用热重法分析电石渣的固硫性能

用热重法建立一种分析电石渣固硫性能的方法.通过分析电石渣的固硫机理,利用煤燃烧、电石渣热分解和电石渣与煤混合试样的TG曲线计算生成电石渣固硫反应TG曲线,同时通过各试样残留质量间的关系计算出了不同钙硫摩尔比电石渣的固硫效率.结果表明:三种实验条件下,钙硫摩尔比为1.5时,电石渣固硫效果最好.     

糠醛渣流化床燃烧过程中床料粘结机理研究

为了研究糠醛渣流化床燃烧过程中床料粘结机理,在小型鼓泡流化床实验装置上,以石英砂作为床料,对糠醛渣在不同温度(750、800、850、900℃)下燃烧过程中床料的粘结现象进行了实验研究并对其机理进行了探讨。实验结果表明:在实验时间范围内(6h),只有900℃工况出现了床料粘结失流现象。通过对实验后的床料和结团分别进行X射线衍射(XRD)和扫描式电子显微镜/射线能谱仪(SEM/EDS)分析表明,不同温度下床料粘结失流特性不同的根本原因在于糠醛渣灰中主要碱金属钾盐存在的形式不同,750℃为KCl,800℃为KCl和K2SO4混合物,800℃以上则为含碱金属钾的复杂硅铝和硅钙化合物,而复杂化合物的熔点在900℃左右。因此,说明含碱金属钾的复杂硅铝和硅钙化合物熔融对糠醛渣流态化燃烧床料粘结失流具有重要作用。实验结果对糠醛渣流化床锅炉燃烧温度的选取具有较重要的参考价值。     

热酸浸出黄钠铁矾渣工艺

以黄钠铁矾渣为原料,研究硫酸浸出过程的工艺条件,分析浸出过程的热力学和动力学机理.实验结果表明,在液固比为5∶1,搅拌速率为350 r/min条件下,浸出黄钠铁矾渣的最佳工艺条件为:硫酸质量浓度为225 g/L,反应温度为95 ℃,反应时间为2.5 h,该条件下多组实验的渣中Fe、Zn浸出率均大于96%.黄钠铁矾渣硫酸浸出过程在动力学上属于收缩核模型,受化学反应控制.     

电石渣干法固硫性能的实验研究

用热分析仪做出的煤燃烧、电石渣热分解、煤和电石渣的混合式样反应和固硫反应的TG曲线和DTG曲线,并对曲线进行分析,在三种实验条件下,钙硫摩尔比为1.5时的固硫效果最好,添加催化剂Al2O3对固硫反应有促进作用。     

富铁镍渣煤基氢冶金等温还原动力学研究

采用煤基氢冶金工艺对富铁镍渣中的铁组元进行高效还原,研究了不同温度下镍渣球团等温还原过程金属化率变化规律,利用粒子模型和未反应核模型对镍渣球团的煤基氢还原动力学过程进行分析讨论,明确了各反应阶段的控制环节并建立了相应动力学方程.研究表明：以高挥发分煤为还原介质,掺煤镍渣球团在1 300℃还原焙烧20 min的金属化率可达90.2%;球团还原过程可分为反应初期、中期和后期3个阶段,其反应动力学分别受界面化学反应控制、反应-扩散混合控制和内扩散控制,反应表观活化能(E_a)分别为1 74.01、124.15、83.14 kJ/mol.     

初渣流动方式对高炉内硅传递过程的影响

从初渣偏斜流动的观点出发,对高炉滴落带生铁中硅含量的变化过程进行了热力学分析和实验研究,探讨了初渣偏流与炉内硅还原过程的相互关系。结果表明,高炉内生铁中硅含量的变化规律受初渣偏流和高温下焦炭对 SiO_(g)的还原反应所控制,从而提出了合理的高炉冶炼低硅生铁的技术措施。     

生活垃圾焚烧底渣用作水泥混凝土掺和料研究

生活垃圾焚烧底渣有一定火山灰活性,有可能作为水泥混凝土掺和料使用.研究了底渣-硅酸盐水泥体系的物化性能、强度和水化,及该体系对减水剂的吸附规律.结果显示,随底渣掺量增加,该体系标准稠度需水量和凝结时间有所增加,水泥水化变慢,胶砂强度降低,对减水剂的吸附量显著增加.研究显示,底渣可用作水泥混凝土掺和料,但需注意底渣的掺入有可能降低减水剂效率.     

