中文名 | 金属热还原 | 外文名 | metallothermic reduction |
---|---|---|---|
概 述 | 金属热还原通常是按还原剂来命名 | 应用范围 | 冶金过程 |
学 科 | 冶金工程 | 领 域 | 冶炼 |
由Ti−Fe 二元相图含钛量为65%~75%的高钛铁合金熔点最低为1085℃,易熔化,钛含量高。 炼钢时添加高钛铁具有添加量少,钢水中成分易均匀化,偏析少,含铝、硅、氮等杂质少。用高钛铁脱氧的钢,铸造组织致密,钢的机械性能得以改善。高钛铁是冶炼铁基高温合金和优质不锈钢等不可缺少的材料。目前制备优质高钛铁的方法是重熔法,该法在俄罗斯,西欧等发达国家和地区发展较快。我国主要采用铝热法制备高钛铁,但是铝热法高钛铁中氧含量高达5%~10%以上,且Al、Si 等杂质元素含量不达标。尽管近年来发展了很多改进的铝热还原工艺,但是高钛铁氧含量高,Al、Si残留质量控制不稳等缺陷始终得不到有效的解决。而且关于铝热法研究多集中在操作工艺方式上,针对制约铝热法高钛铁质量的技术难点及原因研究的很少。例如,四川峨眉铁合金厂以天然金红石为原料,采用炉外铝热还原法生产高钛铁,生产出含钛73。77%的高钛铁,但产品中Al 含量较高,Mn、P、S、C 等含量不稳定。北京有色金属研究总院通过选用适当的原料,采用炉外铝热还原法制得了质量较好的产品,除氧含量外,其余成分全部达到出口产品的要求。南非Mintek 公司采用直流转移等离子加热的铝热还原制备高钛铁试验,在隔绝空气条件下进行反应,可降低产品的氮含量,但不能有效降低产品的氧含量,因此认为一次性还原不可能制取低氧含量的高钛铁。新西兰也进行了铝热还原制备高钛铁的研究,以从冶炼钒钛磁铁矿获得的人造钛铁矿和钛屑为原料制备出高钛铁。针对制约铝热法高钛铁的技术难点,对铝热法制备高钛铁的热力学,动力学以及合金中氧含量以及夹杂物分布规律等进行系统研究,实现了铝热法制备低氧优质高钛铁的技术突破。
Merzhanov 认为反应体系的绝热温度大于1800K 的体系才能成为自维持体系,即SHS 过程引发后,反应可以自行维持下去。由绝热温度还能判断SHS 过程中产物相存在状态。TiO2−Al 体系,Fe2O3−Al 体系,TiO2−Fe2O3−Al,TiO2−Mg 以及Mg−Fe2O3−TiO2 体系的绝热温度分别为1805,3135,2410,2067 和3098 K,均大于1800 K 的热力学判据,说明所有反应均能自我维持发生。用Mg 做还原剂时绝热温度更高,因此在配料是加入适量的Mg,有助于提高体系的反应温度,高的反应温度为熔炼过程中金渣分离提供了有利条件。同时还原剂中用适量的Mg 粉替代Al 粉,在熔炼过程中生成的MgO 能改善Al2O3 渣的流动性,也为金渣分离创造了有利条件。而且Mg 的还原性更强,生成的MgO属于碱性物质,会抑制副反应发生,保证TiO2彻底还原。因此采用Al−Mg 复合还原剂有助于降低传统铝热法高钛铁合金中氧含量高,氧化物夹杂过多等缺陷 。
金属热还原广泛用于冶金过程中,例如:克劳尔(W.J.Kroll)法用镁热还原生产海绵钛;氟化物金属热还原法制取稀土金属;皮吉昂(Pidgeon)法在真空下用硅热还原煅烧白云石以生产镁;用氢化钙(CaH2)还原二氧化锆得到氢化锆,再脱氢以制取电真空锆粉;以及制取很多种类的金属和铁合金。
你好,热宝是近几年兴起的小型家用电器,大小不等,但大多在直径20公分左右。主要功能是用于身体某一部分取暖用。大多为充电型。优点有携带方便,耗电量小,外型美观等,里面的成分是醋酸钠过饱和溶液等,吸热后缓...
你好,1.隔热材料分类隔热材料(thermal insulation material)是导热系数≤0.055W/m℃的材料称为绝热材料...
