真空铝热炼锂还原渣回收氢氧化铝的研究

碳酸锂、氧化铝和氧化钙混合常压煅烧可获得LiAlO₂熟料,经真空铝热还原可得金属锂,同时得到铝酸钙系还原渣,主要成分为CaO·Al₂O₃和12CaO·7Al₂O₃.为综合利用该还原渣,通过混合碱液溶出、碳酸化分解回收氢氧化铝.研究溶出温度、溶出时间、还原渣粒度、碳酸钠质量浓度、氢氧化钠质量浓度、金属锂还原率对氧化铝溶出率的影响.结果表明:以锂还原率97%的炼锂还原渣为原料,粒度分布d_○90 74μm、溶出温度95℃、溶出时间120min、碳酸钠质量浓度240g/L及氢氧化钠质量浓度8.9g/L的条件下,氧化铝的溶出率为80.73%.溶出的铝酸钠溶液经碳分可获得体积平均粒径6.50μm及白度值96.9的氢氧化铝.     

原硅酸钙在铝酸钠溶液中的反应行为

以CaO和SiO2为原料合成2CaO·SiO2,通过测定SiO2浓度分析原硅酸钙反应活性的变化规律;基于质量守恒,计算渣中钠硅渣和钙硅渣分配比例.实验结果表明,在铝酸钠溶液体系中,反应时间的延长、氧化铝浓度的升高均有利于原硅酸钙的分解和溶出液中二氧化硅浓度的升高,溶出液中二氧化硅浓度最高增幅可分别达到9.97倍和11倍;同时,温度升高会显著促进原硅酸钙的分解与钙硅渣的生成,在136 ℃反应1 h后二氧化硅总反应率可达43.06%;在铝酸钠溶液中加入碳酸钠,可能因"协同效应"而促进原硅酸钙的分解;铝酸钠溶液苛性比变化对原硅酸钙的分解影响不明显.随着纯铝酸钠、碳酸钠和氢氧化钠溶液浓度的升高,原硅酸钙的Zeta电位绝对值增大,其原因可能是溶剂化层相应的Al(OH)4-,CO32-和OH-含量增多,有利于原硅酸钙的分解.     

铝酸钠溶液蒸发过程中的结垢与防垢

以氧化铝生产中种分母液为对象,研究铝酸钠溶液蒸发过程中碳酸钠和硫酸钠等杂质盐的析出行为及其影响因素.采用对比实验法,研究防垢添加剂对减缓铝酸钠溶液蒸发过程中加热面结垢的影响.研究结果表明随着苛性碱浓度的升高,铝酸钠溶液中碳酸钠和硫酸钠的平衡浓度明显降低;随着温度降低,碳酸钠和硫酸钠的平衡浓度下降;根据实验结果提出铝酸钠溶液中碳酸钠和硫酸钠平衡浓度与氢氧化钠浓度、温度等因素的定量变化关系式;GR-12、GR-3、GR-4 等添加剂防垢效果明显,可降低结垢量60%～70%,有效减缓加热面结垢的形成速度, 并抑制溶液中硅的析出.     

碳酸盐在铝土矿溶出过程中的脱除行为

采用XRD,XRF,SEM-EDS和PSD等检测手段,系统研究了不同石灰添加量、溶出温度、晶种添加量和碳酸盐质量浓度下一水硬铝石型铝土矿高压溶出过程中铝酸钠溶液中碳酸盐含量的变化规律及其脱除机理.结果表明:铝酸钠溶液中碳酸盐质量浓度为25g·L^-1时,氧化铝溶出和碳酸盐脱除的最佳条件为:石灰添加量为11%,溶出温度为270℃,此时氧化铝的溶出率和碳酸盐的脱除率分别为72.47%和68.95%.具有板条状结构的霞石(Na₆(Al₆Si₆O₂₄)·Na₂CO₃·2H₂O)为脱除碳酸盐时的主要产物.铝酸钠溶液中碳酸盐质量浓度在25g·L^-1以下时碳酸盐更易脱除.     

