高炉烟尘中锌的浸出动力学研究

采用酸浸法回收高炉炼铁烟尘中的锌,研究了硫酸浓度和浸出温度对锌浸出速率的影响,并分析了锌的浸出动力学。结果表明,其浸出过程动力学方程遵从“未反应核缩减”模型,浸出动力学方程为1-2/3R-（1-R）2/3=kt,其浸出反应活化能为12.7 kJ/mol,浸出过程为内扩散过程控制,表观反应级数为0.94817。提高反应温度和硫酸浓度,均能加速锌的浸出,提高锌的浸出率。     

电炉渣醋酸溶液浸出过程动力学模型

建立了粒度为0.038～0.075 mm电炉渣在0.5 mol/L醋酸溶液中恒温水浴浸出过程的动力学模型和浸出产物Ca2+的溶解度模型.研究表明:试验条件下浸出产物的溶解度不是限制浸出反应动力学的控速环节,浸出液中钙离子的转化率随着温度和浸出液浓度的升高而增大;电炉渣醋酸浸出过程动力学模型可用带有自阻系数的Drozdov方程来描述,通过实验数据拟合,模型自阻系数在1.35～1.45范围递增,曲线拟合的相关度大于0.99.根据Arrhenius方程计算得到,电炉渣醋酸浸出过程反应表观活化能为1.743 kJ/mol,表明电炉渣醋酸浸出过程是由固态膜扩散控速的.     

循环流化床灰中铝的浸出行为及动力学研究

以煤矸石电厂循环流化床粉煤灰(CFB灰)为原料,研究了CFB灰中Al2O3酸浸出行为的影响因素及其酸浸出过程动力学。试验结果表明:盐酸浓度6 mol/L、酸浸温度110℃、酸浸时间180 min、液固比为4:1,KF加入量为15%,Al2O3的浸出率为68.46%。CFB灰中Al2O3的浸出过程受扩散和化学反应控制,符合典型的"未反应核收缩模型"。其反应动力学方程可用1-(1-α)1/3=k’t来描述,反应表观级数为1.0875,反应活化能为21.186 kJ/mol。     

混合铜矿酸浸动力学实验与计算

以混酸(H2SO4+HNO3)为浸取剂研究了混合铜矿浸出动力学,详细考查了温度、粒度以及浸取剂的浓度对反应速率的影响.结果表明:浸出过程的控制步骤为化学反应过程,浸出过程的表观活化能为45.73 kJ/ml,根据研究结果建立了反应的动力学方程.     

钾长石焙烧熟料的浸出动力学

以钾长石和Na2CO3焙烧熟料为原料,研究其在NaOH溶液中的浸出动力学. 考察了在不同温度和搅拌强度条件下SiO2浸出率与时间的关系. 结果表明,SiO2浸出的优化工艺条件为：浸出温度95℃、搅拌强度400 r/min、熟料粒度74~89 mm、NaOH溶液浓度0.2 mol/L和浸出时间80 min. 在该条件下,SiO2浸出率可达99%. 熟料浸出过程受无固体膜生成的化学反应和外扩散混合控制. 浸出过程分为两个阶段：0~10 min为反应前期,10~80 min为反应后期,表观活化能分别为15.24和29.94 kJ/mol. 前期和后期的浸出动力学方程分别为1-(1-a)1/3=7.074exp[-15239/(RT)]t和1-(1-a)1/3=45.85exp[-29940/(RT)]t.     

富钾板岩?脱硫石膏?碳酸钙焙烧产物钾盐的回收及其水浸动力学

针对难溶性钾岩的利用问题,研究了富钾板岩-脱硫石膏-碳酸钙体系焙烧产物中钾盐的回收及其浸出动力学.结果表明,焙烧产物主要是Ca_2SiO_4,CaO,K_2SO_4,Ca_3Al_2O_6等,其中K_2SO_4可通过水浸分离提取,在液固比2 m L/g的条件下搅拌浸出,浸出平衡时的钾离子浓度为14.98 g/L,浸出液蒸干结晶物K_2SO_4含量为91.28%.提高温度(T)、增大搅拌速率(r)和减小焙烧产物粒度(d)可提高浸出速率,水浸出过程符合扩散控制的溶解过程模型,通过多元线性回归得到钾盐浸出动力学方程为dc/dt=(9.567′10~(-3)T-1.699′10~(-3)d+7.561′10~(-4)r-2.668)(0.0722-c).     