金属波纹补偿器,是的
金属热还原是用金属 A(或其合金)作还原剂在高温下将另一种金属B的化合物还原以制取金属B(或其合金)的一种方法。
金属热还原通常是按还原剂来命名。例如,用铝作还原剂生产金属铬,称为铝热法:2Al Cr2O3─→2Cr Al2O3。铝热法生产铬流程图如图1所示。
用硅铁作还原剂冶炼钒铁,称为硅热法:3[Si] 2(V2O3)─→4[V] 3(SiO2)方括号表示溶于合金中,圆括号表示溶于渣中 。
对于Al 还原TiO2 的体系,都是放热反应,因此反应温度过高对主反应不利。Al 还原TiO2 生成Ti2O3 最容易,生成TiO 次之;而Al 还原TiO 生成Ti 在热力学上是最困难的,该反应是铝热还原制备高钛铁的制约步骤。由于TiO 属于强碱性物质,而Al2O3 弱酸性,这将导致Al2O3 与TiO 反应生成副产物。因此,为了保证TiO2 的还原度,必须严格控制该副反应的发生。反应温度对Ti2O3 还原生成TiO、Ti的趋势影响显著。添加CaO 能明显降低反应得吉布斯自由能变,TiO2 还原生成Ti 的趋势显著增加,可以有效抑制生成TiO 的副反应发生。添加CaO 可形成铝酸钙,降低熔炼渣的黏度,有利于渣金分离,降低高钛铁合金中氧化物夹杂等。
Mg 还原TiO2的热力学规律与Al 还原TiO2 的基本一致,但是由于Mg 具有较高的蒸汽压,因此高温时反应的吉布斯自由能变对温度的变化更敏感,与Al 还原相比,Mg 还原时反应更容易发生。结合绝热温度的计算结果可知,采用Al−Mg 合金复合还原剂还原熔炼制备高钛铁,对于强化还原程度,降低合金中的氧含量以及控制合金中的夹杂物是有利的。综上所述,TiO2 的热还原过程中TiO 是维系体系平衡的最重要的组元之一,一定程度地降低温度对Ti2O3→Ti 的反应有利 。
采用Al−10%Mg 合金还原制备的高钛铁合金氧存在的区域明显减少,尤其是钛基体b 区和钛铁共溶体c区,其中已无氧明显存在。这说明采用Al−10%Mg 做还原剂具有更强的还原能力,此条件下金渣分离效果也更显著,合金微观结构更均匀致密。定氧分析表明,Al 还原制备的高钛铁中氧含量高达12。20%,Al−10%Mg 还原制备高钛铁中氧含量仅为3。87%,可见TiO2 还原程度得到极大的加强。以上结论与热力学分析结果一致。
合金中各元素分布并不均匀,特别是Fe 元素只在部分区域内分布,说明熔池内渣金流动性不好;铝元素含量高的区域,氧元素含量也很高,主要以Al2O3 夹杂物存在的,与XRD 和SEM 电镜分析结果一致。铁元素存在的区域钛的含量也很高,可推测铁基本以钛铁合金的形式存在;硅元素含量高的地方,钛元素的含量高,而氧元素等含量也较低,推测硅可能是以硅钛合金形式存在的 。
由铝热法制备高钛铁的生产实践表明,TiO2 的有效还原和金渣有效分离是制备低氧优质高钛铁的关键。在热力学分析的基础上采用DTA 技术系统研究了Al、Mg 还原TiO2 的动力学过程,可知,Al 还原TiO2 起始反应温度在1010℃附近,属于液−固反应。反应表观活化能为164。50 kJ/mol,反应级数为0。414。Mg 还原TiO2 起始反应温度在506℃附近,属于气−固反应。Mg 还原TiO2 的反应起始温度比Al 还原TiO2 的低很多,这是由于镁具有较高的蒸汽压,与热力学分析结果一致。反应的表观活化能为383。24 kJ/mol,反应级数为0。59。而Al−Mg 合金还原TiO2 的DTA 曲线上出现了3 个反应峰,573℃放热峰为Mg 与TiO2 发生还原反应,660℃吸热峰是镁铝、镁熔化吸热峰,1244℃的放热峰为Al 与TiO2 发生还原反应的放热峰。较之与直接利用Al 还原TiO2 在1010℃左右开始发生还原反应来说,Mg 的添加导致Al 还原TiO2反应滞后,因为Mg 与TiO2 反应生成MgO 阻碍了Al与TiO2 接触。由热力学分析知,添加CaO 后热力学条件更有利,能有效抑制副反应发生,同时能改善渣的流动性,强化金渣分离过程。434℃附近的吸热峰为Ca(OH)2 脱水反应所致,658℃附近的吸热峰为Al 熔化吸热峰,1252℃附近的放热峰为Al 还原TiO2 放热反应。Al−TiO2−CaO 体系还原反应的起始温度滞后,但放热峰更尖锐,反应进行更容易,与热力学分析结果一致。反应表观活化能为93。68 kJ/mol,反应级数为0。008 。
铝热还原法制备高钛铁可分成产热量大、温度高(2000℃ 以上) 的反应前期以及热量小、温度较低(1800℃以下)反应后期。反应前期熔池沸腾、反应激烈,该阶段反应温度高、化学反应进行的快、高温合金熔体和熔渣具有很好的流动性,热还原反应以及渣−金分离基本上在该反应期完成,该阶段还原反应的好坏,金渣分离过程好坏直接影响到高钛铁合金的质量。反应后期熔池平静、反应平稳,该阶段由于熔池温度低、熔体流动性差,导致反应前期残留下来的TiO2 和Al2O3 无法与钛铁完全分离,这是高钛铁氧化物夹杂多、氧残留高的根本原因,因此在铝热反应前期阶段通过强化手段强化TiO2 还原以及金渣分离过程是必要的。在反应后期随工艺条件的变化会反应生成次生相及形成新的夹杂物。
