碱法提高铝硅矿物的铝硅比

采用NaOH溶液时铝硅矿物进行预脱硅处理,测出溶渣中SiO2和Al1O3的含量,计算得出渣中的铝硅比.考察液固比、溶出温度、溶出时间、碱浓度等因素对铝硅矿物溶出后渣中铝硅比的影响.实验表明,在液固比为40∶1、温度95℃、溶出时间3 h、40%碱浓度条件下,矿物的脱硅率可达55%以上.预脱硅后渣中铝硅比由0.89提高到...     

煤系高岭土脱硅的影响因素研究

碱选择性浸取煅烧高岭土提高铝硅比是目前煤系高岭土研究的一个新方向。本文系统研究了煅烧温度、保温时间、液固比、NaOH质量分数、浸取时间、脱硅次数及原料产地对煤系高岭土脱硅效果的影响,得出最佳脱硅条件,并在此条件下制备出铝硅比为4．62的脱硅高岭土。     

浅谈如何提高火法清理脱硅器的安全性

我国铝土矿的特点是高铝、高硅、低铁,这就决定了烧结法氧化铝生产工艺在我国有着非常重要的地位。随着高品位铝土矿的日益匮乏,烧结法处理低品位铝土矿的优越性将日益突现出来。而烧结法存在生产工艺流程复杂、工艺能耗高等不利因素,尤其是湿法系统的结垢问题,极大地加重了清理检修作业的工作量,成为提高氧化铝产量的严重制约。在湿法系统的脱硅环节,溶液流经的每一根管道、每一个器壁和罐体,都极易结垢（也即钠硅渣）,各个氧化铝生产企业都在积极探索如何减轻脱硅系统的结垢量以及清理脱硅机结垢的有效方法。     

微晶白云母的脱硅工艺研究

以川西地区微晶白云母为原料,主要研究了在不同的煅烧温度、保温时间、NaOH的浸出浓度、浸出时间、固液比等一系列条件对微晶白云母脱硅效果的影响,得出了最佳的脱硅条件,使硅铝比有了一定程度的提高。     

高铝粉煤灰预脱硅碱溶提铝过程中的物相转变规律

采用化学分析和XRF、XRD、激光粒度仪、SEM、FT-IR分析技术,研究了高铝粉煤灰预脱硅及浓碱液提铝过程中的固相变化规律.结果表明,高铝粉煤灰经预脱硅及NaOH浓碱溶液溶出后,碱灰质量比大于6时,Al2O3的溶出率大于85%,尾灰中铝硅质量比降至0.21,铝硅选择性分离.预脱硅过程中莫来石相和刚玉相未被破坏,而所含无定型铝硅酸盐溶解形成羟基方钠石Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2,并附着于颗粒表面导致中值粒径略有增加;浓碱溶液提铝过程中,莫来石及刚玉相完全溶解,形成规则柱状或杆状的NaCaHSiO4及类沸石1.2Na2O’0.8CaO’Al2O3’2SiO2’H2O,中值粒径减小.     

贵州中低品位铝土矿综合利用分析

简要介绍了中国铝土矿资源的整体分布情况,较为详细地分析了贵州修文中低品位铝土矿的化学成分特点、矿物成分特点及XRD特征,综合阐述了中低品位铝土矿在生产氧化铝、耐火材料、化学制品方面以及其他方面的应用情况。认为贵州铝土矿资源丰富,但属于高铝高硅型,且铝硅比较低,除了少数可以用拜耳法来生产氧化铝外,大部分铝土矿属于中低品位铝土矿,在生产氧化铝方面往往采用联合法来处理。对于中低品位铝土矿,除了用于生产氧化铝外,在耐火材料、陶瓷及聚合物等方面的应用也在日渐发展,实现了铝土矿的综合利用。     