火试金灰皿在乙酸-H2O体系中铅的浸出动力学

火试金灰皿是铅试金灰吹过程产生的废物,其综合处置对减少重金属污染和铅资源循环利用具有重要意义。灰皿主要成分为Al2O3和烧结MgO,熔点分别高达2054和2852℃,严重影响火法熔炼的正常进行。实验选用乙酸-H2O体系,可以有效避免镁铝氧化物的影响,分析了铅的浸出热力学过程,考察了乙酸过量系数、浸出温度、反应时间、搅拌速度、液固比等因素对铅浸出率的影响,并进行了浸出动力学研究。结果表明,溶液中乙酸根离子摩尔分数增加,铅离子与乙酸根离子更易形成难电离的乙酸铅络合物;在乙酸过量系数1.6、液固比6:1、温度80℃、搅拌速度200 r/min、反应40 min的优化条件下,铅的一次浸出率为98.31%,浸出渣进行二次浸出,浸出率为95.53%,总浸出率达99.96%;铅的浸出过程符合缩粒反应模型,反应速率受扩散控制,符合1-2/3φ-(1-φ)2/3=kt动力学方程,反应表观活化能Ea=38.949 kJ/mol。     

铝土矿渣浸取动力学研究

研究了铝土矿渣与硫酸反应动力学,试验结果表明:铝土矿矿渣与硫酸反应受温度影响较大,浸出过程符合化学控制为主的收缩未反应芯模型;反应动力学方程为:1-(1-x)1/3=kt,k=216 exp[-33900/RT].     

选择性浸出低品位钙质磷块岩动力学研究

用柠檬酸作为浸出剂研究了贵州织金低品位钙质磷块岩的浸出动力学,结果表明,氧化钙的浸出率随柠檬酸的质量分数增加而增大,矿石粒度对浸出率的影响效果不显著;浸出过程可以用一级未反应芯缩核模型较好地描述,其动力学方程为1-(1-a)~(1/3)=3.67×10~4e~(-36.63/RT_t),表观活化能为36.63kJ/mol,动力学控制步骤为化学反应控制。     

HCl-NaCl浸出铅锑合金氧化吹炼渣过程中锑的浸出动力学

用液-固多相反应的收缩未反应核模型研究了在HCl-NaCl浸出铅锑合金氧化吹炼渣过程中锑的浸出动力学. 详细考察了浸出温度、盐酸浓度、颗粒粒度对锑的反应速率的影响. 研究结果表明,从铅锑合金氧化吹炼渣中浸出锑过程的控制步骤为固膜扩散,表观反应级数为0.2775. 在实验选取的温度范围内,反应的表观活化能为7.656 kJ/mol. 根据研究结果,建立了浸出锑的宏观动力学方程.     

烧结工艺参数对铝酸钙炉渣体系物化性能的影响

在铝酸钙炉渣最佳物料配比条件下,应用XRD和激光粒度分析等手段研究了温度和保温时间对铝酸钙炉渣体系物相组成、粒度和氧化铝浸出性能的影响. 结果表明,当温度低于1450℃时,炉渣处于固相反应区,反应速度缓慢,并含有相当一部分的难浸物质2CaO×Al2O3×SiO2,降低了炉渣的自粉率和浸出性能. 当温度在1450℃以上时,炉渣中出现液相,反应速度加快且进行比较完全;炉渣主要物相为12CaO×7Al2O3和g-2CaO×SiO2,自粉和浸出性能良好. 保温时间对炉渣物相和粒度影响不大,但略微降低了氧化铝浸出率.     

活化煤气化粗渣盐酸浸取机理研究

考察了颗粒粒径、盐酸浓度和浸取温度3个条件对活化煤气化粗渣（简称活化渣）中铝、铁、钙离子浸取率的影响,并对浸取机理进行了研究。实验结果表明,活化渣为钙铝黄长石（2CaO·Al2O3·SiO2）与三氧化二铁（Fe2O3）的固溶体,与盐酸反应后颗粒粒径不断减小,钙离子较铝、铁离子优先浸出,其浸取过程符合化学反应控制的缩芯模型,相应的表观活化能为71.3 kJ/mol;钙离子浸出后活化渣颗粒成为疏松多孔材料,铝、铁离子的浸取过程则符合 Avrami模型,二者的浸取反应均受内扩散控制,表观活化能分别为24.7 kJ/mol和22.5 kJ/mol。     

Leaching calcium from phosphogypsum desulfurization slag by using ammonium chloride solution: Thermodynamics and kinetics study

Phosphogypsum(PG) desulfurization slag is a calcium-rich residue from reductive decomposition of PG using sulfur as the reductant. We proposed a technology of preparation light calcium carbonate with PG desulfurization slag, which mainly contains two steps: leaching and carbonizing. In this work, we concentrated on the former, in which ammonium chloride aqueous solution was utilized as leaching agent to extract calcium from the slag, and conducted thermodynamics and kinetics study on it. Fact Sage software was employed to do thermodynamic and phase equilibrium diagram calculations. The influence of leaching conditions including agitation speed, initial concentration of leaching solution, reaction temperature, and liquid/solid ratio on the calcium leaching rate was discussed in detail by means of experiment optimal design. A kinetic model developed from the shrinking core model was given to describe the leaching process. The apparent kinetic activation energy(Ea) of the leaching reaction was calculated to be 10.58 k J·mol~(-1).     

