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。     

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.     

CaO-TiO_2-SiO_2-NaAlO_2体系的反应行为研究

研究了Ca O-Ti O2-Si O2-Na Al O2体系下以锐钛矿为主的反应行为:热力学确定了平衡固相及其相对稳定程度;动力学计算反应级数、活化能,判断反应控制机制;钙化实验确定具体反应、分析了反应行为.结果表明Ca O-Ti O2-Si O2-Na Al O2体系的溶出反应行为如下:在质量比m(Ti O2)/m(Ca O)=1.42,m(Ti O2)/m(Si O2)=0.49,时间1 h,搅拌转速300 r/min,Na2O的质量浓度mk=220 g/L,分子比αk=3.1的条件下,Ti O2进入碱液生成Na2Ti O3,然后与Na Al(OH)4,Na2Si O3反应生成Al4Ti2Si O12,随温度升高Al4Ti2Si O12分解,生成钠硅渣和水化石榴石,温度继续升高,Ca Ti O3峰的强度逐渐超过其他物相成为钙化渣的主体,锐钛矿最终转型为稳定的Ca Ti O3,转变起始温度260℃.     

硼镁石真空铝热炼镁还原渣提取高白氢氧化铝

以煅烧硼镁石为原料真空铝热还原炼镁得到的还原渣中富含12CaO·7Al2O3,该还原渣可通过氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液溶出得到铝酸钠溶液和富硼料,铝酸钠溶液通过碳酸化分解可制备氢氧化铝.以硼镁石铝热炼镁所得还原渣为原料,研究了溶出温度、时间、碳酸钠及氢氧化钠质量浓度对氧化铝溶出率的影响,并对碳分产物进行性能研究.结果表明,在氢氧化钠质量浓度12g/L,碳碱质量浓度210g/L,溶出时间120min,溶出温度95℃,液固比为6的条件下,炼镁还原渣中氧化铝的溶出率为8521%.氢氧化铝产品为α-Al(OH)3,白度大于98,SEM显示其晶粒小于1μm.     

大洋多金属结核高压低质量分数碱浸过程中SiO_2溶出行为

为提高综合利用率,对大洋多金属结核碱浸进行预处理研究,考察大洋多金属结核高压低质量分数碱浸过程中Na OH初始质量分数、反应温度、液固比、浸出时间等因素对SiO_2溶出影响,并对高压碱浸脱硅动力学进行研究。研究结果表明:在浸出温度为180℃、质量分数为10%Na OH溶液、液固比为3.0:1.0条件下反应70 min,可制得118.51 g/L的Na2Si O3溶液,其余Na2Si O3以方沸石(Na(Si2Al)O6?H2O)形式析出,SiO_2高压浸出反应的表观活化能为50.08 k J/mol,遵循化学反应控制的收缩核模型。通过高压低质量分数碱浸可选择性浸出其中的SiO_2,并生成有良好吸附性能的方沸石,而不破坏有用金属元素晶格结构,所得浸渣锰质量分数为30.72%以上。     

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.     

利用硫酸铵焙烧工艺提取硼精矿中的硼

为了更加合理有效地利用硼精矿,以辽宁硼铁矿经磁选得到的硼精矿为原料,采用硫酸铵焙烧的方法处理得到熟料,将熟料加水溶出、固液分离得到含硼溶液和提硼渣,含硼溶液用于提取硼酸,提硼渣可用于提取SiO2和MgO.通过单因素实验考察了焙烧温度、焙烧时间、铵矿比对B2O3浸出率的影响.通过正交试验得到提取B2O3的适宜工艺条件为:焙烧温度400℃,焙烧时间90 min,铵矿比1.6,该条件下B2O3的浸出率可达85%以上.对原料及提硼渣进行化学成分和物相组成分析,结果表明本工艺可使大部分硼化物生成可溶物并被提取出来,可实现硼精矿的绿色综合利用.     

熔融态高钙高磷钒渣氧化钠化—水浸提钒

采用XRD对钠化高钙高磷钒渣(11.48%V2O3、13.71%Ca O、0.78%P2O5)熟料的物相组成进行了分析,并研究了钒渣熟料提钒的最佳实验参数。结果表明:在Na2CO3加入量相对较少时(35%),V存在于Na4V2O7、Na3VO4、Na1.33V2O5和Na Ca VO4中,随着Na2CO3加入量的增加,Na4V2O7和Na Ca VO4会进一步与Na2CO3反应转化为Na3VO4;钒渣熟料中P存在于水溶性Na3PO4中;当实验条件如下:Na2CO3加入量为40%,液固比为5∶1 m L/g,浸出温度为90℃,浸出时间为4min,搅拌速度为150 r/min,高钙高磷钒渣熟料浸出率可超过90%。可见,熔融态高钙高磷钒渣氧化钠化水浸提钒的方法可行。     

采用烧结法处理高铁赤泥回收氧化铝

利用氧化铝热力学数据库,对高铁赤泥炉料烧成过程中的相关化学反应进行热力学计算,并在此基础上,研究烧成温度、烧成时间、炉料配比等烧成工艺条件对高铁赤泥炉料烧成效果的影响.研究结果表明赤泥炉料的配钙量可以在较宽的范围内变化,并且在烧成过程中可能生成不溶盐类,导致熟料中氧化铝的溶出率降低;延长烧成时间和增加配料铁酸钠含量均有利于烧结;高铁赤泥炉料的最佳配料是 熟料中Na2O·Fe2O3 质量分数为10%～12%,钙铁摩尔比为1.0～1.2;烧成工艺条件是温度为1 000～1 050 ℃,烧成时间为30～40 min.在最佳配料和烧成工艺条件下,当熟料中氧化铝含量为15%左右时,熟料中Al2O3 回收率可达85%～90%.     