氧化铝熟料溶出二次反应过程SiO_2进入铝酸钠溶液的动力学机理

基于采用较高液固比(20∶1)的实验条件,避免了因硅酸钠与铝酸钠反应形成水合铝硅酸钠(钠硅渣),可将氧化铝熟料溶出二次反应动力学过程分为SiO_2进入铝酸钠溶液和Al_2O_3损失两个动力学过程,详细研究了SiO_2进入铝酸钠溶液过程的动力学行为. 通过选择合适的动力学模型对实验数据进行处理,获得了该过程的动力学方程. 方程表明,该过程的表观活化能较小,仅为24.86kJ·mol~(-1),说明其过程发生需要突破的活化能能垒较小,相应反应较易发生,其动力学机理与表面化学反应有关,也与扩散有关. 铝酸钠溶液中Al_2O_3质量浓度对过程的影响远远大于铝酸钠溶液中Na_2CO_3质量浓度和NaOH质量浓度的影响,因此认为熟料溶出过程中,导致SiO_2进入铝酸钠溶液的原因主要是熟料中的硅酸钙与NaAl(OH)_4相互作用.     

从粉煤灰中提取氧化铝熟料溶出过程工艺研究

对粉煤灰和石灰石烧成的熟料在碳酸钠溶液中的溶出过程进行研究,探讨碳酸钠用量、溶出温度、溶出时间及液固比等工艺条件对熟料溶出中Al2O3和SiO2溶出效果的影响。研究结果表明:在碳酸钠用量约为理论量的1.0倍,溶出温度为50～60℃,保温时间为40～60 min,液固比为3～4的条件下,熟料中Al2O3的溶出率大于82%,溶出液中Al2O3质量浓度约为36 g/L,溶液的硅量指数铝、硅质量比大于46;溶出产生的钙硅渣成分及其质量分数为:Al2O3 2.60%,SiO2 24.31%,CaO 58.40%,Fe2O3 1.79%,TiO2。0.49%,Na2O 0.53%;熟料的主要物相为γ-2CaO.SiO2和CaCO3。     

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.     

膜电解在碱溶碳分法氧化铝生产工艺中的应用

对碱溶碳分法氧化铝生产工艺中直接影响离子交换膜电解效果的碳分母液除杂方案、电解槽结构设计、阳极评选、阳极区碳酸钠电解液浓度及电解深度、阴极区氢氧化钠浓度、操作温度、电流密度等关键技术及要素进行了初步的设计、研究和评估。研究表明：碳分母液中少量残留的铝酸根可以通过添加适量碳酸氢钠下调pH值至10.2以下,絮凝析出再滤除,然后直接移接氯碱厂的电解技术方法。电解碳酸钠生产氢氧化钠和碳酸氢钠的适宜的操作条件为：阳极Na₂CO₃溶液浓度1.5～1.8mol/L,阴极NaOH溶液浓度5～7mol/L,电解温度80～85℃,电流密度1000～2500A/m²,电解深度85～90%。采用析氧过电位较低的镍涂钌电极作阳极替代钛涂钌阳极,可以降低槽压400mV,但其耐过钝化腐蚀性能有待研究提高。     

高铝粉煤灰拜耳法溶出渣碱回收

针对高铝粉煤灰拜耳法溶出渣进行了脱碱工艺研究,考察了［n(C)/n(S)］(CaO与SiO₂物质的量比)、反应温度、反应时间、液固比及体系碱浓度等对脱碱的影响,同时考察了脱碱过程对氧化铝溶出率的影响.结果表明:添加石灰的方式可以实现高铝粉煤灰拜耳法溶出渣中氧化钠的脱除,并回收部分氧化铝;反应温度对氧化钠和氧化铝回收率均造成显著影响,而［n(C)/n(S)］仅对氧化钠的溶出率影响较大;在温度260℃、氧化钠质量浓度小于80g/L、液固比4、［n(C)/n(S)］为1.8、反应时间2h条件下,脱碱率为91.2%,氧化铝回收率为28.0%;拜耳渣脱碱过程物相由水合铝硅酸钠向水化石榴石及铁水化石榴石转变.     

