含钛钢渣在熔融NaOH体系中焙烧过程及其反应机理

针对高钙、高磷型含钛钢渣的特点,采用Na OH为焙烧剂,考察焙烧温度、焙烧时间、碱矿比对含钛钢渣在熔融Na OH体系中TiO2提取率的影响,并对焙烧过程动力学进行解析。研究结果表明:含钛钢渣在熔融Na OH体系中优化反应条件为焙烧温度450℃,碱矿比6:1,焙烧时间60min;当焙烧温度为350～500℃时,含钛钢渣在熔融Na OH体系中焙烧过程由内扩散控制,反应表观活化能E=10.77k J/mol,其动力学方程可描述为:1-2X/3-(1-X)2/3=1.239exp[-39.4/(RT)]t;含钛钢渣中主要物相Mg2TiO4,Mn Ti2O4和CaTiO3在熔融Na OH体系中焙烧过程中已完全分解,为后续钛的提取创造了有利条件。     

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%.     

碱法浸出石煤中的钒和硅

在石煤提钒工艺中,为了充分利用石煤中的有价元素硅,采用碱浸提钒工艺提取石煤中的钒和硅.经过预焙烧后,可以有效地破坏石煤结构,提高钒硅浸出率.在焙烧温度850℃、焙烧时间2h、浸出温度95℃、浸出时间4h、固液比(g∶mL)1∶1.4、矿碱质量比1.2∶1的条件下,钒的浸出率为86.6%,硅的浸出率为61.4%.     

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.     

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%.     

采用氧化焙烧-酸浸法从高碳石煤中提钒试验研究

针对广西某难浸高碳石煤,比较相同焙烧和酸浸条件下静态焙烧矿和流态化焙烧矿钒的浸出率,优化流态化焙烧矿的酸浸条件。研究结果表明:流态化焙烧矿酸浸钒的浸出率比静态焙烧矿酸浸钒的浸出率平均高24%,所以,在相同焙烧温度、时间下流态化焙烧较静态焙烧更利于钒的浸出;在液固质量比为0.8:1.0,二氧化锰添加量为3%和氢氟酸添加量为2%的条件下,得最佳酸浸条件,即酸矿质量比为0.4:1.0,浸出温度为150℃,浸出时间为6 h,在此最佳酸浸条件下,钒浸出率可达88.26%。     

NaOH-Ca(OH)2分解独居石精矿的研究

为降低独居石分解工艺的加碱量,并提高独居石分解率,本研究在NaOH-Ca(OH)₂体系中对独居石精矿进行焙烧分解,采用XRD对焙烧产物进行物相分析,并结合焙烧矿中稀土元素在盐酸中的浸出率判断独居石分解效果.实验分别研究了NaOH添加量、Ca(OH)₂添加量、焙烧温度以及焙烧时间对独居石精矿分解的影响.结果表明,在NaOH-Ca(OH)₂体系中,独居石精矿分解的最佳工艺条件:NaOH添加量为25%,Ca(OH)₂添加量为20%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为1.5h.该焙烧条件下独居石全部分解为稀土氧化物,浓盐酸对稀土浸出率可达到98%左右.与现有工业生产工艺相比,本研究工艺中碱添加量降低55%左右,独居石分解率提高2%左右.     

软锰矿气固流态化两段焙烧制备锰酸钾

针对锰酸钾的制备过程中碱与锰摩尔比和反应温度较高的问题,以低品位软锰矿为原料,采用马弗炉-石英流化床层二段焙烧工艺,制备锰酸钾的过饱和溶液。同时研究流化床中温度对锰转化率影响的动力学方程。研究结果表明:碱与锰摩尔比和流化床焙烧温度对锰转化率影响较大,最佳实验条件是碱与锰摩尔比为3.2:1,马弗炉焙烧时间为1 h,焙烧温度为400℃,流化床焙烧时间为2.5 h,焙烧温度为260℃,水汽流速为120 L/h,水汽温度为70℃;在此条件下,锰的转化率最高,可达94.4%。流化床反应的表观反应活化能为62.605 k J/mol,反应速率受表面化学反应的控制。     

