还原焙烧钛渣盐酸浸出过程的动力学

对钠化焙烧钒钛磁铁矿产生的新型焙烧钛渣,采用盐酸加压浸出方法提钛,根据反应前后物相变化,考察了酸浓度、液固比、反应温度、反应时间等对钛浸出率的影响. 结果表明,加压酸浸的最优条件为反应温度120℃,反应时间2 h,盐酸浓度30%(?),液固比8 mL/g. 该条件下,TiO2浸出率可达95%以上. 根据固体产物层内扩散控制模型的动力学方程和Arrhenius方程,利用焙烧渣在不同反应温度下的转化率与反应时间的关系得出焙烧渣在盐酸体系中常压分解动力学方程为1+2(1?x)?3(1?x)2/3?11.4e?31.2/(RT)t,反应的表观活化能为?31.2 kJ/(mol?K).     

钒渣焙烧-水热碱浸提钒

实验研究了不同条件下钒渣焙烧与NaOH溶液水热浸出对钒浸出率的影响,并分析了过程机理. 结果表明,焙烧温度达700℃以上可实现钒铁尖晶石的氧化分解,850℃焙烧2 h是钒渣空白焙烧的最佳条件,浸出的最佳条件是反应温度180℃、钒渣粒度小于74 mm、反应时间2 h、液固比5 L/g、碱浓度30%(w)、搅拌速度500 r/min. 该条件下钒浸出率达95%以上,无有害气体产生.     

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.     

国内外电炉钛渣制备氯化原料研究进展

介绍了电炉钛渣的特点和生产现状,综述了国内外电炉钛渣制备氯化原料研究进展,认为钛渣-氧化还原改性-酸浸法和钛渣-添加剂改性-选矿分离法是钛渣升级制备氯化原料的主要方法。     

含硫铝土矿预焙烧动力学研究

使用马弗炉、旋转管式炉及流化床对我国含硫一水硬铝石型铝土矿进行预焙烧脱硫性能的研究.考察了焙烧温度、焙烧时间和矿石粒度对焙烧矿中硫含量的影响,并根据实验结果对750~800℃温度范围内不同焙烧方式下矿石脱硫预焙烧动力学进行分析.实验和计算结果表明,不同焙烧方式下焙烧矿中硫含量在750和800℃焙烧温度下均随焙烧时间的延长而下降,马弗炉、旋转管式炉焙烧矿在该焙烧条件下反应表观活化能分别为46.895l和33.090kJ/mol,流态化焙烧反应表观活化能为505.727kJ/mol.     

磷酸活化焙烧-酸浸法富集低品位还原钛渣

以钒钛磁铁矿经煤基直接还原-电炉熔分工艺生产的钛渣为原料,采用磷酸活化焙烧-稀硫酸浸出方法去除杂质提高钛渣品位. 钛渣的物相包括黑钛石、辉石(玻璃相)、塔基洛夫石、镁铝尖晶石等. 考察了磷酸焙烧活化过程中各因素对钛渣晶型转化的影响及稀硫酸浸出过程中各因素对主要杂质(Ca, Mg, Al, Si)浸出的影响,得到优化的工艺条件为：焙烧温度1273 K,焙烧时间100 min,磷酸加入比例7.1%(w),酸浸温度110℃,硫酸浓度5%(w),液固质量比10:1,浸出时间120 min,在该条件下钛渣中TiO2含量由52.54%提高至68.31%.     

铬渣中无定型铝泥碱浸提铝动力学

以含Cr(OH)3和Al(OH)3的铝泥渣为原料,研究渣中Al(OH)3在343～373 K温度内的碱浸动力学.结果表明,在NaOH溶液初始浓度150g/L、液固比15 mL/g、搅拌转速450 r/min条件下,在浸出达到平衡前,铝浸出率与浸出时间呈良好的线性关系,随温度升高,铝浸出达到平衡所需时间不断缩短;在343...     

