一、气-固反应去除废钢中铜的热力学分析（论文文献综述）
顾静[1]（2021）在《低品位复合矿直接还原-熔分工艺实验及能耗研究》文中研究指明我国金属矿产资源中贫矿、共伴生的复合矿多,冶炼分离难度大,综合利用率不高,资源保障能力不足,矿产资源对外依存度很高。以焦炭为能源的高炉冶炼工艺技术成熟,能耗低,但只能以高品位的铁精矿为原料,无法处理低品位复合矿;低品位的复合矿只能通过高温的矿热电炉冶炼。但以电力为能源的一步法矿热电炉大量消耗高品位的二次能源,考虑到发电能源转换效率,处理低品位复合矿时综合能效低,经济性不高。为了降低冶炼综合能耗、高效利用低品位多金属复合矿产资源,本论文采用直接还原-熔分二步法工艺进行研究以实现不同矿相中铁氧化物的分级还原和其他有价元素的富集。在直接还原工序中,采用一次能源煤炭进行物料升温和铁氧化物还原过程;在熔分工序中以高品质的电力（二次能源）为能源,对以高晶格能稳定存在的Fe2+离子进行深度还原并进行铁水/有价元素的熔化分离,在最大限度提取铁金属的同时提升了其他有价元素的富集度,铁水后续可用于高品质的合金冶炼,富集的有价元素可采用现有成熟的有色金属冶炼工艺进行提取。本论文以精选海砂钒钛磁铁矿、含铁选铜尾矿、红土镍铁矿三种典型低品位复合矿为原料,首先进行复合矿物的还原反应特性基础实验,分别研究了碳氧摩尔比、还原温度和还原时间对复合矿中铁氧化物金属化率的影响。实验结果表明,海砂钒钛磁铁矿、含铁选铜尾矿和红土镍铁矿三种典型矿物合理的直接还原工艺参数如下:碳氧摩尔比分别为1.8、1.2和0.85左右;还原温度分别是在1300℃、1200℃和1250℃左右;还原时间分别是在30min、40min和20min左右;动力学研究表明,海砂钒钛磁铁矿和含铁选铜尾矿还原反应前期受化学反应控制,中期受化学反应和内扩散混合控制,后期受内扩散控制;红土镍铁矿还原反应前期受化学反应控制,中、后期受化学反应和内扩散的混合控制,为低品位复合矿的工业化利用提供了基础性设计依据。以工业化应用为目标,设计了以转底炉还原-矿热电炉熔分的节能型复合矿冶炼工艺:以冶炼难度最大的海砂钒钛磁铁矿为原料,在转底炉中通过碳热法完成物料加热升温的同时完成绝大部分还原反应,用一次能源煤炭替代了传统一步法矿热电炉中物料升温的巨大电耗;还原后的热态物料热送热装至矿热电炉熔池内,物料在高温液态熔池内会快速熔化并进行深度还原,这大大缩短了矿热电炉的还原时间,具有显着的节能效果。本文在转底炉直接还原-矿热熔分工艺中试生产线上进行了试验研究,并创新性的开发了往熔池液态渣层内喷煤补碳还原技术,实现了偏钛酸亚铁（FeTiO3）晶格中的低价Fe离子的深度还原。中试试验结果表明:以Fe元素含量为22.4%～24.5%,TiO2含量为55.3%～57.0%精选海砂钒钛磁铁矿为原料进行试生产可得到TiO2含量高达82.5%的高钛渣产品和含钒铁水,富集了TiO2的高钛渣产品后续采用现有成熟的工艺路线生产钛白粉,含钒铁水可进行高品质的合金冶炼或采用转炉炼钢提钒,实现了海砂矿钒钛磁铁矿的高值化利用。中试线生产的高钛渣单位产品能耗为1462.4（kW·h）/t,比现有一步法矿热电炉工艺生产高钛渣产品的单耗降低了 36.4%,具有明显的综合能效优势。
雷佛光[2]（2021）在《复杂多金属氧化锌烟尘碳基还原同步分离回收锌铅锡》文中认为转底炉处理鼓风炉渣时产出的复杂多金属氧化锌烟尘具有高铅锡、高氟氯硫的特点,当用传统湿法工艺处理时,高含量的铅会导致铅渣过多,降低锌浸出率,而铅渣需经火法处理,不能实现锡的回收和有价金属的同步分离回收。本研究采用碳基还原法对其处理,得到锌基挥发物和粗铅锡合金,实现氧化锌烟尘中锌铅锡的同步还原和分离回收。主要研究内容和结论如下:（1）对碳基还原过程氧化锌烟尘中Zn、Pb、Sn化合物进行了热力学分析。结果表明,在强还原性气氛下,当温度超过1192K时,锌铅锡化合物还原为金属单质在热力学上可行。Pb SO4还原过程中部分S会结合Zn产生Zn S。（2）研究了烟尘碳基还原过程Zn、Pb、Sn、S、As的挥发行为。结果表明,各元素挥发率随还原温度升高而增加,保温时间对Zn挥发率影响较小。添加Ca O能抑制还原阶段Pb、Sn的挥发,而膨润土仅对Pb的挥发有抑制作用。在还原温度1300℃、焦炭用量14.04%、保温时间120min、无添加剂条件下,Zn、Pb、Sn挥发率分别为98.56%、58.49%、89.28%;Ca O用量为5%时Zn、Pb、Sn挥发率分别为99.60%、32.16%、57.70%;膨润土用量为5%时Zn、Pb、Sn挥发率分别为99.12%、37.44%、83.25%。在上述还原条件下,所得产物锌基挥发物中Zn、Pb、Sn含量分别为68.48%、22.18%、6.99%,粗铅锡合金中Zn、Pb、Sn含量分别为0.23%、72.44%、2.46%。（3）研究了预处理对Pb、Sn挥发行为的影响。结果表明,当烟尘经900℃煅烧后,烟尘氟氯硫脱除率分别为97.38%、97.41%、30.02%,而后在还原温度1300℃、焦炭用量14.04%、保温时间120min、无添加剂条件下,Pb、Sn挥发率分别从未煅烧时的58.49%、89.28%降至30.46%、57.83%。（4）开展了“制球-干燥与煅烧-碳基还原”工艺公斤级实验。结果表明,在还原温度1300℃、焦炭用量14.04%、保温时间120min、无添加剂条件下,Zn、Pb、Sn挥发率分别为98.34%、54.31%、73.20%,渣率为5.88%。金属相中Zn、Pb、Sn含量分别为2.86%、86.84%、6.72%。通过对烟尘电炉熔炼所得炉渣组成的理论计算,炉渣选定为Si O2-Ca O-Al2O3三元渣系。碳基还原法能够实现高铅锡高氟氯硫氧化锌烟尘中锌和铅锡的高效提取和同步还原分离回收,最终获得锌基挥发物和粗铅锡合金。
黄斐[3]（2020）在《多尺度微纳结构Cu-Y2O3复合材料调控制备及其性能研究》文中指出颗粒增强铜基复合材料因其高强高导、耐高温、耐磨及耐电弧侵蚀等诸多性能优点,广泛应用于集成电路引线框架、高压变电设备转换开关、汽车用点焊机电极等领域。然而目前颗粒增强铜基复合材料制备工艺在实现材料强度大幅提升的同时,往往伴随着材料室温加工性能的急剧下降,严重制约了其向精密电子装备领域中的拓展与应用。构建微纳结构组织作为改善金属材料室温强塑矛盾的有效途径之一,已在学术界内受到广泛关注并成为研究热点。因此,本文以脆性铜氧化物与纳米氧化钇作为原料,采用机械球磨、气氛还原与放电等离子烧结技术相结合的方式,研究开发一种可实现增强相弥散分布且基体呈微纳结构特征的Cu-Y2O3复合材料制备工艺。结合扫描电镜（SEM）、高分辨透射电镜（HRTEM）和电子背散射衍射（EBSD）等分析技术,系统研究该工艺下Y2O3含量对增强相分布、微纳结构组织与力学性能的影响规律,提出影响材料组织与性能的制备工艺关键步骤,阐明Cu-Y2O3复合材料的强化机制和微观形变行为,为进一步研究与开发强度与塑性良好匹配的颗粒增强铜基复合材料奠定理论与实验基础。本文对Cu-Y2O3复合材料的纳米粉体制备方法进行了迭代优化。一步球磨两步还原工艺（球磨混粉后CO轻度还原再H2深度还原）虽实现高还原度且无明显铜粉烧结的纳米粉体制备,但放电等离子烧结后的增强相呈准连续网状分布;二步球磨二步还原工艺（球磨混粉、CO轻度还原、球磨固化及H2深度还原交错进行）可以外部物理添加的方式实现较高体积分数的纳米Y2O3颗粒在基体中的弥散分布,同时利用放电等离子烧结技术制备的Cu-Y2O3复合材料铜基体微观组织可呈现出纳米晶粒区域包裹微米晶粒区域的微纳结构特征。研究发现Y2O3含量对微纳结构Cu-Y2O3复合材料中增强相的分散性和晶粒尺度的大小与分布均产生显着影响。当Y2O3含量为4 vol.%时,基体虽呈微纳结构特征,但由于CO还原过程中纳米铜颗粒的烧结与粗化,纳米Y2O3在最终块体材料中出现了明显的团聚现象,材料的硬度和屈服强度仅为99.7HV和274.1 MPa;当Y2O3含量为10 vol.%时,纳米Y2O3在基体中弥散分布,基体晶粒尺寸明显细化和均匀化,微纳结构特征基本消失,材料硬度和屈服强度虽高达198.7HV和613.3 MPa,却丧失了加工硬化能力;当Y2O3含量为7 vol.%时,纳米Y2O3在基体中弥散分布且基体微纳结构特征明显,此时,材料显微硬度和屈服强度分别达到182.3HV和437.9 MPa,最大压缩真应变可达0.463,且导电率还可保持62.9%IACS。基于颗粒增强金属基复合材料强化理论的分析,本文开发的微纳结构Cu-Y2O3材料屈服强度提升最主要来源为晶界强化和Y2O3与基体热膨胀系数差异引起的热错配强化,且可通过均方根叠加法模型进行屈服强度理论计算与预测。微观形变行为研究表明,微纳结构Cu-Y2O3复合材料中基体细晶与纳米Y2O3构成的硬区承受大部分应变能,粗晶构成的软区承担主要塑性变形,粗细晶之间界面处通过应变再分配协调软硬区的变形不均。不同成分的Cu-Y2O3复合材料的压缩断口形貌研究表明,随着Y2O3含量增加,材料的断裂机制由韧性断裂逐渐向混合型断裂并最终向沿晶断裂转变。论文针对CO还原过程Cu-Y2O3复合粉形貌不易控制的问题,研究了不同Y2O3含量下的CO还原制备Cu-Y2O3复合粉过程的还原动力学,为解决上述问题奠定了良好的研究基础。研究表明,120 oC下CO还原制备Cu-x vol.%Y2O3（x=0、4、7、8）复合粉的过程均表现为缓慢反应前期、快速反应中期和缓慢反应后期3个阶段,Y2O3含量对3个阶段动力学控制机制不产生影响,但对3阶段反应速率产生两方面影响:（1）Y2O3添加有利于球磨过程中CuO颗粒细化,从而促进各阶段反应速率提升,缩短氧化还原反应时间;（2）Y2O3添加会对团聚颗粒内部的气路流通性产生堵塞,不利于气固反应的进行,延长氧化还原反应时间。两种作用机制相互竞争,当Y2O3含量少时,第一方面影响占主导作用,总体还原时间缩短,还原时间过长会引起已反应完全的纳米铜粉发生烧结与粗化;当Y2O3含量高时,第二方面影响占主导作用,总体还原时间延长,还原时间过短会引起反应不充分。
