基于响应面法的煤矸石氯化焙烧除铁工艺参数优化

为解决煤矸石氯化焙烧除铁过程中氯化剂消耗量过高、焙烧时间掌握不准以及除铁率难以达到期望值的问题,以CaCl_(2)作为氯化剂对煤矸石进行氯化焙烧除铁,在焙烧温度分别为600℃,700℃,800℃,900℃,1000℃,CaCl_(2)添加量(质量分数)分别为5%,10%,15%,20%,25%,焙烧时间分别为90 min,120 min,150 min,180 min,210 min的单因素实验基础上,通过Design-Expert13.0.6软件设计和优化了煤矸石氯化焙烧除铁实验。通过方差分析、等高线分析、响应面分析证明了模型的可靠并分析了各变量之间的交互影响关系。运用响应面优化法以除铁率为指标优化了工艺参数。结果表明:焙烧温度与焙烧时间交互最为显著,CaCl_(2)添加量与焙烧时间交互最低。各影响因子按影响显著性由大到小依次为焙烧温度、CaCl_(2)添加量、焙烧时间;随着焙烧温度升高除铁率进一步提升,由于焙烧温度超过1000℃后产物会转为莫来石,因此控制焙烧温度不超过950℃,当CaCl_(2)添加量达到15%时除铁率最好,超过这一添加量会降低除铁率,焙烧时间达到180 min时除铁率基本上达到了最高值,继续延长焙烧时间对除铁率的影响不大;对响应面模型预测并优化后得到了最佳的工艺条件,即焙烧温度为915℃,CaCl_(2)添加量为15%,焙烧时间为175 min,在此条件下除铁率达到了95.23%,实验值与预测值基本一致。

氯化焙烧-水浸法从富铷锂云母矿中提取Li、Rb

由于低铷锂云母中的Rb赋存形态差异较大,且含量低,提Rb工艺参数稳定性差,难以实现工业化生产。本文以澳大利亚富铷锂云母矿为原料,采用NaCl-CaCl_(2)焙烧-水浸法进行了提取Li、Rb的试验研究,考察焙烧温度、配料比、时间和浸出液固质量比、时间、温度对Li、Rb提取的影响。结果表明,在富铷锂云母矿:NaCl:CaCl_(2)的质量比为1:0.6:0.4、焙烧温度为800℃、焙烧时间为1.5 h、水浸温度为25℃、液固比4:1、浸出时间15 min的条件下,Li、Rb浸出效果最佳,Li、Rb浸出率分别达87.8%和94.9%。焙砂及浸出渣的X射线衍射(XRD)分析表明,氯化焙烧后,锂云母中的Li和Rb矿相转化为可溶性的LiCl和RbCl相,同时生成KCl和难溶物CaAl_(2)Si_(2)O_(8)、NaAlSi_(3)O_(8)、CaF_(2)。△GΘT-T和△HΘT-T关系图表明,NaCl-CaCl_(2)与碱金属氧化物的反应顺序为Rb>K>Li;矿石中的SiO_(2)与Al_(2)O_(3)参与对碱金属的氯化反应有促进作用。

废旧磷酸铁锂正极材料氯化焙烧回收锂

针对目前废旧磷酸铁锂处理工艺存在耗能高、污染大等问题,探索了一种废旧磷酸铁锂电池正极材料氯化焙烧工艺。焙烧过程中,以NH_(4)Cl作为氯化剂,实现锂和部分金属物相转型,形成可溶性的氯化盐。探究NH_(4)Cl用量、焙烧温度、焙烧时间、气氛条件等对氯化过程的影响。试验结果表明,废旧磷酸铁锂正极材料经氯化焙烧转型,可实现Fe、Al在氧化性气氛中转化为Fe_(2)O_(3)、FeOCl和AlPO_(4)等难溶物,在水浸过程中原料中的不溶性杂质和难溶的Fe、Al化合物进入渣相,Li部分转化为可溶性物质,从而选择性浸出至溶液。本方案能够选择性从废旧磷酸铁锂电池中提取最有价值的金属锂,实现资源的回收、高效利用。

