红土镍矿中MgSiO_3在NaOH亚熔盐体系中的浸出反应机理

根据硅镁型红土镍矿中镁硅酸盐存在形式,采用化学沉淀法合成Mg Si O3,通过正交实验考察反应温度、反应时间、液固比和Na OH浓度对Mg Si O3在Na OH亚熔盐体系中的浸出过程的影响,得出优化实验条件为:反应温度为210℃,反应时间为180min,液固比为6:1,Na OH浓度为80%。在优化实验的基础上,采用Raman光谱对反应过程进行在线检测,利用XRD和IR光谱分析反应后的水浸渣结构变化,解析Mg Si O3在Na OH亚熔盐体系中的反应机理。结果表明:在反应过程中,Si O4中的Si—O被破坏,Na OH介入硅酸盐晶格中,其中间产物为Mg2Si O4和Na2Mg Si O4,Mg2+经过碱浸过程可以脱离Si O4阵列,以Mg(OH)2形式从其硅酸盐中得以释放。     

熔融NaOH分解橄榄石型硅酸盐的反应机理

采用熔融NaOH分解Mg2SiO4和MgNiSiO4,采用拉曼光谱对碱熔融过程进行在线检测,利用X射线衍射仪和红外光谱仪等分析碱融后的水浸渣,研究硅酸盐在熔融碱中的分解机理。结果表明:NaOH对Mg2SiO4中Mg离子的释放是逐次进行的,其中间产物为Na2MgSiO4;MgNiSiO4在碱熔融分解过程中,Ni离子优先于Mg离子从硅酸盐阵列中释放;镁和镍橄榄石型硅酸盐中的Mg—O和Ni—O最终都可以被Na—O替换,生成Na4SiO4。     

低品位软锰矿碱浸预脱硅-流化焙烧制备锰酸钠（英文）

采用低浓度碱浸对低品位软锰矿进行预脱硅处理,考察NaOH浓度、液固比、浸出温度、浸出时间及搅拌速率对硅浸出率的影响,研究碱浸过程动力学。结果表明:在NaOH起始浓度为20%、液固比为4:1、浸出温度为180°C、浸出时间为4h、搅拌速率为300r/min的条件下,硅浸出率达到91.2%。缩核模型表明,碱浸过程受化学表面反应控制,其表观反应活化能为53.31kJ/mol。通过正交试验对脱硅渣流化焙烧制备锰酸钠的条件进行优化,在硅浸出率为91.2%、NaOH/MnO_2质量比为3:1、焙烧温度为500°C、焙烧时间为4h的条件下,锰酸钠的转化率为89.7%,且锰酸钠转化率随硅浸出率的升高而增加。     

20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2的合成与氧化铝的浸出性能

使用分析纯试剂配料,在1 500 ℃、保温1 h的条件下得到了四元化合物20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2 (C20A13M3S3),研究了其氧化铝浸出性能,并通过XRD和SEM等分析了其在碳酸钠溶液中的作用机理.结果表明:C20A13M3S3具有一定的氧化铝浸出能力,其浸出率随着浸出时间的延长而提高,并在浸出2 h后达到最大值68.87%,低于同条件下12CaO·7Al2O3的氧化铝浸出率(92.78%);C20A13M3S3和Na2CO3反应的主要产物为NaAl(OH)4和CaCO3,并含有少量的Ca2SiO4和Mg(OH)2;生成的Ca2SiO4具有较高的活性,浸出2 h后,其分解率可达到19.35%.     

采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。     

梯级碱溶分步提取废弃电路板中有价金属

根据带元器件废弃电路板多金属料成分特点,采用梯级碱溶处理工艺,实现多金属料中有价金属选择性分离。该工艺由低碱浸出和高碱氧化浸出两级组成。第一段主要实现Al的选择性分离,最佳工艺条件:NaOH溶液浓度1.25 mol/L,与多金属料液固比为10:1,浸出温度30℃,浸出时间30 min;第二段主要实现Zn、Pb、Sn与Cu的选择性分离,最佳工艺条件:初始NaOH溶液浓度5mol/L,体系溶液(80%的碱溶液+20%的H_2O_2溶液)与低碱浸出渣液固比10:1,H2O2溶液滴加速度0.4 m L/min,浸出温度50℃,浸出时间60 min。在此优化工艺条件下,金属的浸出率依次为Al 91.25%,Zn 83.65%,Pb 79.26%,Sn 98.24%;此外,98%以上的Cu和100%的贵金属在高碱浸出渣中富集。     