李彬[4]（2020）在《基于氢气直接还原铁冶炼高纯铁和高纯轴承钢的基础研究》文中研究说明传统的高炉炼铁工艺日益成熟,但其进一步发展受制于铁矿资源、焦炭资源与环境保护压力。与高炉炼铁流程相比,直接还原炼铁工艺可摆脱对焦煤资源的依赖,并大量减少CO2排放,因此,直接还原炼铁技术是近年来钢铁工业发展的方向之一。直接还原铁在元素纯净性方面具有天然的优势,是生产高品质钢铁产品的优质原料。随着世界上直接还原铁的产量迅速增长,这些直接还原铁几乎全部作为废钢的替代品参与到钢铁产品的生产中,这是对直接还原铁纯净度的一种浪费。随着钢铁行业的不断发展,对钢铁产品质量、性能需求的不断提高,发展低碳排放、低能耗、环境友好的短流程钢铁材料冶炼工艺将成为钢铁行业发展的方向。铁矿石直接还原—熔分—精炼流程,可为高品质钢铁材料的生产开辟新的途径。铁矿石经氢气直接还原所获得的纯净化的直接还原铁,化学成分稳定、有害杂质含量少,将其作为主要原料,经过熔分和精炼后可以得到高纯净化的钢铁材料。该工艺流程短、污染小,产品附加值高,可以冶炼各种钢和含铁合金,只需要添加相应的合金化元素,即可满足产品的要求。这实现了直接还原铁纯净度的最大化利用,增加了直接还原铁的利润空间,同时也拓展了非高炉炼铁工艺的发展空间。本课题以氢气直接还原铁冶炼高纯铁和高纯轴承钢为例,探索性地研究了氢气直接还原—熔分—精炼流程冶炼高纯净钢铁材料的新工艺。该工艺主要包括三个步骤:第一步,用氢气还原焙烧后的铁矿石氧化球团,得到纯净化的直接还原铁。铁矿中的脉石成分,如硫、硅、锰、钛、铝,在这一步不能被还原进入铁中。第二步,直接还原铁通过熔融分离为脉石（渣）和金属。在这一步中,利用直接还原铁中的氧化亚铁,调整渣的成分以实现脱磷。第三步,对高纯铁液实施二次精炼及合金化,通过合适的渣系实现精炼脱氧,最终得到高纯铁和高纯轴承钢。本论文从冶金物理化学基本原理出发,针对整个流程中涉及到的环节开展系统的基础研究工作,为后续科研工作提供借鉴和参考依据,并为工业化应用奠定理论基础。主要的研究内容和结果如下。铁氧化物气基直接还原的热力学研究。基于最小自由能原理建立了铁氧化物气固还原反应的热力学模型。从热力学平衡计算的角度,验证了铁氧化物的逐级还原过程。根据最小自由能原理,对氢气还原铁氧化物的热力学平衡进行了计算。研究了 CO和H2混合气体还原铁氧化物的热力学平衡,作出了 CO和H2混合气体还原铁氧化物的三维平衡图,为探究气基直接还原过程不同还原气氛时的热力学机理提供了理论依据。氢气直接还原的实验研究。研究发现氢气还原氧化球团的过程存在明显的阶段性,随着反应条件的不同,还原阶段性的特征也不相同。使用双界面未反应核模型有效地分析了反应过程中速率控制步骤的变化。在还原过程的不同阶段,速率控制步骤逐渐演化和发展。随着还原过程进行,控速环节由双界面化学反应控速转变为内扩散控速。在最小自由能热力学原理的基础上,计算了还原一定数量的氧化铁球团所需要的气体量,给出了球团还原时间的理论预测,与实际还原完成时间存在良好的吻合关系。研究了直接还原铁熔分过程中脱磷的热力学,通过模型计算与实验,确定了合适的脱磷渣系,在直接还原铁熔分过程中实现了同时脱磷,简化了使用直接还原铁冶炼高纯净钢铁材料的步骤,使纯铁中的P含量降至18 ppm。通过使用高碱度炉渣精炼,使高纯铁中全氧含量降至10 ppm。采用直接还原—熔分—渣精炼流程,在实验室规模上制得了纯度为99.9868%的高纯铁。依据炉渣分子离子共存理论建立了钢渣体系耦合的热力学平衡模型。在热力学计算的基础上,探究了不同渣系对轴承钢精炼过程的脱氧效果,确定使用直接还原铁冶炼轴承钢精炼过程最适合的渣系组成。通过直接还原—熔分—精炼流程,在实验室条件下冶炼得到了全氧含量为4.8 ppm及Ti含量为6 ppm的高纯净轴承钢。基于传质方程—质量守恒方程—化学平衡方程建立了熔渣精炼脱氧过程的动力学模型,确定了使用高碱度渣系进行轴承钢精炼硅脱氧时,脱氧速率的限制环节为钢液中[O]的传质,钢液中[O]的传质系数为kO=7×10-5 m/s。为了进一步明确轴承钢中Ti含量和N含量对TiN夹杂物析出的影响,对GCr15轴承钢凝固过程中TiN夹杂物的析出热力学和长大动力学进行了详细的计算。采用了一个更合理的溶质元素偏析计算公式,给出了考虑凝固偏析的TiN析出稳定性图。结果表明,使用氢气直接还原铁冶炼的高纯净轴承钢凝固过程中不会有TiN夹杂物析出。此外,计算了采用常规流程生产的轴承钢中TiN析出过程溶质元素含量的变化,并依此优化了夹杂物长大动力学方程。讨论了钢中Ti、N含量和冷却速度对TiN尺寸的影响,为降低轴承钢中TiN夹杂物尺寸、减少其对疲劳寿命的危害提供了理论支持。
周世伟[5]（2019）在《餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究》文中提出浸没式富氧顶吹铜熔炼技术向熔体中喷入富氧空气,增大硫-氧传递的驱动力,使固体物料与气液两相发生强烈的化学反应,实现铜锍的高效生产。该工艺具有简单、高效的优点,符合现代有色金属冶炼的发展方向。高氧势熔炼过程氧化去除物料中铁元素以提高冰铜品位,部分铁物相过度氧化析出高熔点Fe3O4相,必然导致铜熔渣粘度增大,恶化渣-锍分离条件。富氧顶吹熔池熔炼工艺连续进料生产高品位冰铜,使熔炼产生的铜熔渣氧势升高,析出大量Fe3O4,且该工艺周期性排放冰铜和渣的混合体。因此,贫化电炉成为该熔炼技术的关键配套工艺,旨在降低铜熔渣中Fe3O4,减少渣中机械夹带铜与化学溶解铜损失。还原是降低渣中Fe3O4最直接的方式,将Fe3O4还原转变为FeO相并与SiO2结合形成低熔点铁橄榄石相,提高炉渣流动性,促进渣-锍分离。本论文针对传统电炉贫化过程中还原剂资源不可再生以及碳中和等问题,提出利用餐厨废油喷吹还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣,围绕喷吹还原贫化过程中铁物相影响贫化效果的机制、餐厨废油高温裂解及其还原特性、以及餐厨废油还原贫化铜熔渣的机理等方面内容展开了系统研究,取得的主要创新性研究成果如下:理论分析了铜熔渣还原贫化过程,阐明了渣-锍/铜分离效果随铁物相演变发生变化的根本原因。研究表明,铜锍及金属铜颗粒在熔融渣中受表面力与体积力作用发生自然沉降,致使渣-锍/金分离,而高Fe3O4富氧顶吹熔炼铜熔渣在贫化温度下将形成泡沫渣,阻碍锍颗粒沉降。控制Fe3O4物相,使其转变为Fe2SiO4[Fe3O4→FeO（+SiO2）→Fe2SiO4],可降低铜熔渣粘度,加快锍颗粒终端沉降速率,有利于渣-锍分离;Fe3O4过度还原转变为金属铁时,熔体中将析出以γ-Fe为基体的高熔点铜铁合金相（Fe>91.56 wt.%）,熔渣粘度升高,致使泡沫渣再次形成,恶化锍颗粒沉降条件。探明了餐厨废油在铜熔渣体系中裂解规律及参与还原的协同作用特性。餐厨废油高温裂解主要产生H2、CO、CH4、CO2以及C等小分子物质。研究表明,餐厨废油中H、C元素在1250oC下分别转变为H2、CO、CH4、CO2的转化率分别为88.1%、11.1%、8.0%、0.6%。铜熔渣中Fe3O4具有催化餐厨废油裂解作用,同时该物质为裂解体系提供氧,致使积碳率降低。裂解碳具有较好的还原性,在反应体系中将参与Fe3O4还原,使CO与CO2转化率升高。通过对餐厨废油还原行为研究表明,餐厨废油作为还原剂时以间接方式参与还原,其主要为反应体系提供还原剂源,即先快速裂解产生小分子还原性产物,随后以裂解产物为直接还原剂参与金属氧化物的还原。通过系统研究,初步实现了铜熔渣还原贫化,揭示了餐厨废油还原贫化铜熔渣的机制。餐厨废油在喷吹还原贫化铜熔渣过程中,首先发生热裂解产生H2、CO、CH4、C等直接还原剂参与Fe3O4的还原。还原阶段大部分铜锍颗粒发生沉降,并聚集至熔池底部;其余部分的铜锍小颗粒由于终端沉降速率缓慢,在沉降阶段进行渣-锍分离。餐厨废油喷吹至铜熔渣渣层内部可增大还原剂与渣中组分的反应界面,强化反应动力学条件,提高还原贫化效率以及餐厨废油利用率。铜熔渣在餐厨废油还原贫化后,渣含铜随渣层纵向呈梯度式分布,即由上往下,渣含铜逐渐升高。在1250oC以1.1 ml/min进油速率喷吹2 min餐厨废油可使300 g铜熔渣中Fe3O4含量降低至3.2 wt.%,随后沉降60 min后随炉缓慢冷却样品,上层渣含铜量可降低至0.55wt.%,而中、下层渣含铜量依次升高分别为1.68 wt.%和10.89 wt.%。铜熔渣组分缓慢冷却过程中将析出大量尖晶石相（Fe3O4/FeAl2O4）,该相与铜锍颗粒相互接触发生润湿现象,使铜熔渣底部吸附大量铜锍颗粒,致使渣中铜含量升高。采用快速水冷方式确保铜熔渣保持高温熔融态结构特征,且快速冷却可有效避免该尖晶石相的析出。实验结果表明,在上述实验参数下,快速水冷铜熔渣样品,熔渣上、中、下层含铜量分别降低至0.56 wt.%、0.55 wt.%、1.21 wt.%。由此判断,利用餐厨废油在电炉中还原贫化铜熔渣可使渣中、上层含铜量降低至0.57 wt.%以下,达到工业抛渣水平,初步实现了铜熔渣贫化。本文深入系统地研究了餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣过程中关键的科学问题,其研究结果为实现铜熔渣电炉贫化过程的清洁生产提供理论支撑,同时为餐厨废油的资源化利用提供一种新途径。