高铝粉煤灰伴生资源清洁循环利用技术的构建与研究进展

我国富含硅锂镓的高铝粉煤灰年排放量高达3 000万t以上,但综合利用率不到30%,是西北大型煤电能源基地重大环境生态瓶颈问题。为实现高铝粉煤灰的大规模高值化利用,提出机械-化学协同活化新思路,开展了高铝粉煤灰协同活化-深度脱硅工艺研究,实现了非晶态二氧化硅的深度分离,进一步提出了脱硅粉煤灰矿相重构制备铝硅系列材料、脱硅粉煤灰两步碱溶提取氧化铝2条技术路线。结果表明,高铝粉煤灰深度脱硅后,铝硅比由1.75提高至2.75以上;1 600℃烧结后,莫来石相含量达到88.33%,产品指标达到行业优级标准;脱硅粉煤灰经过两步水热反应,氧化铝提取率达到94.9%,实现锂、镓伴生资源协同利用,将氧化铝行业拜耳法主流工艺用于高铝粉煤灰提取氧化铝的过程;在此基础上构建了多产业链接循环经济体系,为高铝粉煤灰大规模高值化利用提供了新途径。     

含碱硅酸钠溶液的回收和利用工艺研究

添加石灰作为脱硅剂,对含硅酸钠的碱浸脱硅液进行脱硅处理后回收。将脱硅后的碱液对高硅铝土矿进行循环脱硅,考察钙硅物质的量比、苛碱浓度、初始硅浓度及脱硅时间对脱硅率的影响,并在较佳溶液脱硅条件下验证循环脱硅效果。脱硅结果表明,在碱性条件下[ρ（Na₂O）≈100 g/L],将石灰按钙硅物质的量比为1.2进行添加,反应2 h后溶液中二氧化硅质量浓度从约为7 g/L降至约为1 g/L。循环脱硅的结果表明,碱液经5次循环后,铝土矿中的n（Al）/n（Si）均大于7。这不仅为氧化铝工业生产提供了理论指导,也为碱液循环利用提供了一种有效途径。     

预脱硅分选拜尔法新工艺的理论依据和工业化技术

预脱硅分选拜尔法新工艺是我国首次提出的氧化铝工业生产新工艺 ,本文关于预脱硅过程中铝矿物和硅矿物互相解离的研究为新工艺的形成提供了理论依据 ,关于不同温度下生成的水合铝硅酸钠在常压下与石灰反应特性的研究为新工艺的技术经济评价提供了理论依据 ,还对磨矿过程中铝土矿过磨问题和机械分选时细微粒矿物分级等关键技术进行了试验研究 ,论述了新工艺工业化实施的途径 .     

煅烧条件对铝土矿碱溶脱硅效果的影响

以山西孝义铝土矿为原料,破碎、细磨至≤0.088mm后,在不同温度(900、950、1000、1050℃)保温不同保温时间(30、60、90、120、180min)进行煅烧,煅烧产物与150g.L-1的NaOH溶液按质量比1:10混合,搅拌2h后,过滤、洗涤、110℃烘干,然后检测产物中Al2O3和SiO2的含量,以研究煅烧条件对碱溶脱硅效果的影响。结果表明:碱溶脱硅的最佳煅烧条件为1000℃保温90min;碱溶脱硅后,Al2O3的质量分数从原矿的78.18%增加到83.66%,铝硅质量比从原矿的5.68增加到11.65。     

铜冶炼废渣脱硅工艺研究

以铜冶炼废渣[简称铜渣,主要成分为铁橄榄石（Fe₂SiO₄）]为原料,采用钠化焙烧的方法脱除废渣中的硅,研究了以氢氧化钠为钠化剂对铜渣脱硅的影响。首先采用正交实验探究了焙烧温度、矿碱质量比、焙烧时间等因素对铜渣脱硅的影响顺序,在此基础上采用单因素实验研究了铜渣脱硅的适宜工艺条件。结果表明：铜渣脱硅影响因素由大到小的顺序为焙烧温度、矿碱质量比、焙烧时间。铜渣脱硅的适宜工艺条件：焙烧温度为650 ℃,矿碱质量比为1∶1.75（氢氧化钠理论量的4.17倍）,焙烧时间为180 min。在此条件下铜渣钠化焙烧所得产物的水浸渣中二氧化硅的质量分数降至1.74%,脱硅率达到94.5%。焙烧产物及其水浸渣的X射线衍射分析表明,铜渣钠化焙烧脱硅的机理是铁橄榄石转化为铁酸钠和硅酸钠,铜渣中的铁最终以四氧化三铁的形式存在,硅以硅酸钠的形式脱除。     