低冰镍转炉渣中钴的氧压酸浸行为及其动力学

研究了转炉渣中钴氧压硫酸体系选择性浸出过程的行为及其动力学。通过改变搅拌速度、反应温度、硫酸浓度、氧分压、物料粒度以及反应时间等浸出条件,考察钴浸出率的变化及影响,获得转炉渣中钴的浸出动力学规律。结果表明,钴的浸出率随着温度、酸度、氧分压的增加而增加;硫酸质量浓度大于0.4 mol·L^-1会导致铁大量溶出;浸出过程符合未反应芯收缩核模型,前期受化学反应控制,然后转变为混合控制,后期受固体产物层扩散控制。化学反应控制和固体产物层扩散控制过程的活化能分别为43.19 kJ·mol^-1 和10.49 kJ·mol^-1。化学反应控制过程对硫酸浓度、氧分压及粒度的反应级数分别为0.79、0.85和 -0.95。     

攀西高锰稀土矿泥盐酸浸取稀土动力学

采用盐酸浸取攀西高锰稀土矿泥,考察了浸取反应温度、矿石粒度及盐酸浓度对浸取速率的影响. 结果表明,当盐酸浓度为2 mol/L时,浸取过程符合缩核模型,表观活化能为9.59 kJ/mol,属内扩散控制,宏观动力学方程为：K=(4.15?10–4)/r02 · exp(9590/RT); 当盐酸浓度大于2 mol/L时,矿石中的锰被大量浸出,其结构被破坏,浸取过程为混合控制.     

西南稀土矿黑色风化矿泥还原浸锰的动力学

对西南稀土矿黑色风化矿泥进行了亚硫酸钠还原浸锰动力学研究,考察了浸出反应温度、矿石粒度对浸出速率的影响,求出了表观活化能为11．0kJ／mol．其浸出过程可用缩核模型描述,属于内扩散控制,其动力学方程为：     

氨法浸出锌冶金渣尘提锌工艺及动力学研究

锌冶金渣尘作为一种重要的锌二次资源,来源广、储量大、具有较高的综合回收利用价值。以NH₃-CH₃COONH₄-H₂O为浸出体系,考察粒度、反应时间、搅拌速度、液固比、总氨浓度、NH₃与NH₄⁺物质的量比和温度对锌浸出率的影响,结果表明：控制浸出温度为25 ℃、总氨浓度为5 mol/L、液固体积质量比为5 mL/g、n（NH₃）/n（NH₄⁺）=1:1、搅拌速度为300 r/min、浸出时间为60 min,在此条件下锌的浸出率可达84%。含锌冶金渣尘浸出动力学分析显示,浸出反应表观活化能为22.66 kJ/mol,锌浸出过程的浸出速率受固体膜层扩散及界面化学反应共同控制,并获得了浸出锌的动力学速率方程。     

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.     

Oxidative leaching kinetics of molybdenum-uranium ore in H2SO4 using H2O2 as an oxidizing agent

The processing of molybdenum-uranium ore in a sulfuric acid solution using hydrogen peroxide as an oxidant has been investigated. The leaching temperature, hydrogen peroxide concentration, sulfuric acid concentration, leaching time, particle size, liquid-to-solid ratio and agitation speed all have significant effects on the process. The optimum process operating parameters were: temperature: 95°C; H₂O₂ concentration: 0.5 M; sulfuric acid concentration: 2.5 M; time: 2 h; particle size: 74 μm, liquid-to-solid ratio: 14 ∶ 1 and agitation speed: 600 rpm. Under these experimental conditions, the extraction efficiency of molybdenum was about 98.4%, and the uranium extraction efficiency was about 98.7%. The leaching kinetics of molybdenum showed that the reaction rate of the leaching process is controlled by the chemical reaction at the particle surface. The leaching process follows the kinetic model 1 ? (1?X)^1/3 = kt with an apparent activation energy of 40.40 kJ/mole. The temperature, concentrations of H₂O₂ and H₂SO₄ and the mesh size are the main factors that influence the leaching rate. The reaction order in H₂SO₄ was 1.0012 and in H₂O₂ it was 1.2544.