硫酸/硫酸铵混合助剂焙烧粉煤灰提取Al_2O_3

以H_2SO_4和(NH4)2SO_4作为混合助剂对粉煤灰进行焙烧处理,考察了混合助剂添加量、焙烧温度对Al2O_3提取率的影响。利用扫描电子显微镜和X射线衍射对焙烧熟料和水浸残渣的微观形貌和物相组成进行表征。结果表明:混合助剂可以将粉煤灰中的Al2O_3转变为NH4Al(SO_4)2。当混合助剂中H_2SO_4和(NH4)2SO_4的摩尔比为1.5,混合助剂中的SO_42-与粉煤灰中的Al2O_3的摩尔比为4;以速率为7℃/min升温至400℃焙烧2 h,80℃浸取1 h,液固比为20 m L/g时,Al2O_3提取率可以达到84.7%。     

CaCl2-NaCl混合助剂分解钾长石提取钾的实验研究

CaCl2和NaCl按一定比例混合作助剂焙烧分解钾长石提钾,对产物的物相组成及分解反应过程进行了研究. 结果表明,混合助剂能缩短分解反应达到平衡的时间,在较低的焙烧温度和较短的焙烧时间下获得较高的提取率,且温度越低或时间越短效果越明显,在焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,混合助剂的钾提取率为93.65%,比CaCl2高22.57%,比NaCl高39.56%. 超过700℃后,体系进入快速反应阶段,混合助剂有效降低了分解反应温度,适宜的焙烧温度为800~890℃.     

难溶性含钾矿石中提钾技术的研究进展

难溶性钾矿资源在我国拥有相对丰富的储量,可用来制备矿物钾肥。采用不同的方法分解钾矿物,将非水溶性钾转化为水溶性钾,能够达到高效利用难溶性钾矿资源的目的。本文介绍了难溶性钾矿的提钾工艺技术,主要包括烧结法、高温熔融法、水热法、低温分解法等,并对提钾工艺进行了比较详细的描述,简单分析了难溶性钾矿提钾技术的发展方向。     

绢云母的焙烧提钾实验研究

以CaCl2、CaSO4、CaCO3、NaCl和NaOH为助熔剂对四川地区的绢云母矿进行了焙烧提钾试验,结果表明:助剂CaCl2、NaCl及NaOH用量与绢云母矿质量比为0.3∶1时,钾的浸出率分别高达45.46％、54.51％和66.70％;以CaCl2为助剂,进一步研究焙烧温度、添加剂用量、焙烧时间以及矿粉粒度等条件对提钾效果的影响,并通过正交实验确定了最佳提钾条件:绢云母矿粉与助剂质量比为1∶1.2,焙烧温度为900℃,焙烧时间为40 min.在最佳条件下焙烧后,熟料经过水浸,钾的浸出率为81.86％.通过对焙烧前后样品及水浸后的不溶物的XRD分析,初步确定了焙烧过程中的主要物相变化及反应机理.     

一种烧制钾钙肥助剂的研究

利用不溶性含钾岩石和石灰石为主要原料,适量添加硫酸钠作为反应助剂,经高温煅烧制备出钾钙肥。对助剂硫酸钠的加入量、烧结温度、烧结时间进行了研究,得到了烧制钾钙肥的优化条件。     

从钽铌尾矿制备氯化铷的工艺研究

针对钽铌尾矿开展了制备氯化铷的工艺研究,主要考察了工艺参数如焙烧助剂类型和用量、焙烧温度、焙烧时间等对铷浸出效果的影响。结果表明,以氯化钠和无水氯化钙混合为焙烧助剂,矿样与氯化钠、氯化钙质量比为1∶0.5∶0.5,焙烧温度为850℃,焙烧时间为20 min,液固质量比为3,浸出时间为20 min,在此条件下铷的浸出率可达92.33%。浸出液经"净化除钙、蒸发浓缩、分馏萃取、反萃、浓缩结晶"工艺过程可制备出纯度≥99.0%的氯化铷产品,总提取率达73.33%。     

利用钾长石矿泥制钾钙肥

试验研究了钾长石在以硫酸钙、碳酸钙等为添加剂的体系中生产可溶性钾的工艺条件.采用单因素实验法对物料粒度、配比、焙烧温度、时间、助剂种类及用量进行研究.结果表明,在钾长石矿泥、硫酸钙、碳酸钙物质的量比为1∶1∶18、焙烧时间为3h、焙烧温度为1050℃时,制出的钾钙肥可溶性钾含量为4.89％.在焙烧时间2h、焙烧温度为1000℃时,添加助剂硫酸钠3.0％,制出的钾钙肥可溶性钾含量为5.76％.     

