增强型镁铝尖晶石透明陶瓷的制备

以溶胶-凝胶法结合热压及热等静压工艺制备了一系列增强型镁铝尖晶石透明陶瓷(MgO·n Al2O3),研究了n值对粉体物相的影响以及与陶瓷红外透过率、抗弯强度的关系.n值为1.5、2、4时,MgO· nAl2O3粉体仍可保持纯尖晶石相,增强型镁铝尖晶石透明陶瓷MgO·1.5Al2O3在具备与镁铝尖晶石透明陶瓷(MgAl2O4,即MgO· Al2O3)相当的优良中波红外透过率的同时,抗弯强度有大幅提高.     

非化学计量比镁铝尖晶石透明陶瓷的制备及性能

制备了一系列非化学计量比镁铝尖晶石粉体及透明陶瓷( MgO·nAl2O3,n=1,1.5,2,4),研究了n值对粉体物相的影响以及n值与陶瓷中波红外透过率、抗弯强度的关系.n值为1.5、2、4时,MgO·nAl2O3粉体仍可保持纯尖晶石相.MgO·1.5A12O3透明陶瓷在具备与计量比镁铝尖晶石透明陶瓷(MgAl2O4,即MgO·Al2O3)相当的优良中波红外透过率的同时,抗弯强度从152 MPa提高至215 MPa,提高幅度达41％.力学性能的提升有利于镁铝尖晶石透明陶瓷的应用.     

铝源种类对熔盐法合成镁铝尖晶石的影响

分别以分析纯Al2 O3和AlCl3为铝源,以分析纯MgO为镁源,在NaCl和KCl混合熔盐介质中,分别在1000、1100、1200和1250℃保温3 h合成了镁铝尖晶石粉体,研究了试样的物相组成、微观形貌和化学组成.结果表明:1)温度的升高有利于MgAl2 O4的形成和结晶.2)以Al2 O3为铝源合成的镁铝尖晶石在Al2 O3原料表面成核生长,晶体结构随着温度的升高趋于完善;以AlCl3为铝源合成的镁铝尖晶石颗粒粒径约为3μm且呈正八面体结构.     

烧结法合成镁铁铝复合尖晶石

以氢氧化铁、活性氧化铝和轻烧镁粉为原料,外加3％石墨,按质量比37:36:27进行配料,制得φ20 mm×10 mm的试样,经1550℃保温3 h和6 h高温烧成.采用XRD、SEM和EDS等手段对烧后试样的物相组成和显微结构进行表征.结果表明:经过XRD物相分析,保温3 h的试样中物相组成为镁铁铝复合尖晶石相、刚玉相和铁铝尖晶石相三相;保温6 h的试样中存在两种矿物相Mg8.13 Al14.75 Fe1.13O32和Al15.44 Fe6.16 Mg2.32O32;XRD精修处理后,保温6 h的试样中两种镁铁铝复合尖晶石的结构分别为(Mg0.23 Fe2+0.54 Fe3+0.06 Al0.17)Ⅳ(Mg0.03 Fe2+0.065 Fe3+0.02 Al0.88)ⅥO4.000和(Mg0.708Fe0.056Al0.237)Ⅳ(Mg0.154Fe0.0425Al0.8035)ⅥO4.000;通过SEM和EDS微观结构分析,保温3 h的试样由深灰色的FeO·Al2O3和浅灰色的镁铁铝复合尖晶石两种物质组成;保温6 h的试样中FeO·Al2O3和MgO·Al2O3互相扩散,生成两种镁铁铝复合尖晶石,一种呈灰色Mg含量低、Fe含量高,另一种呈亮白色Mg含量高、Fe含量低.     

高铝硅钢渣系物性对钢包衬粘渣的影响

本文研究了高铝硅钢炉渣的熔化温度、物相组成、钢包残砖粘渣层物相结构,探讨了钢包粘渣机理.结果表明,刚玉包衬发生粘渣是因为碱度2左右的CaO-SiO2-MgO-Al2O3系炉渣的熔化温度过高、粘度过大,在浇铸温度下易析出高熔点的镁铝尖晶石.提高炉渣碱度可减少甚至避免镁铝尖晶石析出,进而显著降低高铝渣熔化温度.防止钢包粘渣的合理渣系为:碱度CaO/SiO2在3～8范围,Al2O3含量在25％～40％,MgO含量在10％以下.     