由于反应后期反应温度逐渐降低,熔池流动性恶化,新形成的Al2O3 不能有效长大、上浮,就会形成新的Al2O3 夹杂。还原剂不足时,会生成副产物Ti(AlO2)2。熔炼温度过低,会生成副产物Ti2O,TixOy,Fe2TiO4 导致合金中夹杂物增多,氧含量升高。由于空气中O2 扩散亦会造成钛铁中溶解氧含量和二次氧化 。
铝还原得到的高钛铁合金由Al2O3、TiO2、Ti2O、Fe2TiO4 、Ti9Fe3(Ti0。7Fe0。3)O3 等复杂相组成。Al2O3、TiO2 等存在表明金渣分离并不完全,冶炼动力学条件不充分,同时夹杂物的存在会导致高钛铁合金微观结构缺陷增加。合金还存在TiO2、Ti2O 等物相,表明TiO2 还原不彻底。采用Al−Mg 复合还原剂制备的高钛铁合金中氧化物夹杂相明显减少,说明TiO2 的还原更彻底。氧含量分析结果表明:合金中氧含量降低为3。87%,远低于现有铝热还原的5%~12%的工业水平,对于制备低氧优质高钛铁十分有利。因此采用还原能力更强的复合还原剂对降低氧含量和改善合金微观结构是显著的 。
(1)TiO2−Al,Fe2O3−A,TiO2−Fe2O3−Al,TiO2−Mg以及Mg−Fe2O3−TiO2 体系的绝热温度分别为1805,3135,2410,2067 和3098 K,均大于1800 K,说明所有反应均能自发进行。Al 还原TiO2 生成Ti2O3 最容易反应,TiO2 生成TiO 的反应次之,TiO 生成Ti 在热力学上最为困难,添加CaO 能明显降低吉布斯自由能变。Mg还原TiO2 与Al 还原的规律相似,反应更易发生。
(2)Al 还原TiO2 的反应的表观活化能为164。50kJ/mol,反应级数为0。414。添加CaO会导致Al 还原TiO2反应滞后,反应表观活化能为93。68 kJ/mol,反应级数为0。008。Mg 还原TiO2 的表观活化能为383。235 kJ/mol,反应级数为0。591。Al−Mg还原TiO2在573℃发生的反应为Mg 还原TiO2,活化能为404。01 kJ/mol,反应级数为0。584;在1244℃的放热峰位为Al 还原峰,活化能为208。083 kJ/mol,反应级数为0。166。
(3)Al 还原制备的高钛铁合金主要由合金由Al2O3、TiO2、Ti2O、Fe2TiO4 、Ti9Fe3(Ti0。7Fe0。3)O3 等相组成,其中存在大量氧化物夹杂,微观结构差,氧含量高达12。20%。采用Al−Mg 复合还原剂有助于降低合金中氧含量以及夹杂物含量,改善合金的微观结构,合金中氧含量仅为3。87% 。2100433B
以金属镁作还原剂, 将四氟化铀在高温下还原为金属铀。镁热还原必须在密闭的 还原反应弹中进行。反应弹材质是软钢,炉衬可以是氟化镁 渣、电熔融白云石或石墨。必须将四氟化铀和镁屑的混合物 料预热到bso--}sa℃以引发反应。反应为放热反应,在反应 温度下,金属铀和氟化镁渣均熔化呈液态,并借助于两者的密 度差而澄清分层,金属铀聚集于反应弹底部。2100433B
国内应用的金属镁还原炉的炉型较多,根据所用燃料的不同,大体上可分为两类:用煤气或重油加热的还原炉与以煤为燃料的还原炉。
用煤气或者重油为燃料的还原炉用煤气或者重油作为燃料的还原炉,通常是16个横罐的还原炉,其规格为10.54×3.59×2.94(m)。这种还原炉为矩形炉膛,还原罐间中心距约为600mm,罐呈单面单排排列,炉子背面一般分布有多支低压烧嘴。火焰从燃烧室进入炉膛空间,绕过还原罐周边,靠烟囱抽力将燃烧后的烟气抽入炉底部支烟道,经烟道与烟道闸门后进入烟囱。二次风由二次风管再通过炉底第二层二次风道送入炉内。
还原炉底部两个还原罐中间设有燃烧室或烟室。还原炉既是一个倒焰炉又是一个贮热炉。炉膛内一般装有16支镍铬合金钢制的还原罐。16个还原罐分成四组, 即4个还原罐组成一组,与一个真空机组相连接(真空机组由滑阀泵和罗茨泵组成),每台还原炉还设有一个备用真空机组,因此一台还原炉一般有5个真空机组, 每台还原炉设有一个水环泵作为预抽泵。
醛、酮能被多种金属还原剂还原成醇。这些金属有锂、钠、钾碱金属; 铝、铁、锌等。他们和特定的试剂配合成常用的还原体系。如锂、钠、钾-氨、钠、钾-醇、铝-汞、铁-乙酸、锌-乙醇等。如钙拮抗剂盐酸马尼地平(Manidipine)中间体二苯甲醇的的制备,通过锌-乙醇还原二苯甲酮的收率达到90%~92%。
Na-NH3体系还原酮示例