低品位钾盐助剂焙烧与水浸及结晶制备钾盐

采用助剂焙烧?水洗浸出?钾盐结晶分离工艺从低品位钾长石中提取钾盐,分析了分解机理与浸出动力学. 结果表明,加入复合助剂分解效果较好,在钾长石:氯化钙:碳酸钠?1:0.5:0.1(?)、800℃焙烧4 h及液固比1 mL/g、80℃水洗2 h的条件下,钾提取率可达91.88%. 使用CaCl2?NaCO3复合助剂能降低矿石分解温度,水洗浸出阶段主要受内扩散控制.     

表面活性剂对乙醇汽油增溶性研究

乙醇汽油是极具发展潜力的清洁可再生燃料,影响乙醇汽油推广应用的关键是它的稳定性问题.本研究通过测定乙醇汽油混合物的浊点变化,考察了表面活性剂及助剂对含水乙醇汽油的增溶性.实验表明,异构醇类助剂对乙醇汽油有较好增溶性;复合助剂比单一助剂效果好,其中混合助剂异戊醇和异丁醇效果最好;乳化剂SP-80对含水乙醇汽油具有很好的增溶性,比异构醇类助剂效果好,并且随着加入量的增加,效果更加显著;乳化剂SP-80和助剂异戊醇复配效果最好,当SP-80体积分数为1.0％,异戊醇体积分数为1.0％时,乙醇汽油的相分离温度达到-35.0℃.     

高磷高铁氧化锰矿硫酸化焙烧与水浸制备锰电解液

为克服传统工艺的缺点,采用氧化锰矿硫酸化焙烧-水浸方法制备电解锰电解液,将氧化锰矿与硫铁矿混合高温焙烧,使四价锰还原成水溶性的二价锰,并在焙烧过程中完成硫酸化过程,生成水溶性MnSO4,而其他杂质元素生成难溶性的氧化物用水直接浸出,避免其进入电解液,不用传统工艺中的酸浸,有利于环保. 通过实验得出在S/Mn摩尔比为3、焙烧温度600℃、焙烧时间270 min的最优工艺条件下,Mn的综合浸出率可达85.6%. 表明本工艺路线是完全可行的.     

Extraction of potassium from K-feldspar via the CaCl2 calcination route☆

The extraction of potassium from K-feldspar via a calcium chloride calcination route was studied with a focus on the effects of the calcination atmosphere, calcination temperature and time, mass ratio of CaCl2 to K-feldspar ore and particle size of the K-feldspar ore. The results demonstrated that a competing high-temperature hydrolysis reaction of calcium chloride with moisture in a damp atmosphere occurred concurrently with the conversion reaction of K-feldspar with CaCl2, thus reducing the amount of potassium extracted. The conversion reaction started at approximately 600 °C and accelerated with increasing temperature. When the temperature rose above 900 °C, the extraction of potassium gradually decreased due to the volatilization of the product, KCl. As much as approximately 41%of the potassium was volatilized in 40 min at 1100 °C. The mass ratio of CaCl2/K-feldspar ore significantly affected the extraction. At a mass ratio of 1.15 and 900 °C, the potassium extraction reached 91%in 40 min, while the extraction was reduced to only 22%at the theoretical mass ratio of 0.2. Optimal process conditions are as follows:ore particle size of 50–75μm, tablet forming pressure of 3 MPa, dry nitrogen atmosphere, mass ratio of CaCl2/ore 1.15:1, calcination temperature of 900 °C, and calcination time of 40 min. The XRD analysis revealed that a complex phase transition of the product SiO2 was also accompanied by the con-version reaction of K-feldspar/CaCl2. The SiO2 product formed at the initial stage was in the quartz phase at 900 °C and was gradually transformed into cristobalite after 30 min.     