徐其言[6]（2018）在《高压和添加塑料颗粒抑制铁矿粉流态化黏结/失流机理研究》文中进行了进一步梳理流态化直接还原工艺具有气固相际接触面积大,温度、浓度均匀,传热传质条件好,运行效率高等优点。但是,铁矿粉在高温流态化还原过程中容易出现黏结/失流问题,降低还原效率,阻碍流程连续化操作。针对这一问题,本论文对常压下铁矿粉流态化还原实验,高压抑制铁矿粉颗粒黏结行为,高压和塑料颗粒耦合抑制铁矿粉颗粒黏结,还原过程中还原压力和还原时间的优化等进行了系统研究。主要研究内容和结论如下:（1）利用流化床热态实验装置,系统研究了常压下巴西矿粉流态化还原的最佳操作参数,并对动力学进行了分析。最佳操作参数为:还原温度923K1023K、颗粒粒径大小0.63mm1.00mm、线速度为0.6m/s、氢气含量80%的CO-H2混合气体、选取占巴西矿粉总量2%的MgO粉末作为添加剂;表观活化能为22.48kJ/mol,内扩散控速。（2）流态化还原过程中,铁矿粉发生黏结/失流的机理是矿粉表面还原出的铁原子发生接触,在塔曼温度范围上发生重结晶过程,致使铁矿粉颗粒之间发生黏结。从气体对颗粒的曳力、颗粒间的黏结力以及颗粒自身的重力三个方面,分析了颗粒的力学特性,建立了铁矿粉还原黏结过程的数学模型:ΣF=π/（6ε3）[1.75ρgu2dp2+150（1-ε）μgudp]-0.31πx2σmaterial(T/Tmelt12.77（SPg/mv）(1/（0.21）Pg0.24(T/Tmelt))2.93-mg其中x=（56γδ4/（kT）Dsrg3t）1/7。（3）设计并研制出高压可视流化床实验装备,可用于铁矿粉流态化还原过程实验研究,具有可视化特色,并系统研究了高压条件下纯CO和纯H2还原澳大利亚矿粉的最佳操作参数以及两者的还原效果。研究发现:纯CO还原铁矿粉的最佳操作参数为:线速度0.8m/s、还原压力0.2MPa、还原温度1023K、矿粉粒径0.18mm0.66mm;纯H2还原铁矿粉的最佳的操作参数为:线速度0.8m/s、还原压力0.2MPa、还原温度1073K、矿粉粒径0.18mm0.66mm;纯H2的还原效果明显高于纯CO,但是流化性能低于纯CO。（4）研究了高压条件下纯CO和纯H2抑制铁矿粉颗粒黏结的机理。研究发现:纯CO作为还原气时,适当提高还原压力可以促进析碳反应,增加游离碳沉淀量,有效阻碍铁原子的扩散,避免铁原子间的直接接触或阻隔铁晶须勾连;在纯H2作为还原气时,在0.2MPa范围内,适当提高还原压力可以促进铁矿粉表面对氢气的吸附,加快还原反应,有助于提高金属化率;化学反应阻力和内扩散阻力同时存在,在反应的初始阶段化学反应阻力高于内扩散阻力,为化学反应控速,在后面的阶段中内扩散阻力超过化学反应的阻力,为内扩散控速;铁原子或铁晶须的接触面积随还原温度的变化关系满足曲线方程:Y=AX+BX2+CX3,其中A=-0.39079,B=3.45083×10-4,C=-1.01037×10-7;铁原子或铁晶须的接触面积随还原压力的升高逐渐减小,黏结趋势逐渐变小,且最佳的还原压力范围是0.2MPa0.45MPa。（5）借助正交实验和综合平衡分析法,系统研究了高压和塑料颗粒体系还原的最佳操作参数。研究发现:在高压和塑料颗粒条件下,氢气还原添加了塑料颗粒铁矿粉的最佳操作参数为:还原温度923K973K、线速度0.8m/s、还原压力0.15MPa、塑料颗粒粒径范围0.18mm0.66mm、塑料颗粒质量含量8%。（6）利用XPS研究了析碳反应中碳的赋存状态和含量变化,并分析了它们对黏结的影响,进而解析了高压和塑料颗粒耦合抑制铁矿粉颗粒黏结的作用机制。研究发现:塑料颗粒裂解析出碳的赋存状态分为两种:游离碳和Fe3C中的碳;Fe3C中的碳可以减缓铁矿粉的黏结/失流,而游离碳可以阻隔铁-铁颗粒间的接触和抑制铁晶须勾连,有效抑制黏结/失流的发生。（7）在高温条件下,系统研究了还原压力和还原时间对还原效果的影响规律,并对抑制黏结/失流方法有了一定掌握之后,对流态化工艺处理巴西矿、国王矿、张庄矿、纽曼矿和姑山矿进行了研究。研究发现:纯H2还原铁矿粉的最佳还原压力和还原时间分别为0.2MPa和50min;高压和塑料颗粒条件下,纯H2还原铁矿粉的最佳还原压力和还原时间分别为0.1MPa和65min。在高压、高压和塑料颗粒条件下,还原五种矿粉的金属化率和黏结比都能达到较好效果,高压、高压和塑料颗粒流态化还原工艺有望成为处理国内矿的一种高效可行的工艺方法。
尚新月[7]（2019）在《超纯铁精矿制备及直接还原试验研究》文中提出近年来,我国国防工业和制造业正处于不断发展阶段,对钢材品质的要求日益提高。以河北某TFe品位为66.72%的铁精矿为研究对象,进行超纯铁精矿分选工艺及参数优化试验;探究磁场强度对磁铁矿反浮选的作用机理;探究还原过程中铁矿物的物相组成和微观结构的演变规律研究及工艺参数优化试验。试验结果表明:普通铁精矿经磨矿-磁选-再磨-磁浮选回收率提高工艺,获得TFe品位为72.21%,回收率84.42%,Si O2含量为0.17%,Al2O3含量为0.11%的超纯铁精矿,并在900℃、H2浓度70%条件下直接还原120min,获得金属化率为92.58%的优质铁粉;在获得相似品位的精矿时磁浮选对比传统浮选,节省1段扫选作业,捕收剂用量减少20g/t,回收率提升13.80%;磁浮选磁场强度的增加,可促进矿浆中电离反应发生,导致矿浆电导率和醚胺在矿物表面吸附量先增加后平稳;在磁场作用下矿物表面接触角明显减小,可浮性随磁场强度增强变差,增加了磁铁矿与捕收剂作用的石英间的可浮性差异;H2直接还原Fe3O4属于吸热反应,温度升高提高H2的利用率,平衡浓度降低,有利于还原反应的进行,反应属于典型的气-固反应,由外向内逐步反应,符合未反应核模型。普通铁精矿通过磁浮选技术制备超纯铁精矿,为生产高品质钢材提供原料,并为磁浮选技术在磁铁矿选矿领域提供理论基础和可行性参考。图49幅;表13个;参84篇。
左宗良[8]（2019）在《粒化铜渣余热回收及碳基直接还原的应用基础研究》文中研究说明铜冶炼工业是能源和资源密集型产业,开发铜冶炼工业中的节能新技术是实现我国工业节能减排工作目标的重要途径。铜渣是铜冶炼过程的副产物,具有较高的余热回收价值和金属回收价值。针对目前铜渣水淬法处理工艺存在余热回收难及渣中有价金属浪费的问题,本文基于熔渣粒化技术、生物质清洁利用技术及直接还原技术,提出粒化铜渣余热回收及碳基直接还原技术系统（TER-DR）。通过理论分析及实验论证,本文为该技术的应用提供基础研究数据,旨在解决当前铜渣余热及渣中有价金属高效、绿色回收的世界性难题。主要开展以下应用基础研究工作。（1）采用热力罗盘法对TER-DR技术系统进行焓（?）分析。分析了各余热回收方法的热效率及（?）效率,研究了以4种典型吸热反应为基础的化学法梯级余热回收模型。研究发现,与物理法回收相比,化学法（?）值及（?）效率得到了大幅度提高。利用化学法梯级余热回收模型可高效回收利用铜渣余热,制备生物质炭及合成气。（2）铜渣粒化技术是其能够实现铜渣余热回收的技术基础。为了验证铜渣粒化技术的可行性,首先进行了熔点、化学成分、物相组成及粘度等物性测试,然后进行铜渣转杯法粒化实验,制备了粒度分布均匀的铜渣颗粒。研究发现,转杯粒化法可制备高圆整度的铜渣颗粒,且制备过程无渣棉产生。随着转杯转速的提高,铜渣颗粒的直径逐渐减小。（3）以转杯法粒化的铜渣颗粒为热载体进行生物质热解实验。分别考察生物质种类、温度及升温速率对生物质热解失重率及失重速率的影响规律。通过热解反应制备生物质炭,并且考察热解前后生物质热解气成分、生物质炭官能团及表面形貌的变化。研究发现,铜渣对生物质热解过程具有催化作用,提高了热解气中H2产量。（4）为了探明渣中相成分的作用浓度变化规律,以铜渣中4种主体成分为计算基础,进行铜渣还原过程简化机理的热力学计算,建立CaO-FeO-Fe2O3-SiO2四元渣系作用浓度计算模型。为了探明铜渣还原过程中渣、气中平衡组分变化规律,以C、CO、H2及CH4为还原剂进行铜渣还原过程详细机理的热力学计算,建立相平衡计算模型。分别研究了温度、还原剂浓度及Ca/Si对平衡组分、还原率及间接还原系数的影响规律。研究发现,还原剂浓度提高时,Fe3O4的还原率在一定程度得到提高,但各平衡组分的转变温度不变。CaO参与了 2FeO·SiO2的脱硅过程,提高了还原速率。通过间接还原指数,探明了C及CO共存条件下还原反应分数的变化规律。通过生物质炭直接还原实验,验证了相平衡模型计算的准确性。（5）以生物质炭为还原剂进行铜渣碳基还原热重实验,进行动力学研究.考察C/O及Ca/Si对还原失重率、峰值温度及活化能的影响规律,验证作用浓度计算模型及相平衡模型计算结果。研究发现,CaO可以提高单位质量铜渣还原失重率（RML）,提高还原速率,降低反应活化能,促进直接还原区间峰值温度向低温区移动,且在Ca/Si为1.0时效果最佳。C/O增加时,RML增加,还原速率提高,反应活化能降低,但反应速率峰值温度不变。在铜渣还原反应前期,还原过程受C及O的扩散控制（D4模型）,在反应后期受界面处化学反应控制（C2模型）;Ca/Si及C/O变化时还原反应各阶段限制性环节不变。（6）以生物质为粘结剂,煤粉及生物质炭为还原剂,制备冷固结铜渣含碳球团。研究发现,随着生物质添加比增加,铜渣含碳球团抗压强度得到大幅度提升。进行铜渣含碳球团直接还原热态实验,研究了反应温度、反应时间、C/O及Ca/Si对RML及物相的影响规律,验证热力学计算模型的结果。利用扫描电镜及能谱分析（SEM-EDS）研究了铜渣颗粒中Fe及Cu的迁出过程。结合热力学计算结果,动力学实验及直接还原热态实验结果,建立了铜渣含碳球团直接还原反应机理。
郑大龙[9]（2018）在《Fe基添加剂辅助下磷石膏气氛循环控制分解过程研究》文中提出磷石膏是磷矿石和硫酸湿法生产磷酸的工业副产物,产量巨大。未经处理的磷石膏主要采用陆地堆存和倒入海中的方式处置,会导致一系列的诸如土壤、水和大气污染。随着环境保护意识的增强和磷石膏潜在经济价值的凸显,将磷石膏作为一种原材料应用于各种领域成为研究热点。目前针对磷石膏中钙、硫的资源化利用主要是将磷石膏还原分解为CaS,或者直接将磷石膏热分解为CaO,两者分解率都较低,分解温度均偏高。为充分利用磷石膏中的钙、硫资源,提高磷石膏分解率并生产CaO。本论文以磷石膏为研究对象,使用FeCl3溶液浸渍法添加Fe基添加剂,并以褐煤作为还原剂,在N2气氛下低温还原分解制备中间产物CaS,然后将反应气氛切换为空气气氛,将CaS进一步氧化为目标产物CaO。本文首先利用C+O+Ca+S系统平衡分析结合Factsage理论计算,对反应过程中元素的存在形态进行系统热力学研究,对不同反应过程的热力学、相图和Fe基添加剂的辅助作用进行了考察,为Fe基添加剂辅助下磷石膏气氛循环控制分解反应奠定理论基础。其次探讨了不同过程控制因素对磷石膏气氛循环控制分解反应的影响,研究发现:在N2气氛中,当温度升高到80°C附近,磷石膏中的自由水开始挥发;从140°C开始到220°C结束,磷石膏失去结晶水;温度在600-1100°C之间时,褐煤在热解的同时与磷石膏发生固固反应,CO与磷石膏发生气固反应,主要生成物为CO、CO2、SO2、CaO和CaS。待分解反应结束,将N2气氛切换为空气气氛,中间产物CaS发生氧化反应,生成CaO和部分CaSO4。反应过程中由于样品的外壳被产物层覆盖,氧化反应最后因为颗粒内扩散阻力的增加而停止,需要通过多次气氛循环实现CaO的产出最大化。热重和管式炉实验中,反应温度从室温升温至1100°C并恒定,压力为常压,磷石膏和褐煤质量比为10:1,FeCl3溶液为0.8mol/L,每个气氛反应时间为1h,气氛循环控制四次后,产物中CaO含量和纯度都是最高,并且SO2收益较高。根据实验数据对反应全过程进行了反应动力学计算。再次探究了反应全过程的反应机理,结果表明:磷石膏N2气氛中的分解反应,褐煤与磷石膏的固固反应是主反应,CO与磷石膏的气固反应是次反应;Fe及其氧化物参与了磷石膏的低温分解反应,降低了反应温度。空气气氛中,700-900°C中间产物CaS主要氧化为CaSO4,910-1100°C中间产物CaS主要氧化产物为CaO;Fe的氧化物并未直接参与反应,但改变了颗粒表层产物生成方式的活化作用,使反应生成物不会形成一个致密的外壳,改变了表层和近表层的微观孔隙结构,使晶体发生迁移和重组,为反应向深层扩展创造了条件。气氛循环控制反应全过程符合未反应缩核模型。最后研究了流化状态下磷石膏气氛循环控制分解反应的反应特性,并采用有限元方法对流化状态磷石膏气氛循环控制分解反应过程进行数值模拟,结合水泥熟料回转窑能耗讨论了磷石膏气氛循环控制分解反应系统的能耗。流态化实验中,除管式炉中实验条件外,气氛循环可以缩减至两次,理想的气固比是0.04 m3·（h?g）-1。流化状态下磷石膏的分解率比管式炉中磷石膏的分解率高2%左右。利用Comsol Multiphysics的化学反应工程模块,对流化状态下磷石膏气氛循环控制分解反应过程进行了数值模拟,研究了分解反应过程中的质量和热传递特点,结果表明:反应过程中颗粒受热均匀,颗粒表层形成了产物层;基于有限元分析,通过数值计算可以有效减小热传输方程边界条件与实验情况之间的误差,为磷石膏气氛循环控制分解反应工业化设备的设计提供了一定的指导意义。