A 5-L,three-necked, round-bottomed flask is equipped with a variable speed Hershberg stirrer and a 500-mL Dewar condenser filled with dryice–acetoneand connected by its upper joint to a mineral oil bubbler through which passesdry nitrogengas. The flask is immersed in a dry ice–acetone bath,flushed well with nitrogenand 3000 mL of ammoniais condensed into the flask via a glass tube passed through a rubber septum in the remaining neck of the flask. Clean sodium, 125 g (5.43 g-atom), is added slowly to the ammoniawith slow stirring. Then 250.3 g (0.906 mol) of 5-methyl-2-[1-methyl-1-(phenylmethylthio)ethyl]cyclohexanoneand 72.5 mL (1.8 mol) of methanolin 625 mL of anhydrous ether are added dropwise via a pressure-equalized addition funnel over 5 hr to thevigorously stirred (ca. 500 rpm) solution. Stirring is continued an additional30 min following which 150 mL of methanolis added over 2.5 hr dropwise (to avoid a violent eruption). The solution isallowed to warm slowly and the additionfunnel and the condenser are removed to allow the ammoniato evaporate overnight. The reaction flask is immersed in an ice bath and 700 mL of water is added cautiously over anhour to the yellow solid left by evaporation of the ammonia.The solution is transferred to a 2-L separatory funneland extracted with two 200-mL portions of ether,which are discarded. The aqueous layer is poured into a mixture of 500 mL of concentrated hydrochloric acidand 1000 g of ice, transferred to a 4-L separatory funnel,and extracted with four 200-mL portions of ether.The combined etherextracts are washed with 200 mL of water and 200 mL ofsaturated aqueous sodium chloride,dried over magnesium sulfate,and concentrated by rotary evaporation at aspirator vacuum. The residual liquidis placed under reduced pressure (0.2 mm) for 1 hr to remove the remainingsolvent to give 137–140 g (80–82%)of an orange oil that is a diastereomeric mixture of which the major componentconstitutes 80%, as indicated by 13CNMR.
【OrganicSyntheses, Coll. Vol. 8, p.302; Vol. 65, p.215】
Na-EtOH体系还原酮示例
In a 3-l. round-bottomed flask, fitted with an efficient Liebig condenser (100 by 1 cm.), 228 g. (2 moles) of methyl n-amylketoneis dissolved in a mixture of 600 cc. of95 per cent alcoholand 200 cc. of water. One hundred thirtygrams (5.6 gram atoms) of sodiumin the form of wire is gradually added through the condenser. During theaddition of the sodiumthe flask is cooled with running water so that the reaction does not becomeunduly violent.