少量石灰石煅烧生成氧化钙的活性分析

采用静态方法模拟悬浮态反应过程,对少量小粒径的石灰石样品进行煅烧,分析了不同的煅烧温度、煅烧时间、物料质量及粒径对氧化钙的活性影响。结果表明：少量的小粒径石灰石煅烧时,随着煅烧温度和煅烧时间变化,氧化钙活性变化较大;在900 ℃煅烧温度下,随着物料质量减少,物料以稀散状态分布,碳酸钙分解迅速加快,需要的煅烧时间大幅缩短,氧化钙的活性大小逼近悬浮态实际情况。     

磷石膏和钾长石制硫酸钾的试验研究

萃取磷酸生产中副产的大量固体废弃物磷石膏已成为制约磷复肥工业发展的重要因素.针对我国可溶性钾矿资源严重匮乏,而钾长石储量丰富,指出了利用磷石膏与钾长石生产硫酸钾具有现实意义.试验研究了 KAlSi3O8—CaSO4—CaCO3体系的配料比、焙烧温度、焙烧时间、助剂、焙烧样粒度对焙烧产物中 K2O收率的影响,确定了在 n(KAlSi3O8)∶n(CaSO4)∶n(CaCO3)=2∶1∶6配料比下,最适宜的工艺条件为:焙烧温度1000℃、焙烧时间2.0h、助剂 Na2SO4用量为反应物料总量的7%,焙烧产物粒度为74~84μm(180~200目),钾长石中 K2O收率达90%以上.     

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。     

造纸白泥的分解和碳酸盐化特性

造纸白泥作为一种碱性工业废弃物占据了大量的土地资源,其资源化利用是一个有待解决的问题。白泥用于工业烟气中CO2的回收是一种有效的资源化利用方式,然而其中还存在一些机理问题有待研究。本文利用热重分析（TGA）技术对造纸白泥和天然石灰石的煅烧分解特性和碳酸盐化特性进行了对比研究。结果表明,在相同煅烧条件下,白泥的分解速率较石灰石快得多,因此完全煅烧所需时间更短。经过相同的煅烧过程后（850℃,纯N2,15min）,白泥煅烧产物的碳酸盐化转化率低于石灰石煅烧产物,可能原因在于白泥煅烧产物较石灰石煅烧产物具有更低的比表面积。碳酸盐化温度（600～700℃）对白泥和石灰石煅烧产物碳酸盐化的影响规律相似,升高温度对快速碳酸盐化阶段的反应速率没有明显影响,但是延长了快速反应阶段的持续时间,提高了碳酸盐化转化率。     

复合添加剂在湿法烟气脱硫中的应用研究

为提高湿法烟气脱硫(WFGD)中脱硫剂石灰石的脱硫效率,本实验采用自制微型化仿真喷淋式烟气脱硫实验装置研究了表面活性剂十二烷基硫酸钠(SDS)/十二烷基磺基甜菜碱(DSB)复配作为添加剂对石灰石脱硫性能的影响.实验结果表明:复合添加剂最佳组成为SDS:DSB=3:2+Na2SO4(0.01 mol/L).当石灰石脱硫液...     

氯化钙和氯化钠分解钾长石提钾的动力学实验

采用焙烧法对添加氯化钙和氯化钠混合助剂的钾长石体系进行动力学实验,结果表明,改变反应温度、助剂用量和钾长石粒度,分解反应过程符合Ginstling-Brundshtein动力学方程,根据Arrhenius经验公式,求得分解反应表观活化能为58.6 kJ/mol,比氯化钙体系降低68.34 kJ/mol,比氯化钠体系降低...     

Preparation and characterization of potassium sodium niobate nanofibers by electrospinning

In this work, we describe the electrospinning of (K,Na)NbO₃ fibers and the effect of calcination temperature on the final phase composition. The envisaged application is for the fabrication of ferroelectric sensor hybrid materials. A solution of potassium acetate, sodium methoxide, and niobium ethoxide dissolved in methanol, acetylacetone, and acetic acid was mixed with polyvinylpyrrolidone (PVP) dissolved in methanol, producing a viscous solution for electrospinning. Confirmation that the proposed equation on the average diameter of fibers produced from high viscosity solutions was larger than that of a lower viscosity solution was made. A scanning electron microscopy (SEM) study showed the fibers to be cylindrical, smooth with diameters of around 400 nm and an aspect ratio >1000. The electrospun fibers were calcined from 700°C to 1050°C observing the fiber morphology. With increasing calcining temperature, the grain size increased. The calcined (K,Na)NbO₃ nanofibers were brittle and generally found to display the “necklace effect.”