刘思虹[10]（2018）在《铜渣含碳球团直接还原的实验研究》文中研究表明我国作为世界铜生产和消耗大国,2013年铜产量已达到700万吨。火法炼铜工艺中每生产1吨精铜,会产生2.2～3吨铜渣。铜渣的出炉温度为1300℃,具有较高的余热回收价值,现有的水淬法处理没有将其得到合理利用。同时,铜渣中还含有丰富的有价金属资源,现有的铜渣中金属二次回收利用的方法中,采用直接还原法回收渣中金属,反应所需温度较低,产物直接还原铁（DRI）性能优良,具有广阔的发展前景。煤粉是直接还原工艺最常用的固基还原剂,为了响应世界对于节能减排的号召,选用生物质作还原剂,可以有效降低成本,减少碳排放。因此,基于铜渣中余热资源和有价金属回收利用的需求,论文提出离心粒化余热回收-生物质直接还原系统,处理铜冶炼环节中产出的铜渣熔渣,并分别以生物质、煤粉为还原剂,对铜渣含碳球团直接还原进行了深入的研究。（1）对生物质进行热重特性分析,研究发现在650℃左右生物质已热解完毕,参与还原铜渣的主要成分为其中的固定碳。对铜渣的还原过程进行了可行性分析,当温度达到700℃以后,开始发生碳与铜渣中铁氧化物的还原反应,反应生成的CO也会参与对铜渣的还原。当温度达到700℃以上时,碳的气化反应伴随发生,还原产物CO2与固定碳结合生成CO。CaO的加入增大了铁橄榄石被还原的吉布斯自由能变。（2）对离心粒化-直接还原系统的能耗进行了计算,得到以生物质做还原剂时的能耗为6.53kgce/tFe,以煤粉做还原剂时的能耗为2.35kgce/tFe。若不考虑粒化及其余热回收,则生物质还原剂的系统能耗为6.61kgce/tFe,煤粉的系统能耗为2.42kgce/tFe。与高炉炼铁流程相比,使用煤粉,本系统能耗降低了 74.5%。（3）以生物质、煤粉为还原剂,分别与铜渣渣粉和粒化后的铜渣颗粒混合,在不添加粘结剂条件下,采用冷固结方式制备铜渣含碳球团,并进行球团抗压强度的测试。探讨了还原剂种类、铜渣粒径、球团质量、造球压力和CaO添加比对球团抗压强度的影响。研究发现,冷固结含碳球团受还原剂种类影响,生物质可显着提高含碳球团的抗压强度。在球团质量为7g、造球压力50MPa、CaO配比为0.3的条件下,煤粉球团的抗压强度只有58N,而生物质球团的抗压强度达到2870N。在实验条件下,随着球团质量提高、造球压力提高和铜渣粒径的减小,球团的抗压强度提高。CaO的添加对生物质球团抗压强度具有削弱作用,而对煤粉球团影响不大。（4）氮气气氛下,对制备的含碳球团进行还原煅烧,研究了还原剂种类、反应温度、恒温时间、铜渣粒径和CaO添加比对还原失重分数的影响规律。研究发现:生物质球团的还原失重分数明显高于煤粉球团。还原失重分数随还原温度和反应时间的增加而增加,随铜渣粒径的增大而降低。CaO的添加有益于反应的进行,但过量时仍会降低还原失重分数,最佳的CaO配比为1:0.3。在还原温度1100℃、恒温时间1.5h、CaO配比0.3的条件下,以生物质为粘结剂进行生物质煤粉复合球团共还原,生物质的添加比越高,还原失重分数越大。
二、气-固反应去除废钢中铜的热力学分析（论文开题报告）
（1）论文研究背景及目的
此处内容要求：
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景，再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题，并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例：
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
（2）本文研究方法
调查法：该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法：用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法：通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法：通过调查文献来获得资料，从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法：依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法：对研究对象进行“质”的方面的研究，这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法：通过具体的数字，使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法：运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法：这是社会科学用来分析社会现象的一种方法，从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法：通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、气-固反应去除废钢中铜的热力学分析（论文提纲范文）
（1）低品位复合矿直接还原-熔分工艺实验及能耗研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 缩写和符号清单 |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 低品位多金属复合矿利用现状 |
| 2.1.1 低品位多金属复合矿 |
| 2.1.2 钒钛磁铁矿利用现状 |
| 2.1.3 含铁选铜尾矿和冶金尘泥等固体废弃物利用现状 |
| 2.1.4 红土镍铁矿利用现状 |
| 2.2 炼铁工艺进展 |
| 2.2.1 铁氧化物还原 |
| 2.2.2 高炉炼铁工艺与非高炉炼铁工艺 |
| 2.2.3 直接还原技术进展 |
| 2.3 复合矿冶炼原理 |
| 2.3.1 氧化还原热力学 |
| 2.3.2 氧化还原动力学 |
| 2.4 金属冶炼工艺能耗 |
| 2.5 研究意义和研究内容 |
| 2.5.1 研究意义 |
| 2.5.2 研究内容 |
| 3 复合矿直接还原研究方法 |
| 3.1 复合矿还原热力学研究 |
| 3.1.1 金属氧化物标准生成自由能与温度的关系 |
| 3.1.2 复合矿碳热还原热力学原理 |
| 3.2 复合矿还原动力学研究 |
| 3.2.1 物理模型 |
| 3.2.2 动力学方程式的推导 |
| 3.3 复合矿直接还原基础实验研究方法 |
| 3.3.1 还原剂及实验设备 |
| 3.3.2 实验工艺流程 |
| 3.4 小结 |
| 4 海砂钒钛磁铁矿直接还原基础实验研究 |
| 4.1 海砂钒钛磁铁矿原料 |
| 4.2 碳氧比对金属化率的影响 |
| 4.3 还原温度对金属化率的影响 |
| 4.4 还原时间对金属化率的影响 |
| 4.5 反应限制性环节的确定 |
| 4.6 海砂钒钛磁铁矿的二步法全资源化利用工艺 |
| 4.7 小结 |
| 5 含铁选铜尾矿直接还原基础实验研究 |
| 5.1 含铁选铜尾矿原料 |
| 5.2 碳氧比对金属化率的影响 |
| 5.3 还原温度对金属化率的影响 |
| 5.4 还原时间对金属化率的影响 |
| 5.5 反应限制性环节的确定 |
| 5.6 含铁选铜尾矿二步法节能型提取与富集工艺 |
| 5.7 小结 |
| 6 红土镍铁矿直接还原基础实验研究 |
| 6.1 红土镍铁矿原料 |
| 6.2 碳氧比对金属化率和镍回收率的影响 |
| 6.3 还原温度对铁金属化率和镍回收率的影响 |
| 6.4 还原时间对铁金属化率和镍回收率的影响 |
| 6.5 熔分实验 |
| 6.6 反应限制性环节的确定 |
| 6.7 红土镍铁矿低电耗镍铁直接合金化工艺 |
| 6.8 小结 |
| 7 直接还原-熔分工艺中试及能耗研究 |
| 7.1 直接还原-熔分工艺中试工艺 |
| 7.1.1 直接还原装备类型的选择 |
| 7.1.2 矿热熔分炉及长寿炉衬技术 |
| 7.1.3 中试生产线工艺流程 |
| 7.2 转底炉直接还原中试生产试验 |
| 7.2.1 生产前的准备 |
| 7.2.2 配碳量对金属化率的影响 |
| 7.2.3 还原时间对金属化率的影响 |
| 7.2.4 还原温度对金属化率的影响 |
| 7.3 转底炉直接还原-矿热炉熔分联动试验 |
| 7.4 直接还原-溶分工艺能耗 |
| 7.4.1 中试生产实际能耗 |
| 7.4.2 单位钛渣产品能耗 |
| 7.5 小结 |
| 8 结论 |
| 本文创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（2）复杂多金属氧化锌烟尘碳基还原同步分离回收锌铅锡（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 氧化锌烟尘来源 |