煤系硫铁矿浮选尾矿热化学活化脱硅制备铝精矿

提出热活化脱硅技术处理某煤系硫铁矿浮选尾矿制备铝精矿,对制备氧化铝精矿的工艺制度及脱硅机理进行研究。结果表明:该尾矿适宜的热化学活化脱硅制度为活化焙烧温度1 150℃、焙烧时间15～20 min、碱浸溶硅温度125～140℃、溶出时间30 min、NaOH浓度140 g/L。在此条件下,对Al2O3和SiO2含量分别为46.22%和28.33%(质量分数)的硫铁矿浮选尾矿,焙砂SiO2溶出率达到71.91%,所得铝精矿中Al2O3含量达69.29%,铝硅比5.59。XRD结果表明:硫铁矿尾矿中伊利蒙脱石、高岭石和叶腊石等铝硅酸矿物在焙烧过程中活化分解生成无定形SiO2和少量莫来石,与此同时,一水硬铝石转变成α-Al2O3。在焙砂的碱浸过程中,无定形SiO2溶解于NaOH溶液被脱除,而α-Al2O3和莫来石不能溶解,同时生成的水合铝硅酸钠(Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2)将导致SiO2溶出率降低。焙烧过程中尾矿中的黄铁矿转化为赤铁矿、锐钛矿部分转化成金红石,在碱浸过程中它们均不会溶解而进入铝精矿中。     

赤泥碱性阴离子浸出优化及溶解行为（英文）

赤泥是氧化铝工业生产过程中产生的高碱性固体废弃物。基于单因素-正交实验开展赤泥碱性阴离子浸出特性研究,结合多级浸出实验探讨最佳浸出条件、碱性阴离子分布特征、关键碱性离子类型及其溶解行为。结果表明:在液固比2 mL/g、浸出温度30°C、浸出时间23 h、2次浸出条件下,可溶性碱性阴离子(CO~(2-)_3,HCO~-_4,Al(OH)~-_4,OH~-)的最佳浸出率达86%;赤泥1次浸出液中,88%的阴离子来源于可溶性碱(NaOH、碳酸盐、碳酸氢盐、NaAl(OH)_4),12%的阴离子来源于化学结合碱(方解石、钙霞石、水化石榴石);在最佳浸出条件下,可溶性碱性离子浸出总浓度为69.78 mmol/L,CO~(2-)_3约占75%;碳酸盐溶解反应的表观活化能为10.24k J/mol,这主要受固膜扩散控制。     

碱浸钨矿工艺、设备与技术更新

碱浸钨矿的湿法冶金原理分析 ,使钨冶金工作者开始重视碱用量、浓度、硅酸盐、磷酸盐、铝酸盐及活性氧化物等易与钙生成溶度积低、化学稳定性强的净化沉淀试剂 ,抑制碱浸操作中液 -固分离发生返钙现象及矿浆 (Na OH - H2 O系中 )允许钨的(Na2 WO4)溶解量的重要性和实践意义。提出钨冶金工厂生产工艺、设备技术创新措施 ,并指出其发展方向。     

20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2的合成与氧化铝的浸出性能

使用分析纯试剂配料,在1500℃、保温1h的条件下得到了四元化合物20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2（C20A13M3S3）,研究了其氧化铝浸出性能,并通过XRD和SEM等分析了其在碳酸钠溶液中的作用机理。结果表明：C20A13M3S3具有一定的氧化铝浸出能力,其浸出率随着浸出时间的延长而提高,并在浸出2h后达到最大值68．87％,低于同条件下12CaO·7Al2O3的氧化铝浸出率（92．78％）;C20A13M3S3和Na2CO3反应的主要产物为NaAl（OH）4和CaCO3,并含有少量的Ca2SiO4和Mg（OH）2;生成的Ca2SiO4具有较高的活性,浸出2h后,其分解率可达到19．35％。     