电渣重熔系统渣温对输入功率的响应

本文通过渣池的能量平衡,建立了渣温对输入功率的响应关系。给出了确定系统参数的实验方案,并在0.5t电渣炉上进行了实验,结果表明,渣温对输入功率的响应是一个一阶线性系统,理论分析与实验结果相符。对三种工艺下的渣温、熔速进行了讨论并得到如下结果:恒功率重熔——渣温、熔速随锭高线性增加;恒熔速重熔——渣温,熔速在过程中保持恒定;恒熔池深度重熔——渣温、熔速随过程降低。     

铬渣NaCl浸出动力学

通过研究铬渣NaCl浸出过程中Cr(Ⅵ)浓度随时间的变化,建立该反应的动力学方程,确定初始pH值、振荡速度对反应速率常数的影响,并计算相应的反应表观活化能。结果表明,铬渣NaCl浸出过程为0.26级反应,反应速率常数为3.38×10-7 mol/(L.s);pH值和振荡速度增大,反应速率常数不断增大,CaCrO4溶解率增加,溶解速率加快;该反应的表观活化能为34.24 kJ/mol,Cr(Ⅵ)浸出速率受温度影响较大。     

循环流化床燃烧棉秆两种床料的特性

分别选用石英砂颗粒和高铝矾土颗粒作为循环流化床的床料,棉杆作为燃料,在0.2MW循环流化床上进行实验.实验结果表明,石英砂颗粒床料容易形成结渣,而高铝矾土颗粒床料使用情况良好.通过对长时间运行后的床料颗粒进行XRF和SEM/EDS分析,发现2种床料运行后的化学成分发生改变,随着运行时间的延长,碱金属在床料中富集度越来越高.通过对反应前后内部结构和成分进行比较,发现石英砂床料结渣主要是因为在颗粒的表面生成了低熔点的化合物,在高温条件下床料由于表面层相互粘结而产生结渣,而高铝钒土颗粒可以有效地防止低熔点化合物的生成,从而减少结渣.     

铜渣中铁铜分离新工艺研究

本文综述了铁铜分离的一般方法,并根据国内外氯化焙烧现状,结合铜渣特点,提出氯化焙烧法分离铜渣中铁铜的优势：可以在中温条件下进行选择性氯化,完成铁铜的分离过程;氯化焙烧过程是在氧化性气氛下进行的,铜渣中硫元素可以SO2的形式溢出;铜渣中的铜以CuCl2形式挥发,可以在反应器冷端凝结,铁留在渣中,实现了铜渣中铁铜的共同回收。     

不同钙化剂对高钒渣酸浸提钒的影响

针对传统钒渣钠化焙烧-水浸提钒工艺的不足,确定对钒渣钙化焙烧-酸浸提钒进行研究。在理论分析的基础上,本研究以高钒渣为原料,研究了钙化焙烧-酸浸提钒过程中3种钙化剂(CaSO4、CaCO3、CaO)的焙烧机理以及对提钒效果的影响。研究结果表明:钒浸出率随焙烧温度的升高先增大后减小,且在1 450K时达到最大值;钙化剂配比为100%CaSO4时提钒率最大;在目前实验室研究条件下,钒的浸出率最大可达93.53%。     

利用二元钠盐体系处理钒渣的清洁焙烧工艺

试验研究了利用二元钠盐(NaOH-Na₂CO₃)对钒渣进行焙烧,并分析了相关动力学参数对焙烧效果的影响.结果表明:在二元钠盐焙烧过程中,焙烧温度、焙烧时间及NaOH与Na₂CO₃质量比对渣中钒、铬的浸出率影响重大;焙烧过程中,Fe₃O₄被氧化为Fe₂O₃,V₂O₅和Cr₂O₃分别被氧化为β钒酸钠型结构的Na₃VO₄与正交晶系结构的Na₂CrO₄;最佳焙烧条件下,NaOH与 Na₂CO₃质量比为1.5∶1,焙烧温度为600℃,焙烧时间为60min,此时钒与铬的浸出率分别为98.66%与83.57%;浸出尾渣的主要金属元素为Fe.     

钒渣钙化焙烧的影响因素及焙烧氧化动力学

采用钙化焙烧方式处理转炉钒渣以提高钒的浸出率,考察了焙烧参数(渣样粒度,升温速率,焙烧保温温度及保温时间,配钙量)对钒浸出率的影响,根据钒渣氧化的TG-DSC曲线对钒渣氧化变温动力学进行了分析.结果表明:降低升温速率可提高钒氧化率,保温温度高于600℃时钒浸出率迅速增加.在钒渣粒径48~75μm,外配钙m(CaO)/m(V2O5)为042,升温速率2℃·min-1,保温温度850℃,保温时间150min的条件下,钒浸出率达9331%.钒尖晶石氧化过程受三级化学反应控制,升温速率为5和10℃·min-1的表观活化能分别为26765,25603kJ·mol-1.     