氯化焙烧法处理氰化尾渣

氯化焙烧法常用于处理有色金属含量较低的矿石,可使氰化尾渣中的有色金属挥发出来,通过烟气捕集的方式加以回收。本试验以辽宁省某冶炼厂的焙烧矿氰化尾渣为原料,考察了氯化剂添加量、球团尺寸、焙烧温度以及焙烧时间对有色金属挥发率的影响,并对焙烧终渣的环保指标进行研究。试验结果表明,从氯化焙烧的最佳工艺条件来看,CaCl_(2)添加量为氰化尾渣质量的7%,造球粒度为8~12 mm,焙烧温度为1 100℃,焙烧时间为60 min。在此条件下,Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别可以达到97.50%、71.45%、57.69%、99.72%、90.87%,残渣的物相组成基本未发生改变。

氯化焙烧铜熔炼渣的过程机理及动力学

提出一种以CaCl_(2)为氯化剂,采用氯化焙烧法从铜熔炼渣中高效回收锌的工艺。利用热力学计算、热重–差热(TG-DSC)分析和X射线衍射(XRD)等手段,研究氯化反应机理和氯化焙烧过程动力学。结果表明,CaCl_(2)氧化分解和所有含锌相的氯化反应温度均分别高于774.3和825℃。铜熔炼渣的氯化焙烧过程可分为4个阶段,依次为吸附水脱除、结晶水脱除、含铁相氧化和锌的氯化挥发。铁氧化阶段和锌氯化挥发阶段的表观活化能分别为101.70和84.4 k J/mol,铁氧化过程的最概然机理函数为Avrami–Erofeev方程(n=2),锌氯化过程符合未反应核收缩模型且受化学反应控制。

黏土型锂矿氯化焙烧—酸浸提锂工艺试验研究

全球“碳中和”背景下,清洁能源的需求高涨,锂已成为战略资源。黏土型锂矿储量大且未大规模开发利用,未来将成为锂产品供应的重要来源。针对氧化锂含量为0.53%的黏土型锂矿,进行了氯化焙烧—酸浸试验研究。结果表明,在氯化钙用量18%、焦炭用量5%、焙烧温度800℃、焙烧60 min、10%硫酸浓度作浸出剂、液固比3:1、浸出时间120 min的条件下,获得了锂浸出率92.16%的技术指标。通过氯化焙烧,黏土型锂矿中的铝硅酸盐矿物转化为氯硅铝钙石,有利于锂的浸出;焙烧温度高于800℃时,氯硅铝钙石逐渐分解,硅灰石与硅酸铝钙生成,阻碍了锂的浸出。

铀水冶废渣氯化焙烧强化预处理提铀工艺研究

针对某铀水冶企业生产过程中产生的废渣(铀品位12.000%)浸出效果不佳、铀回收率低、至今尚未回收利用的现状,开展了低温氯化焙烧强化预处理-硝酸浸出试验研究,考察了焙烧温度、氯化钠添加量、焙烧时间、样品粒度等因素对铀浸出行为的影响。结果表明:在氯化钠添加量为样品量的20%、焙烧温度200℃、焙烧时间2 h、硝酸浓度7.4 mol/L、浸出温度80℃、浸出时间2 h的条件下,铀浸出率达到95.97%,与传统酸浸工艺相比,提高了19.52%。物相分析结果表明:经过氯化钠焙烧预处理后的废渣比表面积和孔隙率明显增加,促进了铀的解离,加大了铀与酸的接触面积,从而使得铀浸出率大幅提升。该工艺为铀水冶工艺废渣的回收利用提供了技术支撑。

氯化焙烧粉煤灰脱除Pb、Cd的机理及其应用

这是一篇冶金工程领域的论文。采用氯化钙作为氯化剂,对粉煤灰中重金属进行了脱除实验。考查了焙烧温度、焙烧时间和CaCl_(2)添加量对重金属去除率的影响。将实验结果与热力学计算结果相结合,阐明了粉煤灰氯化焙烧脱除重金属的机理,并对焙烧过程的动力学模型进行了讨论。此外,以粉煤灰为原料制备土壤调理剂,通过盆栽实验研究其肥效。研究发现,添加16%氯化钙和高温锻烧40 min后,混合物中Pb和Cd的含量分别下降了89.26%和76.88%,而余量仅为10.22 g/t和0.54 g/t。粉煤灰中含有的石英、莫来石、氧化铝、氧化钠等组分促进CaCl_(2)的分解。PbO和CdO不直接与CaCl_(2)反应,而是主要与CaCl_(2)分解生成的HCl反应生成挥发性氯化物。动力学结果表明,Pb和Cd的氯化挥分行为受界面化学反应控制,Pb氯化挥发的表观活化能为84.54 kJ/mol,Cd氯化挥发的表观活化能为44.96 kJ/mol。盆栽实验表明,制备的土壤调理剂能改善土壤环境,促进香葱对营养物质的吸收,改善香葱品质,添加CaCl_(2)能降低产品中的重金属含量,提高有效钙含量。研究提供了一种综合利用粉煤灰的方法。