| 1.1.1 氧化锌烟尘来源及化学组成 |
| 1.1.2 氧化锌烟尘的危害 |
| 1.2 氧化锌烟尘的处理现状 |
| 1.2.1 湿法工艺 |
| 1.2.2 火法工艺 |
| 1.2.3 其他方法 |
| 1.3 课题的研究意义与研究内容 |
| 1.3.1 课题的提出与研究意义 |
| 1.3.2 课题的研究内容 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 实验原料及试剂 |
| 2.2 实验仪器及设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 烟尘碳基还原过程锌铅锡还原挥发行为研究 |
| 2.3.2 烟尘预处理对杂质脱除率及铅锡挥发行为的影响 |
| 2.3.3 “制球-干燥与煅烧-碳基还原”工艺公斤级实验 |
| 2.4 分析测试 |
| 2.4.1 元素含量分析 |
| 2.4.2 X射线衍射分析(XRD) |
| 2.4.3 扫描电镜分析(SEM-EDS) |
| 第三章 锌、铅、锡的化合物碳基还原热力学分析 |
| 3.1 锌化合物还原热力学分析 |
| 3.2 铅化合物还原热力学分析 |
| 3.3 锡化合物还原热力学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 烟尘碳基还原过程锌铅锡还原挥发行为研究 |
| 4.1 还原温度对有价金属和杂质组分挥发行为的影响 |
| 4.1.1 温度对锌铅锡有价金属挥发率的影响 |
| 4.1.2 还原温度对杂质组分挥发率的影响 |
| 4.2 还原剂用量对锌挥发率的影响 |
| 4.3 保温时间对锌挥发率的影响 |
| 4.4 添加剂种类及用量对锌铅锡挥发率的影响 |
| 4.4.1 CaO用量的影响 |
| 4.4.2 膨润土用量的影响 |
| 4.5 综合验证实验 |
| 4.5.1 产物的化学特征分析 |
| 4.5.2 有价金属及杂质组分挥发率及分布行为 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 烟尘预处理对杂质脱除及铅锡挥发行为的影响 |
| 5.1 Na_2CO_3碱洗预处理 |
| 5.2 煅烧预处理 |
| 5.2.1 煅烧温度对F、Cl、S脱除率的影响 |
| 5.2.2 900℃煅烧对碳基还原过程中铅锡挥发行为的影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 “制球-干燥与煅烧-碳基还原”工艺公斤级实验 |
| 6.1 煅烧 |
| 6.2 高温碳基还原 |
| 6.2.1 炉渣 |
| 6.2.2 金属相 |
| 6.2.3 有价金属元素挥发率及分布行为 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 渣型选择 |
| 7.1 渣型的基本要求 |
| 7.2 渣型选择 |
| 7.3 本章小结 |
| 第八章 结论与展望 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读硕士学位期间的主要研究成果 |
（3）多尺度微纳结构Cu-Y2O3复合材料调控制备及其性能研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 颗粒增强铜基复合材料研究现状分析 |
| 1.2.1 材料制备方法 |
| 1.2.2 国内外研究现状 |
| 1.3 颗粒增强铜基复合材料的强化机制和形变机理 |
| 1.3.1 强化机制 |
| 1.3.2 形变机理 |
| 1.4 高强铜基材料的塑性改进方法 |
| 1.4.1 三维网络分布增强体 |
| 1.4.2 微纳结构组织 |
| 1.5 高强颗粒增强铜基复合材料塑性改进设计思路 |
| 1.6 研究内容 |
| 第二章 试验方法 |
| 2.1 试验技术路线 |
| 2.2 试验材料及设备 |
| 2.3 材料制备工艺 |
| 2.3.1 一步球磨二步还原制备工艺 |
| 2.3.2 二步球磨二步还原制备工艺 |
| 2.4 成分与组织表征 |
| 2.4.1 氧含量分析 |
| 2.4.2 X射线衍射(XRD)分析 |
| 2.4.3 原位X射线衍射(in situ-XRD)分析 |
| 2.4.4 扫描电子显微(SEM)分析 |
| 2.4.5 高分辨透射电子显微(HR-TEM)分析 |
| 2.4.6 电子背散射衍射(EBSD)分析 |
| 2.4.7 激光粒度分析 |
| 2.5 材料性能测试 |
| 2.5.1 致密度测试 |
| 2.5.2 室温显微硬度测试 |
| 2.5.3 室温导电率测试 |
| 2.5.4 室温压缩力学性能测试 |
| 2.6 气氛还原热重分析测试 |
| 第三章 Cu-Y_2O_3复合材料工艺设计与制备 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 一步球磨二步还原法制备Cu-Y_2O_3复合材料 |
| 3.2.1 反应体系热力学分析 |
| 3.2.2 气氛还原工艺对粉体形貌的影响 |
| 3.2.3 Cu-Y_2O_3复合材料的物相与组织 |
| 3.2.4 Cu-Y_2O_3复合材料的性能 |
| 3.3 二步球磨二步还原法制备Cu-Y_2O_3复合材料 |
| 3.3.1 反应体系热力学分析 |
| 3.3.2 气氛还原工艺对粉体形貌的影响 |
| 3.3.3 Cu-Y_2O_3复合材料的物相与组织 |
| 3.3.4 Cu-Y_2O_3复合材料的性能 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 微纳结构Cu-Y_2O_3复合材料的组织与性能研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 Y_2O_3 含量对Cu-Y_2O_3 复合材料性能的影响 |
| 4.2.1 Y_2O_3 含量对Cu-Y_2O_3 复合材料显微硬度的影响 |
| 4.2.2 Y_2O_3 含量对Cu-Y_2O_3 复合材料室温压缩性能的影响 |
| 4.2.3 Y_2O_3 含量对Cu-Y_2O_3 复合材料导电率的影响 |
| 4.2.4 Cu-Y_2O_3复合材料综合性能比较 |
| 4.3 Y_2O_3 含量对Cu-Y_2O_3 复合材料的显微组织影响 |
| 4.3.1 Y_2O_3含量对Y_2O_3颗粒在铜基体中分布形态的影响 |
| 4.3.2 Y_2O_3含量对铜基体组织的影响 |
| 4.3.3 Cu-Y_2O_3复合材料的界面特征 |
| 4.3.4 Y_2O_3 含量对Cu-Y_2O_3 复合材料的压缩断口形貌影响 |
| 4.4 Cu-Y_2O_3复合材料强化机制和微观形变行为 |
| 4.4.1 强化机制分析 |
| 4.4.2 微观形变行为分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 CO还原制备Cu-Y_2O_3 复合粉动力学行为研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 CO等温还原制备Cu-Y_2O_3 复合粉热重分析 |
| 5.3 CO等温还原制备Cu-Y_2O_3 复合粉动力学 |
| 5.3.1 全过程动力学拟合分析 |
| 5.3.2 分阶段动力学拟合分析 |
| 5.4 CO等温还原制备Cu-Y_2O_3 复合粉的物相转变与形貌特征 |
| 5.4.1 CO等温还原前后物相转变规律 |
| 5.4.2 CO等温还原前粉体形貌特征 |
| 5.4.3 CO等温还原后粉体形貌特征 |
| 5.5 Y_2O_3 含量对还原制备Cu-Y_2O_3 复合粉过程的影响 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 总结与展望 |
| 6.1 总结 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（4）基于氢气直接还原铁冶炼高纯铁和高纯轴承钢的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 直接还原炼铁 |
| 2.1.1 直接还原炼铁的发展现状 |
| 2.1.2 直接还原炼铁的生产工艺 |
| 2.2 气基竖炉还原的工艺流程 |
| 2.2.1 Midrex工艺 |
| 2.2.2 HYL-Ⅲ工艺 |
| 2.2.3 煤制气竖炉还原工艺 |
| 2.2.4 低碳排放直接还原工艺 |
| 2.3 气基直接还原反应动力学 |
| 2.3.1 气基直接还原反应动力学的一般规律 |
| 2.3.2 气基直接还原反应动力学的研究现状 |
| 2.4 直接还原铁在电炉中的应用 |
| 2.4.1 直接还原铁的特性 |
| 2.4.2 直接还原铁对电炉炼钢的影响 |
| 2.4.3 电炉使用直接还原铁的生产实践 |
| 2.5 国内外轴承钢的发展现状及趋势 |
| 2.5.1 国外轴承钢的发展现状及趋势 |
| 2.5.2 国内轴承钢的发展现状及趋势 |
| 2.6 轴承钢的生产流程 |
| 2.6.1 国外轴承钢生产工艺流程 |
| 2.6.2 国内轴承钢生产工艺流程 |
| 2.7 轴承钢生产过程中氧含量及夹杂物的控制 |
| 2.7.1 轴承钢氧含量与疲劳寿命的关系 |
| 2.7.2 轴承钢生产过程中对氧和夹杂物的控制 |
| 2.8 课题研究背景、意义和内容 |
| 2.8.1 研究背景和意义 |
| 2.8.2 研究内容和方法 |
| 3 气基直接还原热力学研究 |
| 3.1 铁氧化物气基还原热力学体系及平衡描述 |
| 3.2 铁氧化物气基还原热力学平衡 |
| 3.2.1 铁氧化物气基还原热力学平衡图 |
| 3.2.2 铁氧化物逐级还原的热力学平衡分析 |
| 3.3 氢气还原铁氧化物的热力学平衡 |
| 3.4 H_2和CO混合气体还原铁氧化物的热力学平衡 |
| 3.4.1 还原气体总量及比例对平衡的影响 |
