末铁品位为95.88%,铁回收率为89.92%,氧化铝溶出率为75.92%.     

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。     

硼镁石与碳酸钙混合煅烧-还原提镁研究

基于硼镁石与碳酸钙混合料的煅烧实验和真空铝热还原实验,研究了碳酸钙量、成型压力、煅烧条件对熟料物相、原料烧损率、镁还原率的影响.结果表明,添加碳酸钙,在煅烧过程中Ca O可置换出Mg3B2O6,Mg2B2O5中的Mg O,并且在还原过程中Ca12Al14O33的形成有利于Mg O的还原.煅烧温度过高会降低Mg O活性,不利于后续铝热还原.增大成型压力,有利于Ca3B2O6的形成.但成型压力过大,在相同煅烧条件下,矿石的烧损率较低,镁还原率较低.碳酸钙与硼镁石以mCa/ms=1.9配比混合,在90 MPa压力制团,在1100℃下煅烧120 min后,铝热还原的镁还原率可达85%以上,实现硼、镁有效分离.     

赤铁矿石隧道窑直接还原助还原剂的作用及机理

对隧道窑直接还原焙烧--磁选法处理低品位难选赤铁矿石进行了探讨,重点研究助还原剂NCP的作用及机理.以煤作还原剂,质量分数为20%,CCO和NCP为助还原剂,质量分数分别为15%和5%,在焙烧温度为1200℃,焙烧时间为8 h的条件下,可以得到铁品位92.61%、铁回收率92.38%的铁精矿.利用X射线衍射和扫描电镜对助还原剂NCP的作用机理进行分析.结果表明NCP可以与原矿中石英发生反应,生成硅钠石和钠长石,破坏原矿结构,使还原性气体更易与赤铁矿接触发生还原反应生成金属铁.     

宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA.m-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.     

蛇纹石对硼镁石浮选的影响

针对蛇纹石易恶化硼镁石浮选环境的问题,通过浮选试验研究了不同粒度蛇纹石及矿物量配比对硼镁石浮选效果的影响.试验结果表明:浮选过程中蛇纹石与硼镁石颗粒间易发生相互作用,随着矿样中蛇纹石含量增加及蛇纹石粒度减小,硼镁石回收率逐渐下降,并且细粒级蛇纹石对硼镁石回收率影响更为明显,能显著降低硼镁石回收率.结合矿物zeta电位的测定及DLVO理论计算,对溶液中矿物颗粒间作用机理进行了分析,表明矿物表面电性差异是矿物颗粒间相互作用的根本原因.     

H2为还原剂的钙钛矿类催化剂存储还原NOx试验

以LaCoO3/K2CO3/CeZrO2为催化剂，分别采用程序升温脱附（TPD）、程序升温表面反应测试（TPSR）和以H2为还原剂的NOx存储-还原循环试验，研究了催化剂存储NOx的热稳定性以及NOx存储还原的性能，并分别对反应温度、还原时间和还原剂浓度这些影响因素进行了讨论.结果表明：LaCoO3/K2CO3/CeZrO2具有良好的储存和脱附再生性能，H2有较强的还原能力，在340～400 ℃下NOx转化率均为70%~80%，这些非常有利于降低发动机在实际工况下排放的NOx.
     

Pt/Ba/Ce/γ-Al_2O_3催化剂H_2-NSR性能影响因素的试验分析

将改进的溶胶-凝胶法与等体积浸渍法相结合制备了Pt/Ba/Ce/γ-Al2O3钙钛矿催化剂,研究了其表面性能;采用NOx存储还原循环试验的方法,以氢气为还原剂,研究了还原剂体积分数、还原时间和空速等反应条件,以及以CO2与HC为代表的发动机排气成分对催化剂存储还原特性的影响.结果表明:所制备的Pt/Ba/Ce/γ-Al2O3催化剂具有良好的催化活性及较大的比表面积;在所研究的范围内,不同还原剂体积分数下存在NOx转化率最高的最佳还原时间,而且随着还原剂体积分数增加,最佳还原时间逐渐缩短;还原剂体积分数的增加将会加速NOx的脱附,若还原剂体积分数过高,则会造成部分NOx溢出过快,还原时间不足而引起转化率降低;在7.0×104 h-1的大空速条件下,NOx转化率仍可以保持在86.9%,Pt/Ba/Ce/γ-Al2O3催化剂的空速特性良好;CO2在一定程度上抑制了NOx的存储,影响催化剂的活性,但催化剂容易再生;采用C3H6模拟排气中的HC,其体积分数较低时对H2还原NOx具有抑制作用,当C3H6的体积分数较高时可以促进NOx的还原转化.     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响