用废弃含碳耐火材料合成方镁石-镁铝尖晶石复相材料

以废弃镁碳砖与废弃滑板为原料,分别按照n(MgO)/n(Al2O3)=1,2,3,4比例进行制样,通过1300℃、1400℃、1500℃保温2h对试样进行煅烧.用X射线衍射仪、扫描电镜及X' Pert plus软件对热处理后试样的组成和结构进行表征.结果发现:以废弃镁碳砖与废弃滑板可以合成出方镁石-尖晶石复相材料,随着废弃镁碳砖引入量增加;试样体积密度降低,显气孔率增加,结构组成中方镁石逐渐增加.煅烧温度的增加促进方镁石与刚玉相形成镁铝尖晶石相.当n(MgO)/n(Al2O3)=3,煅烧温度1500℃时,经煅烧后形成方镁石-尖晶石复相结构中结晶相方镁石含量达到33％,镁铝尖晶石59％,方镁石-尖晶石相间由结晶度较差的玻璃相粘结.     

铝厂污泥合成镁铝尖晶石的结构和性能

采用铝型材厂污泥和碱式碳酸镁为主要原料合成镁铝尖晶石.从热力学角度探讨了镁铝尖晶石生成的条件.采用X射线衍射及相关软件探讨了不同原料配比对合成产物的影响,并对得到的镁铝尖晶石进行了结构和性能表征.结果表明:各样品中镁铝尖晶石均以固溶体形式(Mg0.68Al0.32)(Al0.84Mg0.16)2O4存在;其晶胞参数变化很小;当MgO与Al2O3的摩尔比为137时,镁铝尖晶石含量达到最高,为93%(质量分数),其吸水率为0.31%,显气孔率为0.95%,体积密度为3.6l g/cm3,抗折强度为89.04MPa.     

澳斯麦特铜熔炼炉渣线用后铝铬残砖的分析

对澳斯麦特铜熔炼炉渣线部位使用后的铝铬砖进行了XRD、SEM和EDS分析。结果表明:在使用过程中,铝铬砖中的Al2O3、Cr2O3与渗入熔渣中的FeO反应生成高熔点的铁铝尖晶石和铁铬尖晶石,从而阻止炉渣对耐火材料的进一步侵蚀,延长炉衬的使用寿命;炉渣中的SiO2和CaO主要与砖中的Al2O3反应生成低熔点的硅酸盐相Ca(Al2Si2O8)。     

由高炉渣酸解废液制备镁铝尖晶石粉体

以含Mg2+和Al3+等有价元素的高炉渣酸解提硅废液为原料、尿素为沉淀剂,采用均匀沉淀法制备镁铝尖晶石粉体,研究了其产率及性能. 结果表明,最佳工艺条件为：反应温度100℃,尿素用量为理论用量的10倍,煅烧温度1100℃,保温时间2 h. 加入5%(w) Na2S2O4后,样品中Fe2O3含量从1.70%(w)降到0.49%(w),除铁率达71.2%,白度增加11度. 产品为富铝型镁铝尖晶石,且杂质含量远低于国家标准.     

高铝粉煤灰碳酸钠焙烧与酸浸提铝的动力学

以内蒙古高铝粉煤灰(Al2O3/SiO2质量比1.24)为原料,采用Na2CO3焙烧活化-盐酸浸取法提铝,考察了焙烧温度、时间和碳酸钠/粉煤灰质量比的影响,对焙烧活化及酸浸提铝动力学进行研究,分析了提铝机理. 结果表明,高温活化条件下,粉煤灰中的莫来石及SiO2与Na2CO3反应生成NaAlSiO4, Al2O3和Na2SiO3,酸浸后铝浸出率超过94.99%;活化过程符合Crank-Ginstling-Braunshtein模型,表观活化能为117.06 kJ/mol,活化反应受固膜扩散控制.     

钒渣焙烧-碱浸提钒工艺焙烧过程机理

对钒渣空白焙烧-碱浸提钒,研究了钒渣中钒的转化和溶出规律. 结果表明,焙烧过程中渣中钒铁尖晶石FeV2O4中的钒逐步氧化成VO2和V2O5,并优先与Ca, Mn和Mg等形成钒酸盐;浸出分为低温浸出和高温浸出,低于180℃只能浸出钒酸盐和钒氧化物,高于180℃可浸出固溶在硅酸钙中的钒,钒浸出率达97.63%.     