| 3.4.2 CO和H_2混合气体还原铁氧化物的三维平衡图 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 气基直接还原实验研究 |
| 4.1 实验原料及实验过程 |
| 4.1.1 实验原料 |
| 4.1.2 实验设备及流程 |
| 4.2 实验条件对球团还原过程的影响 |
| 4.2.1 温度对还原的影响 |
| 4.2.2 H_2流量对还原的影响 |
| 4.2.3 不同球团粒度对还原的影响 |
| 4.2.4 不同球团质量对还原的影响 |
| 4.3 不同位置的球团在还原过程中的行为 |
| 4.4 球团还原后的微观形貌分析 |
| 4.4.1 不同位置球团的微观形貌 |
| 4.4.2 球团的未反应核特征 |
| 4.5 还原过程的动力学分析 |
| 4.5.1 动力学公式推导 |
| 4.5.2 不同还原条件时的动力学控速环节 |
| 4.6 氢气还原氧化球团所需还原时间的理论预测 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 采用直接还原-熔分-渣精炼工艺制备高纯铁 |
| 5.1 实验原料和过程 |
| 5.2 一般杂质元素的去除 |
| 5.2.1 碳和硫的去除 |
| 5.2.2 直接还原过程的选择性还原 |
| 5.3 熔分过程和脱磷 |
| 5.3.1 基于炉渣共存理论的脱磷热力学模型 |
| 5.3.2 适于熔分脱磷渣系的确定 |
| 5.4 熔渣精炼脱氧 |
| 5.5 工业化的可行性 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 直接还原铁冶炼轴承钢精炼过程的渣钢反应 |
| 6.1 精炼过程的渣钢平衡热力学计算 |
| 6.1.1 基于炉渣共存理论的渣钢耦合热力学平衡模型 |
| 6.1.2 模型的验证 |
| 6.2 使用直接还原铁冶炼轴承钢精炼过程最佳渣系探究 |
| 6.2.1 实验过程与渣系设计 |
| 6.2.2 渣系物理化学性质分析 |
| 6.2.3 脱氧渣系热力学性质分析 |
| 6.2.4 脱氧渣系实验结果分析 |
| 6.3 轴承钢精炼过程脱氧的动力学研究 |
| 6.3.1 精炼过程渣钢反应动力学模型 |
| 6.3.2 实验结果与讨论 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 轴承钢凝固过程中TiN的析出和长大研究 |
| 7.1 凝固过程中TiN夹杂物析出的热力学 |
| 7.1.1 TiN析出的平衡溶度积 |
| 7.1.2 凝固过程中溶质元素的偏析 |
| 7.1.3 考虑凝固偏析的TiN夹杂物析出稳定性图 |
| 7.1.4 凝固过程中TiN的析出 |
| 7.2 凝固过程中TiN夹杂物的长大 |
| 7.2.1 TiN夹杂物长大动力学的基本方程 |
| 7.2.2 TiN夹杂物的最大尺寸 |
| 7.2.3 冷却速率对TiN夹杂物最大尺寸的影响 |
| 7.2.4 钢液中Ti和N含量对TiN夹杂物最大尺寸的影响 |
| 7.3 本章小结 |
| 8 结论及创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 论文创新点 |
| 参考文献 |
| 附录A 最小自由能热力学模型求解程序 |
| 附录B 渣钢平衡热力学计算模型求解程序 |
| 附录C 精炼过程脱氧的动力学计算程序 |
| 附录D 凝固过程中固液前沿温度与固相率的关系式推导 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（5）餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜火法冶炼技术现状 |
| 1.1.1 熔炼技术 |
| 1.1.2 连续炼铜 |
| 1.1.3 一步炼铜 |
| 1.2 铜渣特性 |
| 1.2.1 铜渣渣型 |
| 1.2.2 铜渣物化性质 |
| 1.3 铜渣贫化 |
| 1.3.1 铜在渣中损失 |
| 1.3.2 贫化技术 |
| 1.4 餐厨废油利用现状 |
| 1.4.1 生物质能在火法冶金中的应用 |
| 1.4.2 餐厨废油资源特点和利用现状 |
| 1.5 论文提出背景、研究内容和创新点 |
| 1.5.1 论文提出背景 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 创新点 |
| 第二章 实验原料、方法与设备 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 铜渣 |
| 2.1.2 餐厨废油 |
| 2.1.3 无烟煤 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 铜熔渣还原过程的渣-锍/铜分离研究 |
| 2.2.2 餐厨废油高温裂解与还原特性研究 |
| 2.2.3 铜熔渣喷吹餐厨废油还原贫化实验研究 |
| 2.3 实验设备 |
| 第三章 铜渣还原贫化的理论研究 |
| 3.1 铜渣还原热力学分析 |
| 3.2 铜熔渣中渣-锍分离过程分析 |
| 3.2.1 渣-锍直接沉降分离 |
| 3.2.2 还原过程的渣-锍分离 |
| 3.3 吹炼渣中渣-铜分离过程分析 |
| 3.3.1 渣-铜直接沉降分离 |
| 3.3.2 还原过程的渣-铜分离 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 餐厨废油高温裂解与还原特性研究 |
| 4.1 餐厨废油高温裂解 |
| 4.1.1 餐厨废油直接裂解 |
| 4.1.2 Fe_3O_4作用下的餐厨废油裂解 |
| 4.1.3 铜熔渣作用下的餐厨废油裂解 |
| 4.2 餐厨废油还原行为 |
| 4.2.1 餐厨废油还原Fe_3O_4气体产物分析 |
| 4.2.2 还原产物物相分析 |
| 4.2.3 餐厨废油还原Fe_3O_4过程分析 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 铜熔渣喷吹餐厨废油贫化工艺优化研究 |
| 5.1 铜熔渣直接沉降分离 |
| 5.2 铜熔渣还原贫化 |
| 5.2.1 渣油混合方式 |
| 5.2.2 还原温度 |
| 5.2.3 还原剂用量 |
| 5.2.4 保温时间 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 铜熔渣喷吹餐厨废油贫化过程渣-锍分离行为 |
| 6.1 还原过程渣-锍分离 |
| 6.2 沉降过程渣-锍分离 |
| 6.2.1 沉降时间 |
| 6.2.2 冷却方式 |
| 6.3 小结 |
| 第七章 总结与展望 |
| 7.1 总结 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（6）高压和添加塑料颗粒抑制铁矿粉流态化黏结/失流机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 课题研究背景 |
| 2.1.1 铁矿石资源供求关系 |
| 2.1.2 焦煤资源供求关系 |
| 2.1.3 铁矿石粒度的影响关系 |
| 2.2 流态化炼铁工艺概述 |
| 2.2.1 流化床在炼铁工艺中的应用 |
| 2.2.2 流态化还原炼铁的技术优势 |
| 2.2.3 流态化还原炼铁技术面临的问题 |
| 2.3 流态化炼铁黏结/失流机理及抑制机制的研究现状 |
| 2.3.1 氧化铁还原热力学和动力学的研究现状 |
| 2.3.2 黏结/失流机理的研究现状 |
| 2.3.3 黏结/失流的表征参数及影响因素 |
| 2.3.4 抑制黏结/失流机制的研究现状 |
| 2.4 黏结/失流及抑制机理的研究现状小结 |
| 2.5 论文的研究目标、研究内容及拟解决的关键科学问题 |
| 2.5.1 研究目标 |
| 2.5.2 研究内容 |
| 2.6 课题的实验方法手段、技术路线 |
| 2.6.1 课题的实验方法手段 |
| 2.6.2 拟采取的技术路线 |
| 3 常压下铁矿粉流态化还原实验研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验材料 |
| 3.2.2 实验装置 |
| 3.2.3 实验方案和方法 |
| 3.3 实验结果与分析 |
| 3.3.1 操作参数的优化确定 |
| 3.3.2 最佳操作参数下的动力学分析 |
| 3.4 铁矿粉颗粒黏结机理分析 |
| 3.4.1 铁矿粉颗粒的微观变化分析 |
| 3.4.2 铁矿粉流态化还原黏结过程的数学模型 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 高压抑制铁矿粉颗粒黏结的研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验材料 |
| 4.2.2 实验装置及可靠性分析 |
| 4.2.3 实验方案和方法 |
| 4.3 实验结果 |
| 4.3.1 纯CO还原的实验结果 |
| 4.3.2 高压析碳抑制铁矿粉颗粒黏结的机理研究 |
| 4.3.3 纯H2还原的实验结果 |
| 4.3.4 高压条件下氢气还原铁矿粉的机理研究 |
| 4.3.5 纯CO和纯H2的对比实验研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 高压和塑料颗粒耦合抑制铁矿粉颗粒黏结的研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 实验材料及实验装置 |
| 5.2.2 预实验实验结果与分析 |
| 5.2.3 实验方案和方法 |
| 5.3 实验结果与分析 |
| 5.4 最佳操作参数条件下添加与未添加塑料颗粒的对比实验研究 |
| 5.5 析碳抑制矿粉颗粒黏结的机制分析 |
| 5.5.1 塑料颗粒析碳反应机理分析 |
| 5.5.2 析碳抑制黏结机理分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 高温还原过程中还原压力和还原时间的优化及应用 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 高压、高压和塑料颗粒条件下还原压力的优化研究 |
