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通过单因素实验考察了还原温度、还原时间及碳氧摩尔比(nC/nO)对钒钛磁铁矿含碳球团还原的影响,结合扫描电镜照片解释了钒钛磁铁矿的还原机理.实验结果表明,适当升高还原温度、延长还原时间及增加碳氧摩尔比均可以促进钒钛磁铁矿的还原,并且金属化率随还原温度的升高先急剧升高而后趋于平缓,随着还原时间的延长及碳氧摩尔比的增加而先升高后降低,而残碳量随着反应的进行不断降低.当还原温度为1350℃,还原时间为30 min,碳氧摩尔比为1.2时,球团的金属化率达到最大值.通过扫描电镜照片可以看出,球团在还原过程中形成了铁连晶,并且在不同的还原条件下铁连晶的大小及形态不同
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为了探究含碳球团还原熔分机理,将分析纯的Fe2O3、氧化物和不同还原剂固结成球并进行等温还原实验,研究了温度、还原时间、配碳量、还原剂种类等条件对球团还原熔分行为的影响.进一步采用X射线衍射、扫描电子显微镜等手段表征了含碳球团在不同还原时间的微观结构及物相变化.实验结果表明:焙烧温度过低或过高含碳球团都不能良好熔分,配碳量增加可以提高球团还原和熔分速率,适宜的温度、碳氧摩尔比、还原剂分别是1400℃、1.2和煤粉.含碳球团还原熔分包括直接还原反应、间接还原反应、碳的气化反应、渗碳反应和铁的熔化反应,最后实现渣铁分离
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为了分析真空热还原制取金属锂的还原效率和还原率,综合考虑罐内球团传热和化学反应,建立了传热与反应动力学耦合模型.利用该模型对单球团和还原罐内球团还原过程进行数值模拟,得到了球团温度及还原率的时间分布,并分析了罐外换热系数对球团还原过程的影响.结果表明:球团低导热率和反应等效热汇是影响还原过程的主要因素,罐中心区域和罐壁处的温度和反应速率存在较大差值;还原初期传热为还原过程的主要控制因素,而反应后期化学反应为主要控制因素;罐外换热系数对还原过程影响不大,增强罐内传热是提高还原效率的有效途径
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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Na2CO3,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
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为了揭示硼铁精矿的碳热还原机理,以高纯石墨为还原剂,进行硼铁精矿含碳球团等温还原实验,并采用积分法进行动力学分析.还原温度分别设定为1000、1050、1100、1150、1200、1250和1300℃,配碳量即C/O摩尔比=1.0.当还原度为0.1<α<0.8时,温度对活化能和速率控制环节有重要影响:还原温度≤1100℃时,平均活化能为202.6 k J·mol-1,还原反应的速率控制环节为碳的气化反应;还原温度>1100℃时,平均活化能为116.7 k J·mol-1,为碳气化反应和Fe O还原反应共同控制.当还原度α≥0.8时(还原温度>1100℃),可能的速率控制环节为碳原子在金属铁中的扩散.碳气化反应是含碳球团还原过程中主要速率控制环节,原因在于硼铁精矿中硼元素对碳气化反应具有较强烈的化学抑制作用
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根据热力学原理,计算并分析了含锌冶金粉尘中的重要成分ZnFe2O4在CO-CO2气体还原过程中的热力学行为.ZnFe2O4的气体还原遵循逐级还原规律,且ZnFe2O4很容易被CO还原到ZnO和Fe3O4.较高温度条件下,Zn O的气体还原易于Fe O的还原.随着反应温度升高,锌完全反应和挥发所需要的CO含量不断降低,当反应温度从1100 K升高到1400 K时所需的CO体积分数由0.4降低到0.01以下.要达到还原分离金属锌的目的,不必将铁氧化物还原到金属铁,而只需将铁氧化物还原到Fe3O4或FeO,同时满足锌的还原条件即可.在高炉炉身中上部,由于发生锌的还原反应和内部循环,给高炉生产带来危害,因此应减少和控制高炉的锌负荷