亚熔盐溶出一水硬铝石型铝土矿过程中赤泥的铝硅行为

对NaOH亚熔盐溶出一水硬铝石型铝土矿过程中赤泥的Al, Si行为进行了研究,通过实验研究了溶出过程的反应温度、碱矿比、添加CaO等主要因素对赤泥成分和物相结构的影响. 结果表明,在相同碱矿比下,温度越高越有利于Al2O3的溶出. 在碱矿比为2、反应温度为180℃、反应时间为2 h的条件下,一水硬铝石完全溶出,赤泥中硅主要以Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2和Na9Al9Si15O48(H2O)27的钠铝硅酸盐形式存在. 亚熔盐溶出过程中添加CaO并不能抑制Si进入溶出液中,甚至会降低Al2O3的溶出率. 但添加CaO可以减少碱的损耗,适于处理中等品位的铝土矿.     

饱和铬酸钠共存苛性碱中铬铁矿的氧化分解行为

为考察铬铁矿苛性碱氧化浸出反应体系循环苛性碱溶液对铬铁矿氧化分解行为的影响,以90℃下饱和铬酸钠共存苛性碱(代替单一苛性碱溶液)作为反应介质,研究了苛性碱浓度、氧气分压、铬铁矿粉粒度、反应温度、反应时间等参数对铬铁矿氧化分解过程的影响规律,分析了铬酸钠与苛性碱的分离效果以及铬酸钠与铝、硅杂质元素的分离效果。研究结果表明,铬铁矿氧化分解的较佳工艺条件为苛性碱浓度50wt%、氧气分压3.2 MPa、铬铁矿粒度小于48 μm、反应温度250℃、反应时间240 min。在较优工艺条件下,铬铁矿中铬元素的浸出率达到95.24%;铬铁矿中浸出的铬有96.36%以铬酸钠晶体的形式在后续浸出渣溶解分离过程中进入溶晶液,而铬铁矿中浸出的铝、硅分别有84.92%和95.04%进入到浸出液中;同时,未参与反应的苛性碱有89.41%保留在浸出液中。与苛性碱单一反应介质氧化分解铬铁矿的过程相比,本工作采用的反应方式将从铬铁矿中浸出的主元素铬、杂质元素铝和硅,以及未参与反应的苛性碱分别调整到溶晶液和浸出液中,获得了较好的分离效果。     

电炉钛渣碱浸除硅、铝与碱浸渣的预氧化焙烧动力学

采用碱浸除杂-预氧化焙烧-活化改性-高压酸浸工艺处理云南地区电炉钛渣,制备高品位人造金红石. 研究了电炉钛渣碱浸除硅、铝的机理,考察了搅拌速率、粒度、温度、NaOH浓度、液固质量比、浸出碱试剂单因素对浸出率的影响,SiO2与Al2O3浸出率高达75%和50%;正交实验结果表明,NaOH浓度为1.5 mol/L、液固质量比为8、温度为沸腾温度(92.7℃)、浸出时间为1 h的条件下,浸出效果较理想;通过碱浸渣预氧化,有60%的TiO2以金红石形态析出,且在低于700℃下过程受界面化学反应控制,扩散较快,表观活化能为31 kJ/mol/, 850℃下过程受扩散控制,随空气流量增大氧化率提高.     

高铝煤矸石铝硅分级提取实验研究

分级研究了热活化条件下高铝煤矸石在盐酸和氢氧化钠溶液中的铝硅溶出行为。采用X射线衍射仪（XRD）、扫描电镜（SEM）和比表面积测定仪（BET）对煤矸石试样做了表征分析。通过正交实验分析了反应温度、反应时间、初始酸碱浓度和固液比对热活化处理后高铝煤矸石中Al2O3和酸浸渣SiO2溶出率的影响。结果表明：酸浸溶出Al2O3反应过程中,固液质量比和酸浸时间对溶出率的影响最为显著,酸浸过程的最优工艺条件：初始盐酸质量分数为20%、酸浸温度为90 ℃、酸浸时间为2.5 h、固液质量比为1∶6,在此条件下,Al2O3的浸取率达82.95%;强碱溶解酸浸渣溶出SiO2反应过程最优工艺条件：碱溶温度为95 ℃、碱溶时间为2.0 h、NaOH质量分数为20%、固液质量比为1∶10,在此条件下SiO2溶出率为69.74%,碱溶温度和碱液浓度对溶出率的影响最为显著。     