攀枝花钛渣氧化改性酸浸和微波消解工艺对比

为获得攀枝花钛渣制备高品质富钛料的适宜方法,对比研究了氧化改性酸浸工艺和微波消解工艺,并利用X射线衍射（XRD）、扫描电镜（SEM）对产物进行表征。结果表明：钛渣氧化改性后在常压酸浸工艺中反应活性差,难以有效除杂;微波消解工艺有利于破坏钛渣的致密固溶体,其效果比氧化改性常压酸浸工艺好。在盐酸质量分数为25%、液固比为4 mL/g、压力0.2 MPa条件下,采用微波消解工艺制得了二氧化钛质量分数为88%、铁质量分数为2%~3%、氧化镁+氧化钙质量分数<1.5%的富钛料。该富钛料符合沸腾氯化工艺生产钛白粉对原料的要求。     

改性电炉钛渣矿相解构法制备富钛料新工艺研究

以氧化后的钛精矿电炉冶炼渣为研究对象,采用一段氟化氢铵浸出-二段盐酸浸出的新工艺制备可用于沸腾氯化生产的富钛料原料,从浸出反应热力学和改性钛渣浸出行为两方面进行了系统的研究。氟化氢铵浸出热力学研究表明,氟化氢铵浸出可分解硅酸盐和部分黑钛石,并形成CaMg2Al2F12, CaF2和AlF3沉淀,浸出后杂质元素硅主要以(NH4)2SiF6的形式进入到浸出液中。氟化氢铵浸出实验表明,在氟化氢铵浓度为15wt%、液固比为10:1、温度20℃、浸出时间2 h的条件下,Si, Al, Ti, Fe, Ca和Mg元素的浸出率分别为93.55wt%, 28.03wt%, 3.88wt%, 20.50wt%, 3.40wt%和2.45wt%。浸出渣中主要的物相为金红石、黑钛石和钙镁氟化盐。氟化浸出残渣的盐酸浸出热力学表明,CaMg2Al2F12, CaF2, AlF3沉淀和剩余的黑钛石可溶解于盐酸溶液中。盐酸浸出实验表明,在盐酸浓度为20wt%、液固比为8:1、温度120℃、浸出时间2 h的条件下,Ca, Al, Mg, Ti, Si和Fe的浸出率分别为86.78wt%, 62.33wt%, 92.31wt%, 18.08wt%, 40.23wt%和75.36wt%。盐酸浸出后浸出渣主要物相为金红石,TiO2品位95.20wt%、CaO含量为0.49wt%、MgO含量为0.48wt%,满足沸腾氯化法对原料成分的要求。     

从工业硅渣中回收硅和铝的研究

工业硅渣主要成分为硅、铝、钙三元氧化物及少量单质硅，其他杂质含量极少，可以作为制备高品质分子筛的原料。采用“苏打焙烧-碱浸”工艺从工业硅渣中提取硅酸钠和铝酸钠溶液，考察焙烧时间、焙烧温度、碳酸钠加入量对硅、铝浸出率的影响。结果表明：在焙烧温度为800℃、焙烧时间为30 min、碳酸钠加入量为理论量1.1倍的优化条件下，硅、铝转换率高，碱浸出时硅、铝的浸出率分别为82.34%和67.10%。该工艺可行，解决了工业硅废渣堆存问题，同时带来可观经济效益。     

预氧化电炉钛渣活化改性-选择浸取制备金红石的工艺

提出了预氧化电炉钛渣活化改性-选择浸取制备金红石的工艺,探讨了改性剂、渣剂比、活化改性温度及时间、预氧化渣粒度和酸浸制度对人造金红石中TiO2含量的影响. 结果表明,Na2CO3是较理想的改性剂,温度900℃、时间120 min、渣/改性剂质量比为5:1的条件下进行活化改性,产物经选择性浸取、洗涤、水解与煅烧,可得到纯度为92%的人造金红石,满足氯化法生产的钛白要求.     

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%.     

钒渣钙化焙烧熟料的浸出过程

The process of acid leaching of calcification roasted vanadium slag was studied. The effects of process parameters variation on phase of the vanadium leaching residue, leaching rate of vanadium and the reason of vanadium loss were analyzed. The results showed that the main phase of vanadium leaching residue was insoluble in acid of dense solid solution R2O3 and Fe2TiO5, which was also mixed with silicate pyroxene phase and small amount of vanadate phase. The vanadium leaching rate first increased and then decreased with raising the roasting temperature, roasting time and the CaO/V2O5 mass ratio. Silicate species and its effect on vanadate, spinel oxidation incomplete, vanadium and vanadium bronze solid solution in of R2O3, and the difference of best leaching acidity of Ca3V2O8, Ca2V2O7 and CaV2O6 were the causes of vanadium loss.     