When the sodiumhas dissolved, 2 l. of water is added and the mixture is cooled to 15℃. Theupper oily layer is then separated, washed with 50 cc. of1:1 hydrochloric acidand then with 50 cc. of water, dried over 20 g. ofanhydrous sodium sulfate,and distilled with a fractionating column. After asmall fore-run of low-boiling liquid, the pure heptanoldistils at 155–157.5℃. The yield is 145–150 g. (62–65 per cent ofthe theoretical amount).
【Organic Syntheses, Coll. Vol. 1, p.554; Vol. 7,p.88】
Na (Hg)体系还原酮示例
An amalgamprepared from 9.0 g. (0.39 atom) of sodium and 750 g. (55 cc.) of mercury is warmed to about 50℃in a 500-cc. Pyrex round-bottomed flask. To it is then addeda cold suspension of 25 g. (0.13 mole) of xanthone in 175 cc. of 95 percent ethyl alcohol.The flask is at once stoppered, held in a cloth, and vigorously shaken, the stopper being raised from time to time to release anypressure. The temperature rises rapidly to 60–70℃. The solid xanthonerapidly goes into solution, a very faint and transient blue color beingdeveloped. At the end of about five minutes the alcoholic solution is clear andpractically colorless.
Aftera further ten-minute shaking the mercuryis separated and washed with 10–15 cc. of alcohol.The alcoholic solution is filtered while warm and slowly poured with stirringinto 2 l. of cold distilled water. The precipitated xanthydrolis filtered with suction, washed with water until free of alkali, and dried at40–50℃to constant weight. The crystalline product, which weighs 23–24 g. (91–95 per cent ofthe theoretical amount), melts at 121–123℃.
【Organic Syntheses, Coll. Vol. 2, p.317; Vol. 10,p.60】
Fe-HOAc体系还原酮示例
The combined product ismixed with 1 l. of 20 per cent sodiumhydroxide solution and stirred on the steam bath for four hours, inorder to hydrolyze a small proportion of heptyl acetate.The oil is then separated and distilled, and the portion boiling at 172–176℃iscollected. The residue in the flask is mixed with about 100 cc. of water anddistilled, whereupon a further small quantity of oil passes over with thesteam. This distillate and the forerun are freed of the bulk of the water in a separatory funnel and distilled from a smaller flask. In this way the total yield of n-heptylalcohol boiling at 172–176℃(uncorr.) is 350–370 g. (75–81per cent of the theoretical amount). The alcohol may be redistilled underreduced pressure, when it passes over almost without loss at 71–72℃/12 mm.
In a 12-l. flask fitted with a mechanical stirrer and a shortreflux condenser are placed 1800 g. (32.2 atoms) ofiron filings,3 l. (52.5 moles) of glacial acetic acid,3 l. of water, and 450 g. (3.95 moles) of heptaldehyde.The mixture is heated on the steam bath, withstirring, for six to seven hours. The flask is then fitted to an apparatus forsteam distillation and the mixturedistilled in a current of steam until nomore oil passes over (7–8 l. of distillate). The oil is then separated, and theaqueous part distilled to recover a small quantity of dissolved or suspended heptylalcohol.
【Organic Syntheses, Coll. Vol. 1, p.304; Vol. 6, p.52】
Zn-EtOH体系还原酮示例
In a 3-l. round-bottomed flask fitted with a mechanical stirrer are placed 200g. of technical flake sodium hydroxide,200 g. of benzophenone,2 l. of 95 per cent alcohol,and 200 g. of technical zinc dust. The stirrer is started and the mixture slowlywarms to about 70° spontaneously. After two to three hours the mixture, whichhas started to cool, is filtered with suction, and the residue is washed twicewith 100-cc. portions of hot alcohol
The filtrate is poured into five volumes of ice wateracidified with about 425 cc. of concentrated commercial hydrochloricacid. The benzohydrol separates as awhite crystalline mass and is filtered by suction. The yield of crude air-driedproduct melting at 65℃is 194–196g. (96–97 per cent of the theoreticalamount). From 200 g. of crude product in 200 cc. of hot alcoholthere is obtained, after cooling in an ice-salt mixture, filtering, and drying,140–145 g. of product melting at 68℃. The benzohydrolremaining in the mother liquors may be precipitated with water.
【Organic Syntheses, Coll. Vol. 1, p.90; Vol. 8, p.24】
本文非原创内容,版权归原作者所有。