强化氯化焙烧梯级分离电镀污泥中铬镍铜机制研究

电镀污泥是一种具有资源和危害双重特性的人造富矿典型危险废物。采用NH_(4)Cl和CaCl_(2)为复合氯化剂,同时引入FeSO_(4)·7H_(2)O为强化剂,采用强化氯化焙烧的方式,通过控制调节温度场梯级分离电镀污泥中的Cr、Ni、Cu,并探究其梯级分离机制。热力学计算表明,电镀污泥中Ni、Cr、Cu的主要物相(Cr_(2)O_(3)除外)均能被HCl或Cl_(2)氯化成相应金属氯化物。试验结果表明:NH4Cl在大约400℃分解产生HCl,首先将电镀污泥中Ni、Cr、Cu的主要物相进行氯化,生成的少量CrCl_(3)在500℃左右挥发;在700℃时,FeSO_(4)·7H_(2)O分解产生SO_(2)和O_(2)促进CaCl_(2)分解生成Cl_(2)进行二次氯化;生成的NiCl_(2)在800℃时大量挥发,挥发过程可采用零级化学反应动力学模型即属相边界反应控制来描述;而生成的CuCl_(2)在900℃左右开始挥发,1100℃时挥发完全,且该温度下收集到的CuCl_(2)(H_(2)O)_(2)晶体纯度达到94%,高温挥发过程可用1级反应动力学模型和1/2级反应动力学模型共同描述。因此,在可控的温度场下,通过氯化剂的定向相变,可以实现Cr、Ni、Cu的逐步分离和高效回收。该研究为电镀污泥中有价金属资源化回收提供了新的方法和重要的理论依据,同时对其他多金属固废的资源化利用具有借鉴意义。

氯化焙烧法处理宜春锂云母矿提取锂钾的研究

采用氯气作氯化剂氯化焙烧江西宜春锂云母矿提取锂、钾,研究了氯化焙烧温度、时间及添加剂对锂云母氯化效率的影响,并采用XRD对焙烧后物料进行了物相分析。结果表明:以氯气处理锂云母,氯化焙烧温度为850℃,时间为3 h时,锂、钾的提取率分别为92.49%和71.06%;XRD结果表明,焙烧后物料主要物相为LiAl(SiO3)2、SiO2、KCl、NaCl、K(Si3Al)O8。当添加与锂云母质量比为0.7的氧化钙后,物料的熔点明显提高,900℃下氯化焙烧30 min时,锂的浸出率为92.5%,钾的提取率提高到96.7%。添加氧化钙焙烧后浸出渣主要物相为Ca0.65Na0.35(Al1.65Si2.35O8)、CaF2、SiO2。

电镀污泥氯化焙烧-弱酸浸出工艺研究

通过对电镀污泥氯化焙烧的热力学分析,选择氯化铵为氯化剂,在焙烧温度为673 K时可以实现对主要金属离子镍、铜的氯化,而其中铁的物相以针铁矿、赤铁矿为主,理论上难以被氯化。对氯化焙烧后的物料进行弱酸浸出,最佳浸出条件为:盐酸酸度为1 mol/L、浸出时间为45 min、浸出温度为318 K、液固比4∶1,此时主金属离子镍、铜的浸出率分别为97.48%和87.65%,而铁的浸出率只有26.83%,所得结果与热力学分析比较吻合。

氯化焙烧法回收铬渣中的铬

以CaCl2为氯化剂,碳粉为还原剂,采用氯化焙烧—盐酸浸取的方法处理铬渣,铬渣中的铬以CrCl3的形式被回收。在m(铬渣)∶m(碳粉)为10∶2.0、m(CaCl2)∶m(铬渣)为0.4、焙烧温度为1 200℃、焙烧时间为50min的条件下,Cr(Ⅲ)回收率为91.2%。采用本方法处理1g铬渣可回收CrCl3约0.033g。

硫铁矿烧渣氯化焙烧扩大试验

采用氯化焙烧工艺从硫铁矿烧渣球团中综合回收金、银、铜等有价金属,考察了造球、窑温、停留时间对金属挥发率以及物料和金属平衡的影响.结果表明,物料在1 250℃停留1.83 h的最佳条件下,各金属挥发率为：Au 95.6％、Ag 52.5％、Cu 73.1％、Pb 93.9％、Zn 75.2％.球团中铜、铅、锌含量均小于0.1％,球团强度4.0～6.5 kN.