由钾长石焙烧渣的酸化溶液制备高纯Al(OH)_3

以钾长石焙烧渣的酸化溶液为原料,Na_2CO_3溶液为沉淀剂制备高纯Al(OH)_3.实验考察了溶液终点pH值、反应温度、陈化时间、Na_2CO_3质量浓度对沉铝率的影响,得到优化工艺条件.采用化学成分分析,XRD,SEM,FTIR对Al(OH)_3粉体进行表征.结果表明:在反应温度50℃的条件下,加入质量浓度为300 g/L的Na_2CO_3溶液调节Al_2(SO_4)_3溶液,使其终点pH值至4.8,控制陈化时间40 min,沉铝率可达99%.得到的Al(OH)_3粉体为非晶态结构,颗粒均匀,表面粗糙,有团聚现象.     

碱熔融焙烧SiO_2和Zn_2SiO_4反应过程分析

以自制SiO_2和分析纯Zn_2SiO_4为研究对象,NaOH为反应介质,考察了反应温度、物料配比和反应时间对硅提取率的影响.碱熔融焙烧SiO_2的合适反应条件:反应温度450℃,NaOH与SiO_2物质的量比2.4∶1,反应时间60 min.二氧化硅与NaOH反应先生成Na_2SiO_3,随温度升高逐步转化为Na_4SiO_4.碱熔融焙烧Zn_2SiO_4的合适反应条件为反应温度500℃,NaOH与Zn_2SiO_4物质的量比20∶1,反应时间150 min.Zn_2SiO_4与NaOH反应生成Na_2ZnSiO_4和Na_2ZnO_2,在350℃硅氧四面体反应得到Na_2SiO_3,随升温转化为Na_4SiO_4.     

从硼泥中提取硅、硼的新工艺

以硼泥为原料,硼泥与碳酸钠混合后在900℃下焙烧2h,采用碱浸法回收焙烧后硼泥中的SiO₂和B₂O₃.通过TG-DSC曲线分析了焙烧阶段的反应过程.通过单因素试验研究了碱浸阶段:n(NaOH)/n(SiO₂)、反应温度、反应时间、液固质量比等条件对硼泥中的SiO₂和B₂O₃提取率的影响.通过正交试验,确定了影响SiO₂提取率各因素之间的主次关系依次为:n(NaOH)/n(SiO₂)＞液固质量比＞反应时间＞反应温度,影响B₂O₃提取率各因素之间的主次关系为:反应时间＞反应温度＞n(NaOH)/n(SiO₂)＞液固质量比.最佳的回收条件:n(NaOH)/n(SiO₂)为25,反应温度为50℃,反应时间为40min,液固质量比为8,在此条件下SiO₂的提取率为83.11%,B₂O₃的提取率为75.28%.     

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.     

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.     

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25 g·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25 g·L^-1以下时碳酸盐更易脱除.     

稻壳碱溶活化制备P型分子筛

以农业副产物稻壳为硅源、 硫酸铝为铝源, 通过炭化、 碱溶和水热合成工艺, 无需老化过程及添加晶种制备了洗涤助剂P型分子筛, 并考察了硅铝比、 碱度比、 反应时间和反应温度对合成分子筛的影响. 实验结果表明, 分子筛合成的最佳条件为： n(Na₂O) ∶n(SiO₂)=1.43, n(SiO₂) ∶n(Al₂O₃)=4,  n(H₂O) ∶n(Na₂O)=18.3, 在85 ℃反应8 h. 产品的XRD和SEM表征表明, 上述条件下合成的P型分子筛产品具有较高的结晶度, 无杂相且晶粒细小, 其Ca^2+交换容量可达330 mg/g.     

低钙铝酸钙熟料的物相转变和浸出性能

以分析纯CaCO_3,Al_2O_3和SiO_2为原料,研究了n_(CaO)/n_(Al2O3)=1.0,w_(Al2O3)/w_(SiO2)=3.0时物料的熔化温度以及熟料的物相组成、自粉化性能和氧化铝浸出性能.结果表明:物料熔化温度为1 392℃;烧结温度为1 350℃时熟料物相为CaAl_2O_4,Ca_(12)Al_(14)O_(33)和γ-Ca_2SiO_4,自粉化性能和氧化铝浸出性能良好,氧化铝浸出率为93.37%;1 400℃物料局部熔化,非均相的形成造成物料扩散受阻和物相分布不均匀,阻止β-Ca_2SiO_4向γ-Ca_2SiO_4转化,熟料自粉化性能变差,且有Ca_2Al_2SiO_7生成,二者均使氧化铝浸出性能变差,氧化铝浸出率仅为74.50%;1 450℃物料完全熔化,熟料自粉化性能和氧化铝浸出性能得到改善.