钒渣钙化焙烧参数对钒浸出率的影响

在分析钒渣(V2O3 8.07%)钙化焙烧过程反应机理的基础上,采用钙化焙烧-酸浸法研究了钙化焙烧过程中CaO/V2O3(质量比)、焙烧温度、焙烧时间对钒浸出率的影响. 结果表明,焙烧温度在600~900℃之间时,V2O5等钒氧化物可与CaO发生反应,形成以CaV2O6, Ca3V2O8, CaV3O7为主的钒酸钙. 当CaO/V2O3由0.48提高到约1.125时,钒浸出率由55.3%提高到69.2%,当CaO/V2O3>1.125时,钒浸出率开始下降. 焙烧温度由750℃提高到825℃时,钒浸出率由56.3%提高到69.7%,温度进一步升高,物料开始烧结,浸出率逐渐下降. 随焙烧时间延长,钒浸出率逐渐提高,2 h后达最大;时间继续增加,钒浸出率会因物料间发生二次反应而下降.     

高炉铝酸钙炉渣浸出过程动力学

研究了高炉铝酸钙炉渣的浸出动力学,考察了搅拌强度、浸出反应温度、浸出剂初始浓度及炉渣粒度对浸出速率的影响. 结果表明,浸出过程符合一级反应的收缩未反应核模型,宏观动力学方程为1+2(1-xB)-3(1-xB)2/3= 1.108exp(-1906/T)t,表观活化能为15.84 kJ/mol,过程速率为固膜内扩散速率控制. 通过实验数据验证,表明所得模型能较好地描述炉渣的浸出过程.     

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.     

Kinetics of Boron Removal from Metallurgical Grade Silicon using a Slag Refining Technique Based on CaO-SiO2 Binary System

The removal of non-metallic impurity boron in metallurgical grade silicon (MG-Si) can be carried out by using a slag refining technique based on CaO-SiO₂ system. However, the boron removal in depth in the slag refining process is limited by the kinetic conditions. The refining agents based on the binary and ternary slag systems CaO-SiO₂, CaO-SiO₂-LiF, CaO-SiO₂-Li₂O, and CaO-SiO₂-K₂CO₃ were used to remove boron in this paper. The corresponding kinetic equations of boron removal using these slags were established by fitting the relationship between refining time and boron concentration in the refined silicon. It was determined that the rate coefficients of boron removal (k_B) are 0.25, 0.24, 0.26, and 0.57, respectively, using CaO-SiO₂, CaO-SiO₂-LiF, CaO-SiO₂-Li₂O, and CaO-SiO₂-K₂CO₃ slag refining. It was found that the mass transfer of boron in silicon is the rate controlling step for boron removal using 40%CaO-40%SiO₂-20%LiF, 40%CaO-40%SiO₂-20%Li₂O, and 40%CaO-40%SiO₂-20%K₂CO₃ slag refining. It is opposite to 50%CaO-50%SiO₂ slag refining that the mass transfer of boron in slag becomes the controlling step for boron removal.     

硫酸铵焙烧与浸出提取碳素铬铁冶炼渣中有价金属

用(NH4)2SO4焙烧分解碳素铬铁冶炼渣,提取有价金属,考察了焙烧温度、硫酸铵用量和焙烧时间对有价金属浸出率及过程相变的影响. 结果表明,焙烧过程中250~435℃间失重达65.5%,主要为NH3,H2O,SO3释放及(NH4)2SO4挥发. 优化的焙烧条件为(NH4)2SO4与铝镁渣质量比5:1、焙烧温度350℃,焙烧时间3.5 h. 有价金属转变为其相应的硫酸金属铵盐,且与(NH4)2SO4分解产物共存;该条件下的焙烧料90℃下浸出1 h,Mg, Al, Cr, Fe的浸出率分别为92%, 80%, 82%, 93%. 推测新生成的硫酸金属铵盐的片状聚集体阻碍碳素铬铁渣内部完全被(NH4)2SO4侵蚀.