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研究了平均粒度为2μm的超细赤铁矿粉和粒度分布为0.18~0.154mm的常规细矿粉在非熔态下的还原情况.以矿粉的还原度为目标,用改造后的L16(215)正交表安排4×23次试验,以排除还原气氛、还原温度和还原时间等因素的干扰.结果表明,在纯H2、100%CO两种气氛下,温度为650~850℃时,均能实现不同程度Fe2O3→Fe的还原,与常规粒度矿粉相比,超细矿粉的还原度较高,获得相同还原度时所需的还原温度约低365℃.试验中,各因子之间均无相关性,可分别估计其定量的影响,建立线性回归式.超细赤铁矿粉非熔态还原后的粒度分布观察表明,颗粒间并未发生烧结,还原产物仍为粉状
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用氢轻度还原仲钨酸铵(APT)所得兰钨的组成随还原温度不同而变化。在275℃为非晶态铵钨青铜(ATB);在325℃为结晶态ATB;随着还原温度升高,ATB含量逐渐减少,在575℃的试样中不存在ATB。超过325℃时,出现W20O58,其含量随温度升高而增加,在525℃达到最大值,然后随温度继续升高而迅速减少。在525℃至575℃之间,还原产物的相组成发生显著变化,由ATB和W20O58组成的物相迅速转变为由WO2、β-W和α-W所组成的物相。本文给出了兰钨的相组成与APT还原温度的定量关系。与用氢还原WO3相比,在APT的轻度氢还原过程中,β-W出现的温度范围广,且含量高。在450℃用氢还原APT,当还原时间为5min时,产物是结晶态ATB;随着还原时间延长,将出现W20O58,并逐渐增多,而ATB的含量则逐渐减少。本文实验地研究了在450℃用氢还原APT时所得兰钨的相组成与还原时间的关系
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为了研究工艺参数对连续流化床内铁矿粉还原效果的影响规律,建立了两级连续流化床内氧化铁还原及煤气氧化耦合动力学模型.R1级流化床主要为FeO的还原,采用优质煤气作为还原剂,FeO来自R2级反应器;R2级流化床主要将Fe2O3还原到FeO,Fe2O3来自预热的R3流化床反应器,还原气来自R1还原尾气.模型主要计算结果与文献吻合.并以此为模型研究了矿粉粒度、流化床内压力等参数对流化床还原效果的影响.为了取得矿粉平均金属化率不小于85%、煤气利用率不低于38%和气矿比950~1050 m3·t-1的还原效果,流化床应满足如下工艺条件:矿粉平均粒度1.5 mm以下,流化床温度780~800℃,煤气还原势不低于93%,惰性气体体积分数小于5%,R1流化床内煤气平均压力3.5×105~4.0×105 Pa,停留时间的倒数ug/H=1.0~1.1 s-1,R1流化床矿粉平均停留时间30 min,R2流化床矿粉平均停留时间20 min
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以活性炭为还原剂及以氩气为保护气,采用微波碳热还原的方法,将弱磁性的Fe2O3还原成强磁性的Fe3O4,并研究焙烧温度、保温时间以及SiO2粉末的加入对其还原焙烧成分及磁化效果的影响规律.结果表明:在配碳量一定的条件下,焙烧温度是微波碳热还原的关键因素,随着温度的升高,还原产物中Fe3O4的含量发生有规律的变化;650℃、保温5 min的条件下经微波还原后生成了纯Fe3O4粉末,其磁化率和还原度分别达到理论值2.33和11.11%;含SiO2的Fe2O3粉末在750℃以上进行微波还原,会生成大量的硅酸亚铁和氧化亚铁,导致Fe3O4含量降低,恶化还原焙烧指标,所以微波磁化焙烧的最佳温度应在570~650℃
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