煤系高岭土氯化焙烧除铁增白工艺及原理研究

用管式转炉研究了煤系高岭土氯化焙烧除铁增白工艺的影响因素及其机理。其主要控制参数是升温速度、恒温温度及恒温时间、炉内气氛等；其反应机理是高岭土中的含铁矿物主要以ＦｅＯ参与氯化反应。

氯化铵-氯化焙烧红土镍矿工艺及其热力学计算

通过对使用氯化铵焙烧法处理云南元江地区红土镍矿的相关化学反应进行热力学计算,并在此基础上研究氯化铵与红土镍矿质量比、焙烧温度、焙烧时间等工艺条件对红土镍矿氯化焙烧效果的影响。研究结果表明:随着焙烧温度的提高,镍、钴、锰的铁酸盐的氯化程度降低;而镍、钴、锰的硅酸盐和蛇纹石的氯化程度受焙烧温度的影响很小;镍、钴、锰、铁的氧化物除二氧化锰外,氯化程度均随焙烧温度提高而降低;当焙烧温度为673 K、焙烧时间为15 min、氯化铵与矿料质量比为0.8-1.0时,镍、钴、锰、铁、镁在常温下用水浸出5 min的浸出率分别为80%,60%,99%,58%和19%。

氯化焙烧—水浸从锂云母精矿中提锂试验

采用氯化焙烧—水浸的方法从某Li_(2)O品位为3.23%的锂云母浮选精矿中回收锂,考察了焙烧过程中氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间,浸出过程中液固比、浸出温度、浸出时间对Li_(2)O浸出率的影响。结果表明:在CaCl_(2)用量为锂云母精矿质量的3/4,焙烧温度900℃,焙烧时间40min,焙烧渣在液固比3∶1,室温浸出40min的条件下,Li2O浸出率可达到95.36%,回收效果较好。

氯化焙烧提取浸钒渣中的镓

用多相多组元化学平衡的热力学理论模型对氯化焙烧过程进行了预测,找出影响镓的提取率的关键因素,利用通用旋转组合设计的方法得出了镓的提取率与温度、CaCl_2的加入量、C的加入量、焙烧时间及气氛的非线性模型。由非线性优化得到了最优的工艺条件及镓的最佳提取率。

选择性氯化焙烧脱除氧化锌烟尘中的氟氯

研究铅烟化炉氧化锌烟尘选择性氯化焙烧脱氟氯的过程。考察焙烧温度、焙烧时间、氯化钠和硫的加入量等因素对氟氯脱除效果的影响。实验结果表明 ,加入元素硫可以使氧化铅优先氯化并迅速挥发 ,避免物料烧结 ,有利于氟氯的脱除。在最佳条件下 ,焙烧产物中氟、氯的含量分别在 0 0 15 %和 0 0 4%以下 。

采用氯化焙烧-水浸工艺综合提取锂钾铷铯

以锂云母精矿为原料,采用氯化焙烧-水浸工艺进行了综合提取锂、钾、铷、铯的研究,通过焙烧温度、焙烧时间、氯化剂用量、液固比等一系列条件实验,确定了适宜的工艺条件为:焙烧温度为850℃、焙烧时间为45 min、无水氯化钙和氯化钠用量均为矿样量的50%、液固质量比为4、浸出时间为45 min。在此条件下,锂、钾、铷、铯的浸出率依次可达89.73%、90.64%、93.27%、91.00%,浸出液中杂质成分除钙含量偏高外,其他杂质镁、锰、铁、铝、硅等浸出都很少。该工艺实现了锂、钾、铷、铯与杂质的高效分离。

氯化焙烧回收河南某黄金冶炼渣中的有价金属

黄金冶炼渣中含有大量的Au、Ag、Cu、Pb、Zn等有价金属,对其进行回收利用不仅可以减轻由尾渣堆存造成的环境污染,还能创造经济效益。为给河南某黄金冶炼渣中有价金属的回收利用提供依据,对该渣进行了高温氯化焙烧工艺优化试验。结果表明:冶炼渣在Ca Cl2加入量为7%、焙烧温度为1 100℃、焙烧时间为60 min条件下进行氯化焙烧,可以获得Au、Ag、Cu、Pb、Zn挥发率分别为96.01%、81.69%、86.57%、99.67%、99.07%的指标,实现了有价金属的综合回收。