富硅软锰矿强磁选-碱浸脱硅工艺

对硅锰质量比为3.5:1的富硅软锰矿采用强磁选-碱浸工艺脱硅,通过单因素和正交试验研究强磁选试验中磨矿细度和磁场强度,碱浸试验中反应温度、反应时间、NaOH浓度和液固比对硅脱除率的影响,利用"减缩核模型"研究碱浸过程中反应温度对硅脱除率影响的动力学,并得到相应的动力学方程。研究结果表明:在矿石入选粒度为小于74μm占75%、磁场强度为1273.2kA/m、碱浸反应温度为120℃、反应时间为5.5h、NaOH浓度为16mol/L、液固比(mL/g)为5:1的条件下,得到碱浸渣中硅锰质量比为0.3:1,硅脱除率为81%。碱浸过程受化学反应控制,表观反应活化能为67.77kJ/mol。     

烧碱分解法提取白云鄂博选铌尾矿中的钪

本文采用烧碱分解-盐酸浸出提取白云鄂博选铌尾矿中的钪,研究了矿碱比、烧碱溶液浓度、分解时间等对钪提取率的影响。结果表明:当矿碱比为1∶1.7,NaOH浓度为60%,分解时间为9h时,钪的提取率可达到85.83%。     

岚皋县横沟石煤型钒矿选矿工艺试验及开发利用设想

选择钙法氧化焙烧一酸浸工艺流程从石煤型钒矿石中酸浸提钒,克服了钠化焙烧过程中H2S、Cl2等有毒有害气体的产生。试验表明,焙烧温度、酸的浓度、浸出温度、浸出时间、液固比是影响钒浸出率的重要因素。通过矿石物料粒度、氧化钙添加量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、酸的浓度、浸出液固比等条件实验,获得了钒79％的浸出率。在此基础上提出了安康市石煤型钒矿综合开发利用的框架思路。     

低品位高硫铝土矿静态焙烧脱硫及溶出性能

以低品位高硫铝土矿为原料,通过静态焙烧-活化溶出技术路线,解决脱硫同时兼顾溶出性能。采取XRD,SEM和Materials Studio等手段,分析焙烧脱硫-活化溶出过程中氧化铝及一水硬铝石晶体转变,得出焙烧矿最佳溶出条件,对比分析原矿与焙烧矿溶出动力学。研究结果表明:焙烧促使一水铝石晶体减小,氧化铝晶体变大、结晶更加完整;当静态焙烧温度为600℃和时间为180 s时,焙烧后铝土矿中硫质量分数为0.29%,脱硫率为75.83%;在600℃焙烧90 s时,矿石最佳溶出条件为溶出温度280℃、溶出时间70 min、苛碱质量浓度为245 g/L、CaO添加质量分数10%,此时氧化铝相对溶出率为94.8%;正交实验结果表明影响氧化铝溶出率的主次因素排序为温度、CaO添加质量分数、时间、苛碱质量浓度;原矿与焙烧矿在溶出过程中其表观活化能分别为48.89 kJ/mol和63.99 kJ/mol,氧化铝溶出主要受内扩散控制;焙烧矿和原矿在特定溶出条件下氧化铝相对溶出率(y)与溶出温度(T)之间的关系分别为:y=u(T)=-372.59+2.800 53T-0.004 06T~2和y=u(T)=-563.42+4.324 69T-0.007 14T~2,以焙烧矿经验公式作为参数优化依据,在285℃时氧化铝溶出率为95.63%。     

无焙烧钛白废酸氧压浸出转炉钒渣研究

采用无焙烧直接加压酸浸工艺,以钛白废酸为浸出剂,转炉钒渣为原料进行浸出提钒实验研究.热力学分析表明:可溶性含钒离子在酸性溶液中能够稳定存在.根据浸出实验得出:初始酸浓度是影响酸浸过程的重要因素,在初始酸质量浓度为250g·L-1,反应温度150℃,反应时间40min,液固比12∶1,氧分压02MPa的条件下,钒的浸出率为9851%.不同条件下的浸出渣XRD图谱表明:在钒浸出率增大的过程中,含钒尖晶石相逐渐消失,钛铁矿相发生转化形成锐钛矿相在浸出渣中富集.     

高浓度NaOH浸出红土镍矿中SiO_2的研究

研究了红土镍矿高浓度NaOH浸出的条件.探讨了搅拌强度、温度、NaOH初始质量分数、浸出时间和碱矿质量比对SiO2浸出率的影响.结果表明:搅拌强度600 r/min、浸出温度225℃、初始NaOH质量分数85%、浸出时间90 min、碱矿比5∶1时,SiO2的浸出率可达82.77%.碱浸渣中的铁、镁、镍被富集,其中氧化镍的质量分数由1.29%提高到2.15%.     