NaOH碱熔分解CaSiO_3过程中导致硅酸盐结构转变的反应路径（英文）

以NaSiO_3·9H_2O和CaCl_2为原料,通过化学沉积法合成链状硅酸盐(CaSiO_3)。采用拉曼光谱、X射线衍射和红外光谱研究其在NaOH碱熔过程中的分解机制。结果表明,CaSiO_3在碱熔过程中链状结构的硅氧四面体结构逐渐断裂、转变生成岛状结构的硅氧四面体。CaSiO_3分解过程中同时生成3种中间体:Ca_2SiO_4,Na_2CaSiO_4和Na_2SiO_3,最终产物是Ca(OH)_2和Na_4SiO_4。因此,CaSiO_3在NaOH碱熔融反应过程中存在两条反应途径,分别以离子交换和硅酸盐骨架结构改变为主要形式,碱熔过程中硅酸盐结构的变化贯穿于整个反应过程。     

电炉钛渣碱浸除硅、铝机理研究

云南地区电炉钛渣中硅、铝含量较高,而钙、镁含量较低,针对此典型特点,首次提出由电炉钛渣经高压碱浸-高温改性-酸浸除杂制备人造金红石的新工艺。文章侧重研究碱浸除硅、铝的机理与脱除效果。研究结果表明:常压条件下,硅以Na2SiO3形态进入浸出液,浸出率达到65%,铝则以NaAl(OH)4形态进入浸出液,浸出率可达25%;高压条件下,硅的浸出率可达75%,铝的浸出率可达20%。有利于下阶段的高温改性,使TiO2得以富集、析出和长大。     

缅甸某高硫高砷金矿碱浸预处理工艺研究

针对缅甸某高硫高砷金矿中毒砂和黄铁矿包裹金浸出率低的问题,采用碱浸预处理工艺处理该矿石。确定了磨矿时间、固液比等工艺条件,重点考察预处理过程中的pH、催化剂ZNT用量、时间、氧化剂用量等因素对金浸出率的影响。结果表明,用NaOH调节pH=13,磨矿细度?38 μm含量占90%,再添加10 kg/t催化剂ZNT,40 kg/t氧化剂H2O2,在固液比1:6的条件下预处理12 h,能有效去除包裹金的硫和砷。预处理后的矿样在浸金药剂(1^#金虎提金剂) 20 kg/t、矿浆pH=13的条件下浸出24 h,金浸出率提高了近30个百分点。     

高砷烟尘NaOH-Na_2S碱浸过程的金属元素浸出行为（英文）

采用NaO H-Na_2S碱浸方法实现了高砷烟尘中砷的选择性浸出。在砷浸出过程中,探讨了碱料比、硫化钠用量、浸出温度、浸出时间和液固比对各金属元素浸出率的影响。结果表明:在碱料质量比为0.5,硫化钠用量为0.25 g/g,浸出温度为90°C,浸出时间为2 h,液固比为5:1的优化条件下实现了砷与其他金属的有效分离。在优化条件下,砷、锑、铅、锡和锌的平均浸出率为92.75%,11.68%,0.31%,29.75%和36.85%。NaOH-Na_2S碱性浸出过程提供了一种从含砷烟尘中脱除砷的简单有效的方法,同时产生具有利用价值的铅渣。     

铬盐生产工艺中除铝方法的研究进展

主要从固相法和液相法两个方面介绍铬盐生产工艺中铝杂质的脱除方法,固相法重点介绍无钙焙烧法,无钙焙烧熟料中含铝固相产物有铁镁矿(Mg(Fe,Al)2O4)、铝硅酸钠(NaAlSiO4)和铝硅酸镁钠(Na4MgAl2Si3O12)。同时,根据铬矿成分的不同,添加含硅或含铝原料,控制SiO2和Al2O3摩尔比,使铬铁矿中的铝和硅在无钙焙烧过程中转化成为铝硅酸钠和铝硅酸镁钠。铬酸盐熟料浸出过程中,液相中铝化合物主要是铝酸盐。液相法脱除铝杂质与体系的碱浓度密切相关。低碱浓度时,碳分法有利于得到铬酸盐夹带少、易过滤的氢氧化铝;高碱浓度时,首先进行萃取脱碱,降低溶液中碱/铝比例,然后采用种分法得到氢氧化铝沉淀。综述了各种除铝方法的特点,并探讨了除铝方法的发展方向。     