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。     

选择性还原氨浸从高硅低品位铜钴矿中提取铜、钴 的工艺及其浸出动力学

研究了非洲高硅低品位铜钴矿氨浸体系下的浸出工艺与动力学。首先采用控制变量法,通过单因素实验,系统研究了浸出剂浓度、添加剂用量、反应温度、反应时间及液固比对铜钴浸出率的影响,其次通过X射线衍射(XRD)、电感耦合等离子体(ICP)和扫描电镜-能谱(SEM-EDS)对高硅低品位铜钴矿和浸出渣的物相及化学成分进行了分析对比。最后,对高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的动力学模型进行分析。结果表明,用硫酸铵作为浸取剂,在硫酸铵浓度为300 g/L、还原剂用量为0.7 g、浸出温度为353 K、反应时间为240 min、液固比为6:1的工艺条件下,铜的浸出率可达97.29%,钴的浸出率可达95.18%。高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的活化能、硫酸铵浓度的反应级数及粒度的反应级数分别为76.06 kJ/mol, 1.50和0.25,表明其应遵循界面化学反应控制,并建立了相应的动力学方程。     

熔盐法活化处理含铬红土镍矿浸出液的铬铝分离及碱液循环

基于Na2CO3, Na2CrO4, NaAlO2在NaOH溶液中的溶解度及NaAlO2的性质,采用蒸发结晶、碳化沉铝、苛化等方法对浸出液中铬、铝进行了分离,并实现了碱液循环. 结果表明,采用分步结晶,一次蒸发排盐终点控制碱液浓度在40%(w),结晶相中为大量NaAlO2和少量Na2CrO4;二次蒸发碱液浓度控制在50%(w),结晶相中为大量Na2CrO4和少量Na2CO3. 一次排盐结晶相溶解后通过碳化方式将铝分离,深度碳酸化后NaAlO2分解率达90.8%;二次排盐结晶相溶解后在90℃、苛化1 h、加钙量为理论量的1.2倍时,苛化率达79.2%,苛化液蒸发后过滤得到较纯的Na2CrO4晶体.     

A new process for Al2O3 production from low‐grade diasporic bauxite based on reactive silica dissolution and stabilization in NaOH‐NaAl(OH)4 media

A new process of Al₂O₃ production from low‐grade diasporic bauxite based on the reactive silica dissolution and stabilization in concentrated NaOH‐NaAl(OH)₄ solutions is proposed and proved feasible. NaOH and Al₂O₃ concentrations and leaching temperature were found to be the main factors affecting the leaching process of reactive silica. The A/S (mass ratio of Al₂O₃/SiO₂) of diasporic bauxite was enhanced from 5.4 to 15 by reactive silica removal under the optimum operation conditions. Two obvious steps control the whole leaching process of reactive silica in NaOH‐NaAl(OH)₄ media: reactive silica dissolution and desilication products (DSPs) precipitation. The kinetics data of two controlling steps fit a shrinking core model based on the calculation of OH^? activity with the aid of OLI platform and an empirical kinetic model well, respectively. Apparent activation energies of reactive silica leaching in the temperature range from 80 to 110 °C are 101.91 and 58.65 kJ mol^?1 for the two steps, respectively. The stabilization mechanism of reactive silica in concentrated NaOH‐NaAl(OH)₄ solution was also elucidated based on the complexation of aluminum‐bearing species and the calculation of supersaturation to DSP. It was found that the concentration of OH^? sharply decreases due to the formation of Al(OH) species with increasing aluminum concentration, suppressing greatly DSP precipitation. This proposed process paves the way for Al₂O₃ production from low‐grade diasporic bauxite with high‐reactive silica content. © 2011 American Institute of Chemical Engineers AIChE J, 2012     

KOH亚熔盐浸出低品位难分解钽铌矿的实验

研究了低品位难分解钽铌矿的KOH亚熔盐浸出条件. 探讨了反应温度、初始KOH浓度、浸出时间和碱矿比等因素对铌和钽的浸出率的影响. 结果表明，铌和钽的浸出率分别可达98%和96%，较现行氢氟酸工艺提高10%以上，提高了难处理钽铌资源的利用率. 用无毒的KOH亚熔盐取代现行工艺中高浓高毒性的氢氟酸作为反应介质，从生产源头消除了F–的三废污染，为钽、铌湿法冶金开辟了一条新的途径.