钠化焙烧转炉钒渣粉体分形生长的演化行为

转炉钒渣焙烧提钒技术效率低,过程涉及化学反应、传递及相变过程,蕴含物相分形生长的动力学行为。对钒渣分形变化规律的研究有助于促进钒的定向转化,进而对工业提钒具有指导意义。根据金相电镜图,使用“周长-面积法”对不同焙烧条件下钒渣粉体分形维数进行计算,得到分形维数变化与物相转化的规律。结果表明,焙烧前硅相、钒相紧密包裹,分形维数数值为1.60~2.00;加入碳酸钠焙烧后尖晶石破坏,钒相逐渐分离,使分形维数小于1.20;随着钠盐加入量的增加,物相分形维数逐渐下降;二次焙烧后,稳定的钒酸钠生成,体系趋于稳定,使得分形维数进一步下降为1.10~1.20。     

复合添加剂对石煤提钒焙烧与浸出工艺研究

利用复合添加剂焙烧、低浓度酸浸出法对石煤矿进行提钒研究,考察了焙烧、浸出两个过程中各种工艺参数对浸出率的影响。实验结果表明,适宜的焙烧、浸出工艺条件为:复合添加剂中添加剂硫酸钠、氯化钠、碳酸钠的最佳质量比为7∶1∶11,焙烧温度为750℃,焙烧时间为2.5 h,浸出温度为50℃,浸出时间为5 h。最佳工艺条件下钒的浸出率可达81.9%,明显高于传统的钠法焙烧工艺。     

准东煤灰提取氧化铝和白炭黑技术研究

为实现准东煤灰的绿色化综合利用,笔者研究设计了从准东煤灰中制取氧化铝和白炭黑的工艺流程,确定了最佳工艺条件,并通过SPSS双变量分析比较不同影响因素对提取率影响程度。试验采用准东煤--将军庙原煤,破碎并用马弗炉模拟煤粉炉静态燃烧方式制取灰样。准东煤灰的成分分析和元素分析表明:SiO2占48.84%,Al2O3占31.26%。参照标准制备灰样,对灰样进行SEM分析,发现粘黏性严重,因此试验前先进行机械研磨。采用煤灰与硫酸铵焙烧法制备氧化铝,工艺分为焙烧过程和酸浸过程。因滤液中含有大量杂质铁、钙等元素,采用pH调节法除杂并对除杂效果进行检验,检验结果为除杂率接近100%。从提铝渣中制备白炭黑分为碱浸过程和多次碳分过程。在提铝工艺焙烧过程中,通过提铝率变化曲线及节能角度确定了各因素的最佳试验条件为:焙烧温度600℃,焙烧时间60 min,焙烧配料比1∶6;在提铝工艺酸浸过程中,得到最佳试验条件为:酸浸温度60℃、酸浸时间20 min、H2SO4浓度0.2 mol/L、酸浸液固比50。从提铝渣制备白炭黑研究中,通过SEM观察到提铝渣疏松多孔,有利于进一步的提硅试验。通过XRD对提铝渣分析,得出提铝渣中含有大量硅、钙元素;用K值法(RIR法)求得提铝渣中Si含量及经提铝后的Si损失率为7.64%。得出碱浸过程最佳试验条件为:碱浸温度60℃、碱浸时间30 min、碱浸NaOH浓度3 mol/L、碱浸液固比70,此时Si提取率为99%。采用多次碳分法进行提硅能够满足不同硅含量纯度要求,得到最佳碱浸工艺条件为碳分pH=9.5、CO2通气速率24 m L/min、碳分NaOH浓度0.2 mol/L、碳分液固比80。通过双变量相关性分析,得到各因素对提铝率、SiO2提取率及H2SiO3沉淀率影响程度大小分别为:焙烧温度>焙烧时间>焙烧配料比,酸浸时间>酸浸温度>H2SO4浓度>酸浸液固比,碱浸液固比>碱浸温度>NaOH浓度>碱浸时间,碳分pH>碳分液固比>碳分NaOH浓度>CO2通气速率。通过经济性及可行性分析,说明提出的工艺能有效实现准东煤灰的绿色化综合利用。从提铝后的滤液中重新提取(NH4)2SO4,实现生产原料的再利用;碳分过程后的Na2CO3溶液可通过加入石灰苛化的方式实现NaOH可循环利用于提取工艺生产;本工艺除生产氧化铝和白炭黑外,还能获得Na2SO4等附加产品。     

钒钛磁铁矿钙化焙烧及其酸浸提钒

对钒钛磁铁矿精矿钠化焙烧水浸提钒和钙化焙烧酸浸提钒的效果进行对比,确定钙化焙烧-硫酸浸出提钒方法,研究了焙烧添加剂Na2CO3,CaO,Ca(OH)2和CaCO3对浸出提钒效果的影响,其中CaCO3的作用最好,确定了CaCO3添加量为10%,1 200℃焙烧时间为1h的优化焙烧条件,得到主要的含钒物相为偏钒酸钙相;偏钒...     