研究还原剂种类及用量对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响.添加脱磷剂Na2CO3,在提铁降磷的同时能降低还原铁的硫含量;还原剂用量的增加都能促进铁还原,但使用灰分和固定碳含量较高或挥发分含量较低的还原剂时,不利于降磷.焙烧产物的X射线衍射分析表明:添加脱磷剂Na2CO3时,随着还原剂用量的增加,焙烧产物中金属铁含量增加,浮氏体和石英含量降低;使用灰分含量较高的还原剂时,随其用量的增加,灰分会消耗Na2 CO3,从而减弱其对于铁还原的促进作用;还原剂用量相同时,石煤、烟煤、焦炭和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低.总体来看,褐煤作为还原剂时铁磷分离效果最好,其次为烟煤,焦炭和石煤.     

二甲醚选择性催化还原NO_x的试验研究

使用7%MoO3/γ-Al2O3(质量分数)为催化剂,对二甲醚(DME)作为还原剂选择性催化还原(SCR)降低NOx进行了试验研究.分别考察了反应温度、氧含量、DME与NO的比例对NO转化率的影响,测定了产物中的碳分布,并对NO与NO2分别作为NOx源进行了转化率比较.研究结果表明:常压条件下,在250~500℃内,随着反应温度的升高,NOx转化率先增大后减小;醚氮比对NO转化率的影响不明显;随着氧含量的增加,NOx转化率先增大后减小,当φO2=5%时,NO最高转化率约为53%;NO2比NO更容易被DME催化还原;含碳主要产物为CO、CO2,有少量甲醇(CH3OH)、甲醛(H2CO)生成.     

高炉灰为还原剂对海滨钛磁铁矿直接还原焙烧磁选--钛铁分离的影响

对高炉灰在直接还原焙烧-弱磁选工艺中用作印尼某海滨钛磁铁矿还原剂的可行性及其机理进行研究.结果表明,以萤石为添加剂的条件下,高炉灰可代替煤做还原剂,通过高炉灰与萤石的共同作用,可以在直接还原过程中提高还原铁粉中铁的回收率及品位并降低TiO2质量分数,同时回收高炉灰中铁.三种不同产地高炉灰还原效果的比较表明,高炉灰性质对还原效果有影响.在相同用量条件下,津鑫高炉灰( JX)还原效果最好;在JX高炉灰用量30%、萤石用量10%、焙烧温度1250益以及焙烧时间为60 min时,焙烧产物通过两段磨矿和两段磁选,最终得到最佳的还原铁粉中铁品位为91.28%,TiO2质量分数降至0.93%,包括海滨砂矿和高炉灰中铁的铁总回收率达到89.19%.     

红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁实验研究

采用深度还原-磁选工艺,以煤粉为还原剂,添加氧化钙作助溶剂,在微熔化,不完全造渣的条件下,将矿石中镍和铁的氧化物还原成金属镍铁,然后经磁选方法使金属镍铁在磁性产品中得到富集.结果表明,深度还原最佳工艺条件为:还原温度1 300℃,还原时间60 min,配煤过剩倍数2.在此工艺条件下得到镍、铁质量分数分别为5.01%,22.46%的镍铁产品,镍、铁回收率分别为96.05%,79.69%.对深度还原过程研究表明,还原物料中镍和铁以金属合金颗粒形式存在,高温有利于镍铁金属相凝聚,适当延长还原反应时间有利于镍铁颗粒的还原和聚集长大,进而有利于磁选富集.     

深度还原分离回收含铌铁尾矿中铌和铁的试验研究

以某稀土综合尾矿经磨矿-磁选-浮选处理后的含铌铁尾矿为对象,采用深度还原焙烧的方法分离回收铌和铁,研究还原焙烧条件对铌、铁分离效果的影响。结果表明,还原剂种类对铁回收率的影响较为显著,对铌的分离回收影响相对较小,还原剂为褐煤时铁回收率最高;还原时间的延长、焙烧温度的升高以及助熔剂用量的增加均有利于铌、铁的分离回收;在还原剂褐煤用量为10%、助熔剂用量为15%、还原时间为60min、还原温度为1300℃的条件下可实现含铌铁尾矿中铌、铁的高效分离回收,得到w(TFe)为94.82%的铁精矿,铁回收率为99.53%,同时还得到w(Nb2O5)为0.3519%的铌粗精矿,铌回收率为99.62%。     

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.