| 6.2.1 实验材料与设备 |
| 6.2.2 实验方案、分析方法和实验装置 |
| 6.2.3 实验结果与分析 |
| 6.3 最佳还原压力条件下还原时间的优化研究 |
| 6.3.1 高压条件下还原时间的优化研究 |
| 6.3.2 高压和塑料颗粒条件下还原时间的优化研究 |
| 6.4 两种工艺的对比实验研究 |
| 6.5 最佳工艺的应用 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 结论 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 论文创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 致谢 |
（7）超纯铁精矿制备及直接还原试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 引言 |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 铁矿资源概况 |
| 1.1.1 世界铁资源概况 |
| 1.1.2 我国铁矿资源分布及特点 |
| 1.2 超纯铁精矿概况 |
| 1.2.1 超纯铁精矿的质量要求 |
| 1.2.2 超纯铁精矿的制备工艺 |
| 1.2.3 超纯铁精矿应用现状 |
| 1.2.4 超纯铁精矿的发展前景 |
| 1.3 直接还原工艺研究现状及展望 |
| 1.4 试验研究背景及意义 |
| 1.4.1 试验研究背景 |
| 1.4.2 试验研究意义 |
| 第2章 试验物料及研究方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 试验原料及制备 |
| 2.1.2 试验原料特性 |
| 2.2 试验药剂与仪器设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验仪器设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 研究内容 |
| 2.3.2 试验流程 |
| 2.3.3 试验产品表征 |
| 第3章 超纯铁精矿制备工艺优化 |
| 3.1 试验方案的选择 |
| 3.2 选别工艺条件试验 |
| 3.2.1 磨矿细度试验 |
| 3.2.2 磁选磁场强度试验 |
| 3.2.3 再磨细度试验 |
| 3.2.4 反浮选条件试验 |
| 3.3 全流程试验 |
| 3.4 磁浮选机对比试验 |
| 3.4.1 磁浮选机工艺条件试验 |
| 3.4.2 全流程试验 |
| 3.4.3 试验结果分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 磁场强度对磁铁矿反浮选机理研究 |
| 4.1 磁场分布及矿粒运动轨迹受力分析 |
| 4.2 磁场强度对电导率的影响 |
| 4.3 磁场强度对吸附量的影响 |
| 4.4 磁场强度对磁铁矿可浮性的影响 |
| 4.5 红外光谱分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 超纯铁精粉气基还原试验研究 |
| 5.1 还原热力学分析 |
| 5.1.1 铁氧化物热力学还原理化基础 |
| 5.1.2 氢气还原Fe_3O_4反应热力学分析 |
| 5.2 还原温度对还原效果的影响 |
| 5.2.1 还原温度对金属化率和品位的影响 |
| 5.2.2 还原温度对微观形貌的影响 |
| 5.2.3 还原温度对物相变化的影响 |
| 5.3 还原时间对还原效果的影响 |
| 5.3.1 还原时间对金属化率和还原度的影响 |
| 5.3.2 还原时间对微观形貌的影响 |
| 5.3.3 还原时间对物相变化的影响 |
| 5.4 氢气浓度对还原效果的影响 |
| 5.4.1 氢气浓度对金属化率和还原度的影响 |
| 5.4.2 氢气浓度对成分变化的影响 |
| 5.5 气-固反应动力学分析 |
| 5.5.1 气-固反应机理 |
| 5.5.2 铁矿石还原缩核模型 |
| 5.6 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 导师简介 |
| 作者简介 |
| 学位论文数据集 |
（8）粒化铜渣余热回收及碳基直接还原的应用基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.1.1 铜的冶炼 |
| 1.1.2 铜渣概述 |
| 1.2 铜渣资源利用现状 |
| 1.2.1 铜渣综合利用现状 |
| 1.2.2 铜渣中铁回收技术现状 |
| 1.3 铜渣余热回收技术现状 |
| 1.3.1 铜渣粒化技术 |
| 1.3.2 铜渣余热回收技术 |
| 1.4 直接还原技术研究现状 |
| 1.4.1 直接还原技术特点 |
| 1.4.2 直接还原铁生产概况 |
| 1.4.3 直接还原技术分类 |
| 1.4.4 直接还原机理 |
| 1.5 生物质还原技术研究现状 |
| 1.5.1 生物质还原 |
| 1.5.2 生物质炭还原 |
| 1.5.3 生物质焦油还原 |
| 1.5.4 生物质合成气还原 |
| 1.6 主要研究内容 |
| 第2章 粒化铜渣余热回收及碳基直接还原技术焓(火用)分析 |
| 2.1 热力罗盘法 |
| 2.2 水淬法焓(火用)分析 |
| 2.3 TER-DR技术焓(火用)分析 |
| 2.3.1 模型简化 |
| 2.3.2 物理法——TER-DR1系统焓(火用)分析 |
| 2.3.3 化学法——TER-DR2系统焓(火用)分析 |
| 2.3.4 焓(火用)分析结果 |
| 2.4 小结 |
| 第3章 铜渣转杯法粒化实验研究 |
| 3.1 铜渣物性测试 |
| 3.1.1 铜渣熔点测试 |
| 3.1.2 铜渣化学成分测试 |
| 3.1.3 铜渣物相组成 |
| 3.1.4 铜渣元素分布 |
| 3.1.5 铜渣粘温特性测试 |
| 3.2 铜渣转杯粒化实验 |
| 3.2.1 粒化实验装置 |
| 3.2.2 实验步骤 |
| 3.2.3 结果与讨论 |
| 3.3 小结 |
| 第4章 铜渣热载体生物质热解实验研究 |
| 4.1 生物质物性分析 |
| 4.1.1 生物质物性测试 |
| 4.1.2 生物质组分对热稳定的影响 |
| 4.2 生物质热解特性分析 |
| 4.2.1 温度对生物质热解特性的影响 |
| 4.2.2 升温速率对生物质热解特性的影响 |
| 4.3 生物质热解实验装置及方法 |
| 4.3.1 实验装置 |
| 4.3.2 实验步骤 |
| 4.4 生物质热解特性 |
| 4.4.1 热解产气组成 |
| 4.4.2 热解前后形貌变化 |
| 4.4.3 热解前后官能团变化 |
| 4.4.4 铜渣配比对气体组分的影响 |
| 4.4.5 铜渣热载体对生物质热解的催化作用 |
| 4.5 小结 |
| 第5章 铜渣还原热力学分析 |
| 5.1 铜渣渣系作用浓度计算 |
| 5.1.1 结构共存理论 |
| 5.1.2 CaO-FeO-Fe_2O_3-SiO_2作用浓度计算模型 |
| 5.1.3 作用浓度计算结果与讨论 |
| 5.2 铜渣还原相平衡计算 |
| 5.2.1 铜渣中化学反应热力学分析 |
| 5.2.2 相平衡计算条件 |
| 5.2.3 相平衡组分 |
| 5.2.4 考察指标 |
| 5.2.5 相平衡计算结果与讨论 |
| 5.3 热力学分析验证实验 |
| 5.3.1 实验原料 |
| 5.3.2 实验装置及方法 |
| 5.3.3 实验工况 |
| 5.3.4 实验步骤 |
| 5.3.5 结果与讨论 |
| 5.4 小结 |
| 第6章 铜渣碳基还原动力学分析 |
| 6.1 碳基还原热重实验 |
| 6.1.1 实验原料 |
| 6.1.2 配料计算 |
| 6.1.3 考察指标 |
| 6.1.4 实验设备及方法 |
| 6.2 铜渣碳基还原特性分析 |
| 6.2.1 C/O对还原特性的影响 |
| 6.2.2 Ca/Si对还原特性的影响 |
| 6.3 铜渣碳基还原动力学分析 |
| 6.3.1 动力学计算 |
| 6.3.2 动力学模型建立 |
| 6.3.3 C/O及Ca/Si对反应活化能的影响 |
| 6.4 铜渣生物质炭还原反应机理 |
| 6.4.1 反应限制性环节 |
| 6.4.2 反应机理 |
| 6.5 小结 |
| 第7章 铜渣含碳球团直接还原提铁的热态实验研究 |
| 7.1 提高含碳球团抗压强度的方法 |
| 7.1.1 粘结剂 |
| 7.1.2 热压造球 |
| 7.2 冷固结含碳球团制备实验 |
| 7.2.1 实验原料 |
| 7.2.2 实验装置及方法 |
| 7.2.3 结果与讨论 |
| 7.3 铜渣含碳球团直接还原提铁实验 |
| 7.3.1 实验装置及方法 |
| 7.3.2 实验步骤 |
| 7.3.3 考察指标 |
| 7.3.4 结果与讨论 |
| 7.4 铜渣含碳球团直接还原机理 |
| 7.4.1 Cu、Fe在直接还原过程的迁出行为 |
| 7.4.2 铜渣颗粒直接还原反应过程 |
| 7.5 小结 |
| 第8章 结论及展望 |
| 8.1 结论及创新 |
| 8.1.1 结论 |
| 8.1.2 创新点 |
| 8.2 论文展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间参与科研及发表论着 |
（9）Fe基添加剂辅助下磷石膏气氛循环控制分解过程研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 磷石膏的物化特性 |
| 1.3 磷石膏资源化技术研究进展 |
| 1.3.1 农业化肥和土壤修复 |
| 1.3.2 建筑材料 |
| 1.3.3 工业原材料 |
| 1.4 磷石膏热分解研究前沿分析 |
| 1.4.1 磷石膏分解研究国内研究现状 |
| 1.4.2 磷石膏分解研究国际研究现状 |