氢氧化钠焙烧硼精矿提取硼砂的研究

为更加合理、有效的利用硼精矿,针对目前硼精矿冶炼过程中存在的问题提出工艺改进,以辽宁硼精矿为原料,采用氢氧化钠钠化焙烧的方法处理得到熟料,熟料经溶出、过滤、分离得到B_2O_3溶液和提硼渣,碳分含硼溶液得到硼砂产品.考察了碳分温度、碳分终点pH值和碳分B_2O_3浓度对硼砂回收率的影响.最佳工艺条件为:碳分温度20℃、碳分终点pH值9. 5、碳分B_2O_3浓度25 g/L,该条件下硼砂回收率为84. 6%.采用XRD、SEM和ICP分析了硼砂产品的组成、结构和成分,结果表明,该硼砂为晶型发育良好的块状结构,且纯度为97. 6%.     

由氢氧化铬渣制取工业氧化铬产品的工艺

针对氢氧化铬渣进行了无害化处理研究,考察了Na OH质量浓度、液固质量比、浸出温度、搅拌速率、浸出时间等条件对铬渣中Al的脱除率的影响.实验结果显示,在温度为100℃、Na OH质量浓度为150 g/L、液固质量比为7∶1、搅拌速率为400 r/min、浸出时间为3.5 h的条件下,铬渣中Al的浸出率可以达到92.69%.碱浸渣水洗脱碱后,在950℃条件下煅烧90 min,最终得到的产品中氧化铬的含量可达到97.23%,经过CIE L*a*b*表色体系测定,由铬渣制取的氧化铬产品偏绿,适用于工业用途.     

Preparation of ultrafine silica from potash feldspar using sodium carbonate roasting technology

A novel process was developed for the preparation of ultrafine silica from potash feldspar. In the first step, potash feldspar was roasted with Na₂CO₃ and was followed by leaching using NaOH solution to increase the levels of potassium, sodium, and aluminum in the solid residue. The leaching solution was then carbonated to yield ultrafine silica. The optimized reaction conditions in the roasting process were as follows: an Na₂CO₃-to-potash feldspar molar ratio of 1.1, a reaction temperature of 875°C, and a reaction time of 1.5 h. Under these conditions, the extraction rate of SiO₂ was 98.13%. The optimized carbonation conditions included a final solution pH value of 9.0, a temperature of 40°C, a CO₂ flow rate of 6 mL/min, a stirring intensity of 600 r/min, and an ethanol-to-water volume ratio of 1:9. The precipitation rate and granularity of the SiO₂ particles were 99.63% and 200 nm, respectively. We confirmed the quality of the obtained ultrafine silica by comparing the recorded indexes with those specified in Chinese National Standard GB 25576―2010.     

某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究

采用浸出、电渗析等试验方法研究了尼日利亚高磷鲕状赤铁矿中磷的赋存状态并采用XRD和SEM分析添加脱磷剂Na2CO3直接还原焙烧产物的特性.结果表明,含磷矿物主要是呈微细粒包裹体嵌布在铁矿物鲕粒的裂隙或孔洞中的纤磷钙铝石(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4))、蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)以及均匀分散在铁矿物中的磷.通过添加脱磷剂Na2CO3的还原焙烧磁选可实现高效铁磷分离.磷通过两种方式去除:一部分含磷矿物与金属铁分离,存在于脉石矿物中,通过磨矿磁选可以有效去除,一部分含磷矿物与Na2CO3反应生成溶于水的磷矿物,最终使得还原铁产品中的磷含量降低.     

添加剂对钛精矿固相碳热还原强化作用的比较

利用热重分析法研究了硅铁、硼砂、碳酸钠三种不同添加剂对钛精矿固相碳热还原行为的影响.对这三种添加剂的TG,DTG,DSC曲线进行分析,结果表明硅铁会使钛精矿在还原过程中的失重率减少;而碳酸钠和硼砂会使钛精矿在还原过程中的失重率增加.三种添加剂都可以使达到最大反应速率时的温度降低.碳酸钠和硼砂可以显著提高其最大反应速率,分别提高了013%/min和018%/min;硅铁使最大反应速率降低.其强化还原机理为硅铁为反应提供一定热量,提高了反应体系的温度;硼砂促进还原过程中反应物的传输;碳酸钠可以增强碳的气化反应.     