化学法浸出废旧铝电解槽内衬回收冰晶石和碳粉(英文)

采用两步浸出法对铝电解槽废旧阴极炭块进行处理,以分离出冰晶石并提纯炭粉。研究不同温度、浸出时间和液固比对浸出率的影响。结果表明,在NaOH浸出阶段,可溶性化合物Na3AlF6和Al2O3溶解于NaOH溶液中,浸出率达到65.0%,所得炭粉纯度为72.7%;第二步采用HCl浸出得到炭粉,可溶性化合物CaF2和NaAl11O17溶解到盐酸溶液中,浸出率达到96.2%,炭粉纯度达到96.4%。将上述碱浸和酸浸得到的浸出液进行混合以析出冰晶石,在pH=9、温度为70°C下沉积2h,其析出率达到95.6%,所得冰晶石纯度为96.4%。     

Gd10-x（SiO4）6O3-1.5x的制备及热学性能研究

本研究利用固相反应法制备稀土硅酸盐氧基磷灰石Gd10-x(SiO4)6O3-1.5x(x=0,1,1.33)陶瓷材料,用XRD对所合成的Gd10-x(SiO4)6O3-1.5x粉末和烧结得到的块体材料进行分析表征。研究Gd10-x(SiO4)6O3-1.5x陶瓷材料的声子速度和弹性模量。另外,利用激光闪射法测量Gd10-x(SiO4)6O3-1.5x陶瓷材料的热扩散系数,进一步得到热导率。结果表明Gd10-x(SiO4)6O3-1.5x陶瓷材料平均声速小、弹性模量低,热导率低,其中Gd9(SiO4)6O1.5陶瓷材料的热导率最低。     

碱溶法提取粉煤灰中的氧化硅

探讨了常压下高浓度NaOH溶浸粉煤灰提取SiO2过程中粉煤灰粒度、溶浸时间、NaOH初始浓度、液固比、反应温度等因素对SiO2溶出率的影响。结果表明,机械研磨后的粉煤灰在碱浓度为17.5mol.L-1、液固比1.5及130℃溶浸时,反应时间5min~10min内,可使SiO2的溶出率达到72%。提硅后粉煤灰的铝硅比达到3,从而满足石灰烧结法制备Al2O3的要求。用此法处理粉煤灰提硅,具有节能降耗的优点,为粉煤灰的开发利用开辟了一条新途径。     

硫酸氢铵焙烧粉煤灰提取氧化铝(英文)

采用NH4HSO4焙烧法从粉煤灰中提取Al2O3。首先,通过NH4HSO4焙烧和去离子水浸出法提取粉煤灰中的Al和Fe;然后,加入NH4HCO3溶液沉淀浸出液中的Al和Fe,利用NaOH溶液浸出得到的Al(OH)3和Fe(OH)3混合沉淀,所得铝酸钠溶液经碳酸化分解得到纯净的Al(OH)3;最后,煅烧纯净的Al(OH)3制备α-Al2O3产品。通过实验确定各工艺流程的最佳条件。制备的α-Al2O3产品达到YS/T 274-1998标准的工艺指标。     

微细浸染型金矿强化湿法预处理研究

采用两段充气预处理-非氰化工艺浸出微细浸染型金矿,研究了浸出条件对金浸出效率的影响。结果表明,在氧化和碱浸预处理2个阶段充气可提高金浸出率;氧化预处理2 h后,加入氢氧化钠(20 kg/t)碱浸预处理4 h,加入氧化钙(40 kg/t)替代氢氧化钠,用TY-3浸出剂(8 kg/t)浸出4 h,金浸出率可达87.21%。浸出渣的物相分析、扫描电镜观察及X射线能谱分析结果显示,硅酸盐、碳酸盐中的金可被有效浸出,浸出渣中的石英、黄铁矿表面发生腐蚀,部分黄铁矿氧化。