| 1.5 磷石膏热分解过程研究 |
| 1.5.1 磷石膏一步分解法 |
| 1.5.2 磷石膏两步分解法 |
| 1.6 研究内容 |
| 第二章 磷石膏气氛循环分解实验及评价指标 |
| 2.1 实验原料及设备 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.1.1 磷石膏分析 |
| 2.1.1.2 褐煤分析 |
| 2.1.2 实验设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 磷石膏气氛循环控制分解实验 |
| 2.2.2 流化状态磷石膏气氛循环控制分解实验 |
| 2.3 性能检测 |
| 2.3.1 热分析 |
| 2.3.2 物相分析 |
| 2.3.3 扫描电镜及能谱分析 |
| 2.3.4 比表面积、孔容及平均孔径测定 |
| 2.3.5 烟气分析 |
| 2.4 研究理论基础 |
| 2.4.1 Factsage软件介绍 |
| 2.4.2 有限元理论 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 Fe基添加剂辅助下磷石膏分解过程热力学 |
| 3.1 C+O+Ca+S系统热力学评估 |
| 3.1.1 二元系统 |
| 3.1.2 Ca+O+S三元系统 |
| 3.2 磷石膏与褐煤氧化还原反应的热力学数据计算 |
| 3.2.1 反应的自发性 |
| 3.2.2 反应的热效应 |
| 3.2.3 相图分析 |
| 3.3 Fe基添加剂的选择 |
| 3.3.1 Fe基添加剂的Ellingham能图分析 |
| 3.3.2 Fe基添加剂下磷石膏分解热力学 |
| 3.3.3 Fe基添加剂辅助下磷石膏分解相图 |
| 3.4 元素迁移平衡分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 磷石膏气氛循环控制过程反应特性和反应动力学分析 |
| 4.1 不同气氛下褐煤热解特性研究 |
| 4.2 磷石膏在N_2气氛中分解特性研究 |
| 4.2.1 磷石膏在N_2气氛中脱水特性 |
| 4.2.2 磷石膏N_2气氛中还原分解特性研究 |
| 4.3 中间产物空气气氛中反应特性研究 |
| 4.3.1 氧气浓度对CaS氧化的影响 |
| 4.3.2 温度对CaS氧化的影响 |
| 4.3.3 反应时间对CaS氧化的影响 |
| 4.4 循环次数对磷石膏分解的影响 |
| 4.5 气氛循环控制下反应动力学 |
| 4.5.1 N_2气氛中磷石膏分解反应动力学 |
| 4.5.2 空气气氛中中间产物氧化反应动力学 |
| 4.5.3 N_2气氛中CaS和磷石膏固固反应动力学 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 磷石膏气氛循环控制中反应机理分析 |
| 5.1 磷石膏N_2气氛条件下分解反应机理 |
| 5.1.1 磷石膏与褐煤在N_2气氛中的分解反应机理 |
| 5.1.2 CaS和磷石膏N_2气氛中的固固反应 |
| 5.1.3 N_2气氛中Fe元素的迁移 |
| 5.1.4 固体还原产物的SEM和BET分析 |
| 5.2 空气气氛中反应机理及元素迁移 |
| 5.2.1 中间产物CaS氧化反应机理及元素迁移 |
| 5.2.2 空气气氛中Fe元素的迁移 |
| 5.2.3 固体氧化产物的表征分析 |
| 5.3 气氛循环控制阶段反应机理及元素迁移 |
| 5.4 杂质对反应的影响 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 流化状态磷石膏气氛循环控制分解特性研究 |
| 6.1 磷石膏流态化分解概述 |
| 6.2 操作基本参数计算 |
| 6.2.1 临界流化速度的计算 |
| 6.2.2 带出速度的计算 |
| 6.3 流化状态下磷石膏在气氛循环中分解特性 |
| 6.3.1 温度对流化状态磷石膏气氛循环分解的影响 |
| 6.3.2 循环次数对流化状态磷石膏气氛循环分解的影响 |
| 6.3.3 气固比对流化状态磷石膏气氛循环分解的影响 |
| 6.4 固体反应产物表征分析 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 流化状态磷石膏气氛循环分解过程数值模拟和能耗分析 |
| 7.1 反应理论研究 |
| 7.1.1 流化床中的反应 |
| 7.1.2 流化床中的反应模拟 |
| 7.2 流化床反应模型结构 |
| 7.2.1 流化床中的质量传递 |
| 7.2.2 流化床中的化学反应及相变 |
| 7.2.3 气速影响 |
| 7.2.4 热量传递 |
| 7.3 Comsol模拟参数设置 |
| 7.3.1 初始条件及边界条件 |
| 7.3.2 网格划分 |
| 7.3.3 求解步骤 |
| 7.4 结果与讨论 |
| 7.4.1 未反应缩核模型 |
| 7.4.2 磷石膏和褐煤脱水阶段 |
| 7.4.3 磷石膏和褐煤N_2气氛中分解反应阶段 |
| 7.4.4 中间产物空气气氛中氧化反应阶段 |
| 7.4.5 气氛循环控制阶段 |
| 7.4.6 流化状态磷石膏气氛循环中分解反应能耗计算 |
| 7.4.7 实验和模拟对比研究 |
| 7.5 本章小结 |
| 第八章 研究结论、创新点与建议 |
| 8.1 研究结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 建议 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间取得的成果 |
| 攻读博士学位期间获得的奖励 |
| 攻读博士学位期间参与的科研项目 |
（10）铜渣含碳球团直接还原的实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 铜冶炼工艺 |
| 1.2 铜渣资源化利用研究现状 |
| 1.2.1 铜渣概述 |
| 1.2.2 铜渣中金属的资源化利用 |
| 1.2.3 铜渣中铁的回收现状 |
| 1.3 直接还原技术 |
| 1.3.1 直接还原概述 |
| 1.3.2 直接还原技术分类 |
| 1.3.3 主要直接还原技术 |
| 1.3.4 直接还原铁(DRI) |
| 1.3.5 铜渣直接还原提铁研究现状 |
| 1.4 生物质 |
| 1.4.1 生物质概述 |
| 1.4.2 生物质热解特性 |
| 1.4.3 生物质做还原剂的直接还原 |
| 1.5 本文研究内容及意义 |
| 1.5.1 研究内容 |
| 1.5.2 创新点 |
| 1.5.3 研究意义 |
| 第2章 铜渣直接还原可行性分析 |
| 2.1 铜渣直接还原热力学基础 |
| 2.1.1 热解反应 |
| 2.1.2 铜渣直接还原热力学分析 |
| 2.2 铜渣含碳球团直接还原反应机理 |
| 2.2.1 含碳球团还原过程 |
| 2.2.2 碳的作用机理 |
| 2.2.3 铜渣颗粒的反应过程 |
| 2.3 直接还原系统及其能耗分析 |
| 2.3.1 系统流程介绍 |
| 2.3.2 能耗分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 含碳球团性能测试与研究 |
| 3.1 原料的准备 |
| 3.1.1 还原剂的预处理 |
| 3.1.2 铜渣的获取 |
| 3.1.3 造渣剂制备 |
| 3.2 造球装置 |
| 3.3 含碳球团抗压强度测试 |
| 3.3.1 测试方法与步骤 |
| 3.3.2 铜渣粒径的影响 |
| 3.3.3 球团质量的影响 |
| 3.3.4 造球压力的影响 |
| 3.3.5 CaO添加比的影响 |
| 3.3.6 还原剂种类的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 含碳球团直接还原煅烧实验 |
| 4.1 原料物性 |
| 4.1.1 铜渣物化性能 |
| 4.1.2 还原剂物化性能 |
| 4.2 实验装置及步骤 |
| 4.2.1 实验装置 |
| 4.2.2 实验步骤 |
| 4.2.3 考察指标 |
| 4.2.4 实验工况 |
| 4.3 实验结果及讨论 |
| 4.3.1 还原温度对还原失重分数的影响 |
| 4.3.2 恒温时间对还原失重分数的影响 |
| 4.3.3 铜渣粒径对还原失重分数的影响 |
| 4.3.4 CaO添加比对还原失重分数的影响 |
| 4.3.5 生物质配比对还原失重分数的影响 |
| 4.4 熟球团物性检测与分析 |
| 4.4.1 SEM图像分析 |
| 4.4.2 XRD结果及分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间获得的科研成果 |
四、气-固反应去除废钢中铜的热力学分析（论文参考文献）
- [1]低品位复合矿直接还原-熔分工艺实验及能耗研究[D]. 顾静. 北京科技大学, 2021(08)
- [2]复杂多金属氧化锌烟尘碳基还原同步分离回收锌铅锡[D]. 雷佛光. 昆明理工大学, 2021(01)
- [3]多尺度微纳结构Cu-Y2O3复合材料调控制备及其性能研究[D]. 黄斐. 江西理工大学, 2020
- [4]基于氢气直接还原铁冶炼高纯铁和高纯轴承钢的基础研究[D]. 李彬. 北京科技大学, 2020(06)
- [5]餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究[D]. 周世伟. 昆明理工大学, 2019(06)
- [6]高压和添加塑料颗粒抑制铁矿粉流态化黏结/失流机理研究[D]. 徐其言. 安徽工业大学, 2018(06)
- [7]超纯铁精矿制备及直接还原试验研究[D]. 尚新月. 华北理工大学, 2019(02)
- [8]粒化铜渣余热回收及碳基直接还原的应用基础研究[D]. 左宗良. 东北大学, 2019
- [9]Fe基添加剂辅助下磷石膏气氛循环控制分解过程研究[D]. 郑大龙. 昆明理工大学, 2018(03)
- [10]铜渣含碳球团直接还原的实验研究[D]. 刘思虹. 东北大学, 2018(02)