低品位钼精矿的钼提取研究

采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.     

黑铜泥综合回收工艺研究

以黑铜泥为原料,分别以硫化钠浸出法、酸浸法、碱浸-硫浸联合法进行黑铜泥综合回收的实验研究.结果表明:硫化钠浸出法与酸浸法均不易实现黑铜泥中Cu、As、Sb的有效分离,而碱浸-硫浸联合法的分离效果较好,在NaOH物质的量浓度1mol/L、液固比为10∶1、反应时间为6h、温度80℃的条件下,黑铜泥中As的浸出率为92%,Cu、Sb的浸出率均低于3%.碱浸渣中的As、Sb采用硫化钠浸出,对硫浸液进行氧化处理可获得砷酸钠和锑酸钠产品.     

F对CaO-Al2O3-SiO2三元系铝酸钙熟料烧结和浸出性能的影响

以分析纯化学试剂为原料,研究了不同F含量的CaO-Al2O3-SiO2三元系铝酸钙熟料的自粉性能、烧结规律和Al2O3的浸出性能,并通过XRF,XRD,SEM-EDS等手段探索了其作用机理.结果表明:F的加入不影响β-2CaO·SiO2向γ-2CaO·SiO2转变,熟料的自粉性良好;F对铝酸钙熟料的物相组成产生明显影响,促进2CaO·Al2O3·SiO2和11CaO·7Al2O3·CaF2相的生成,并减少12CaO·7Al2O3,CaO·Al2O3相的生成;生成的2CaO·Al2O3·SiO2进入渣中造成Al2O3浸出率降低;当F的质量分数为0~20%时,Al2O3的浸出率随着F含量的增加急剧下降,由9501%降至70%左右;铝酸钙熟料中F的质量分数应低于05%.     

漂浮阳极泥中铋的提取与三氧化二铋的制备

漂浮阳极泥经过盐酸浸出、稀释水解、氢氧化钠中和得到氯氧铋,氯氧铋经过氢氧化钠转化制备得到三氧化二铋.当盐酸浓度为6mol/L,固液比为1∶5,反应温度为80℃,反应时间为1h时,漂浮阳极泥中锑和铋浸出率分别达到99.17％和99.08％.当稀释比为8∶1时,盐酸浸出液中锑水解率为98.13％,铋水解率仅为8.8％.稀释后液中加入氢氧化钠溶液,当pH为1.5时,铋水解率达到99.5％,水解产物氯氧铋(BiOCl)中铋、氧、氯的质量分数分别为54.23％,19.30％和14.61％.氯氧铋再次经过盐酸浸出,稀释水解,氢氧化钠沉淀得到氯氧铋.除杂后氯氧铋经过硫酸洗涤、氢氧化钠转化,当氢氧化钠浓度为6mol/L,液固比为3∶1,反应温度为80℃时,反应2h后过滤,用0.5mol/L盐酸洗涤得到形貌为纤维状、晶型为单斜的α-Bi2O3,氧化铋纯度达到99.81％.     

二段种分法制备氢氧化铝微粉的工艺

为了研究煤矸石酸法提取物硫酸铝的应用及氢氧化铝精细化生产过程,进行了二段种分法制备氢氧化铝微粉的工艺研究.用煤矸石酸法提取的硫酸铝和拜耳法精制的铝酸钠稀释后的溶液反应,生成的浆液经放置老化后即得活性晶种.用活性晶种进行铝酸钠溶液的一段种子分解和二段种子分解,制备氢氧化铝微粉.同时研究了制备过程中种子浆pH、分解温度、种子比值、分解时间、铝酸钠溶液α_k及铝酸钠溶液质量浓度对分解率、氢氧化铝微粉颗粒粒度的影响.结果表明,煤矸石提取物硫酸铝做晶种引发剂,在一定的工艺条件下可制得白度大于99%、Fe₂O₃质量分数小于0.006%、SiO₂质量分数小于0.05%、吸油值小于0.70 mL/g、粒度在0.5~6 μm的氢氧化铝微粉.