以氧化钙为主要原料从铌钽矿富锆尾矿中制备氧氯化锆

对铌钽矿的富锆尾矿与碱石灰在一定温度下熔融 ,经过一系列化学处理来制备ZrOCl2 ·8H2 O的方法进行了研究。结果表明 :在用氧化钙熔融法分解富锆尾矿过程中加入少量NaOH可以大大提高锆的浸出率。进而提出了用廉价的生石灰作原料 ,以少量固体氢氧化钠作为反应助剂来分解富锆尾矿 ,生产氯氧化锆的新方法。确定了相应的反应条件为 :NaOH :CaO :尾矿的质量比 =0 .2 :1 .5 :1 ;熔融温度为 1 2 5 0℃ ,时间 2h。     

白云母伴生铷矿氯化焙烧-水浸法提铷的动力学研究

采用了氯化钙氯化焙烧-水浸法提取白云母中铷的方法.通过氯化焙烧热重-差热分析曲线可知,用氯化钙混合白云母进行氯化反应的温度要比用氯化钠低100℃左右,且用CaCl2氯化比NaCl更有效率.接着考察了氯化焙烧温度对铷提取率的影响,结果表明,只有当氯化焙烧温度提高至800℃后,才可能取得明显的铷的氯化效果,铷的提取率即达96.71％,随氯化焙烧温度升高,铷的氯化速率不断增大,特别是800℃后,铷的氯化速率明显增大,这说明高温有利于铷的氯化焙烧.最终对白云母与氯化钙氯化焙烧过程进行了动力学研究.结果表明,三维界面反应方程能较好地描述该氯化焙烧反应体系,根据阿仑尼乌斯公式计算出来的活化能为42.22kJ·mol-1,说明白云母和CaCl2的氯化过程的确受界面化学反应控制.     

含钼铜精矿氧化焙烧-浸出分离钼研究

四川攀西地区的含钼铜精矿中,由于钼、铜矿物组成复杂,共生关系紧密,提出了氧化焙烧-浸出工艺进一步分离钼。将试样置入焙烧炉中进行氧化焙烧,使硫化物转化为CuO、MoO3、Fe2O3等氧化物后;添加NaOH、H2O与MoO3反应生成可溶性Na2MoO4,浸出渣作为铜精矿产品。研究结果表明:铜、钼等以氧化物形式赋存于焙烧矿中,氧化焙烧矿中的硫含量较低为0.53%,硫以SO2气相形式挥发;在焙烧温度650℃、焙烧时间120 min、氢氧化钠用量为30%、浸出温度60℃、浸出时间120min、浸出液固比2∶1的综合条件下,钼的浸出率为94.24%,铜精矿(浸出渣)中铜的质量分数为24.27%,钼分离效果明显。     

TiO2纳米管负载V2O5催化剂的制备、表征及其在3-甲基吡啶氨氧化反应中的应用

采用10 mol/L NaOH溶液对商品化TiO2进行碱处理制备TiO2纳米管,通过X射线粉末衍射、N2吸脱附、扫描电镜等手段表征了碱处理温度和时间对TiO2纳米管结构和形貌的影响.研究发现:120～150 ℃碱处理生成TiO2纳米管,180 ℃则为纳米棒;400 ℃焙烧后纳米管的BET比表面积大于100 m2/g,而纳米棒的比表面积小于50 m2/g.以TiO2纳米管为载体,采用浸渍法制备V2O5负载的催化剂,拉曼(Raman)光谱、程序升温还原(H2-TPR)分析等表明钒氧物种在TiO2纳米管表面呈高度分散状态.3-甲基吡啶氨氧化反应结果表明,以120 ℃制备的TiO2纳米管为载体负载V2O5催化剂的催化选择性最高.     

低浓度碱强化钢渣固定CO_2

对低浓度碱强化钢渣固定CO_2进行研究。实验在单因素条件下考察碱渣比、搅拌速度、反应温度和液固比对钢渣固定CO_2的影响。研究结果表明:碱渣比、搅拌速度、反应温度和液固比过高或过低均不利于碳酸化反应的进行;碱渣比8%、搅拌速度400 r/min、反应温度80℃、液固比4∶1是强化钢渣固定CO_2的最佳条件。在最佳条件下,以电镀废水替代低浓度的碱进行钢渣固定CO_2实验,结果显示电镀废水的强化效果达到了纯水的160%,纯碱的75%~100%。