高钙钒比钒渣钠化焙烧熟料浸出条件研究

采用高钙钒比钒渣[钙钒比ω(CaO)/ω(V2O5) 0.32]在适宜钠化焙烧条件下的熟料,通过单因素控制法,进行水浸出和碳酸铵浸出实验. 对比钒渣熟料两种浸出的适宜条件和浸出效果,分析其特点. 对浸出前后的钒渣进行物相分析,考察和对比两种浸出的浸出机理. 结果表明,钒渣熟料水浸适宜条件为,温度90℃,时间30 min,液固比8.0 mL/g. 此条件下的钒浸出率为89.4%;钒渣熟料碳酸铵浸出适宜条件为,温度60℃,时间20 min,碳酸铵含量12%. 此条件下钒的浸出率为90.2%;与熟料水浸相比,碳酸铵浸出钒的浸出率提高0.8%,浸出温度下降30℃,浸出时间缩短10 min;熟料水浸时只有水溶性钒酸盐被浸出,而碳酸铵浸出时水溶性钒酸盐和部分水不溶性钒酸盐都被浸出.     

Two-stage cyclic ammonium sulfate roasting and leaching of extracting vanadium and titanium from vanadium slag

Compared with traditional sodium or calcification roasting process for vanadium extraction from raw vanadium slag (V-slag), ammonium sulfate (AS) roasting could reduce about 470℃ roasting temperature and avoid Cl₂, HCl, sodium-containing waste-water and waste gypsum discharging. To reduce the amount of AS added in vanadium extraction process, an efficient AS two-stage cyclic roasting and acid leaching process was proposed. The result of TG analysis indicates V-slag could be decomposed in 275-380℃ using AS roasting process. Using 2.03:1 total mass ratio of AS to V-slag, 90.86% V and 80.54% Ti could be extracted after 380℃ roasting for 30 min and 8% initial concentration of H₂SO₄ leaching at 70℃ for 100 min. XRD analysis indicates V-containing spinel phase in the 1st stage leaching residue would be efficiently decomposed by the cyclic two-stage roasting and leaching process. Furthermore, the valence of V(III) in raw V-slag was not changed after the 1st AS roasting stage, but a part of V(III) in the 1st leaching residue was oxidized to V(V) after 2nd roasting process.     

二次铝灰硫酸铵焙烧提铝过程氟的迁移规律

采用硫酸铵焙烧-水浸法回收二次铝灰中的铝是实现其无害化与资源化最重要的途径之一。二次铝灰的无害化与资源化利用要求尾渣氟的浸出毒性满足国标要求(无机氟化物质量浓度低于100 mg/L)。二次铝灰中氟的浸出毒性远高于100 mg/L,故需深入研究二次铝灰硫酸铵焙烧-水浸提铝过程氟的迁移规律。借助复合氟离子电极、XRD、XPS、SEM和XRF研究了二次铝灰硫酸铵焙烧-水浸提铝过程氟的迁移转化行为。结果表明,延长焙烧时间、提高焙烧温度、增大硫酸铵配比可促进二次铝灰中的氟进入焙烧尾气;延长浸出时间、提高浸出温度、增大液固比有利于降低浸出渣中氟的含量和占比。在焙烧温度450℃、焙烧时间2 h、物料配比6:1、浸出温度85℃、浸出时间80 min、液固比6:1条件下,二次铝灰中43.85%的氟以气态形式进入尾气,23.92%的氟进入浸出液中,32.23%的氟以AlF3和AlF3?3H2O形式残留在浸出渣中。焙烧尾气经脱氟、喷淋吸收,可转化为硫酸铵;浸出液脱氟后可制备聚合硫酸铝,用作水处理剂;浸出渣的浸出毒性符合国家标准,可用作建筑材料,从而实现二次铝灰的资源化与无害化处理。     

废SCR催化剂钠化焙烧回收钨和钒的机理探究

文章从热力学角度,分别以温度和碳酸钠加入量为变量,用热力学软件HSC Chemistry计算了蜂窝状废SCR催化剂钠化焙烧的过程,得到了相应的相图,并分析了其对钨和钒浸出率的影响。研究了不同动力学条件下钨和钒的浸出率,得到最佳焙烧条件为：碳酸钠加入量为30%、焙烧温度为800 ℃、粒度为75～100 μm、焙烧时间为2～2.5 h。采用XRD和SEM进行物相和形貌分析。从理论和实验上探究了失效SCR催化剂钠化焙烧过程的机理。