Extraction of vanadium from high calcium vanadium slag using direct roasting and soda leaching

The extraction of vanadium from high calcium vanadium slag was attempted by direct roasting and soda leaching. The oxidation process of the vanadium slag at different temperatures was investigated by X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy (SEM), and energy dispersive spectroscopy (EDS). The effects of roasting temperature, roasting time, Na₂CO₃ concentration, leaching temperature, leaching time, and liquid to solid ratio on the extraction of vanadium were studied. The results showed that olivine phases and spinel phases in the vanadium slag were completely decomposed at 500 and 800℃, respectively. Vanadium-rich phases were formed at above 850℃. The leaching rate of vanadium reached above 90% under the optimum conditions:roasting temperature of 850℃, roasting time of 60 min, Na₂CO₃ concentration of 160 g/L, leaching temperature of 95℃, leaching time of 150 min, and liquid to solid ratio of 10:1 mL/g. The main impurities were Si and P in the leach liquor.     

铜陵硫酸渣综合利用

对铜陵地区硫酸渣的理化性能作了深入的讨论。在此基础上进行了硫酸渣烧结半工业试验。对铜陵硫酸渣氯化还原焙烧、磁化焙烧和直接选矿三种工艺进行了一系列小型试验研究，并根据研究结果对铜陵硫酸渣的综合利用提出了几点具体建议。     

A method for recovery of iron,titanium, and vanadium from vanadium-bearing titanomagnetite

An innovative method for recovering valuable elements from vanadium-bearing titanomagnetite is proposed. This method involves two procedures:low-temperature roasting of vanadium-bearing titanomagnetite and water leaching of roasting slag. During the roasting process, the reduction of iron oxides to metallic iron, the sodium oxidation of vanadium oxides to water-soluble sodium vanadate, and the smelting separation of metallic iron and slag were accomplished simultaneously. Optimal roasting conditions for iron/slag separation were achieved with a mixture thickness of 42.5 mm, a roasting temperature of 1200℃, a residence time of 2 h, a molar ratio of C/O of 1.7, and a sodium carbonate addition of 70wt%, as well as with the use of anthracite as a reductant. Under the optimal conditions, 93.67% iron from the raw ore was recovered in the form of iron nugget with 95.44% iron grade. After a water leaching process, 85.61% of the vanadium from the roasting slag was leached, confirming the sodium oxidation of most of the vanadium oxides to water-soluble sodium vanadate during the roasting process. The total recoveries of iron, vanadium, and titanium were 93.67%, 72.68%, and 99.72%, respectively.     

300 t顶底复吹转炉炉渣磷酸盐容量计算分析及预测模型

通过对某钢厂脱磷转炉炉渣磷酸盐容量计算和分析并结合前人的研究成果,得出实测炉渣磷酸盐容量与炉渣中碱性氧化物含量、炉渣光学碱度、炉渣中全铁含量和温度的变化关系,并结合生产数据拟合出炉渣的组成与炉渣磷酸盐容量的表达式。将文献报道的不同炉渣磷酸盐容量模型的计算值与实测值进行了对比和分析。基于共存理论建立了本渣系炉渣磷酸盐容量预测模型,误差分析表明该预测模型准确可信,将为现场生产提供理论指导。     

氧化球团在熔渣中熔化过程的数值模拟

基于一维非稳态导热原理建立了球团在熔渣中熔化的数学模型，并采用有限差分方法对模型进行求解.通过编程计算，分析了不同条件对球团渣壳熔化时间的影响.计算结果与球团在熔渣中的熔融实验结果相近.球团渣壳在1450，1500，1550℃渣浴中渣壳熔化时间为56，36，25s，渣壳最大厚度分别为0211，0149和0109cm；随着渣浴温度升高、球团初始温度升高，球团熔化速度变快；熔渣碱度在08~12之间时，球团熔化时间基本无变化，但当碱度继续降低，熔化时间将大幅增长；随着球团金属化率的升高、球团直径的增大，渣壳最大厚度变大，但前者对渣壳熔化时间影响不大，后者使得渣壳熔化时间增长.