王波,榮朔,楚維欽,郝圓亮,孫會蘭
(河北科技大學(xué)材料科學(xué)與工程學(xué)院,河北省材料近凈成形技術(shù)重點實驗室,河北 石家莊 050018)
Na2SO4摻雜含MgO鋁酸鈣熟料的結(jié)構(gòu)表征及浸出性能
王波,榮朔,楚維欽,郝圓亮,孫會蘭
(河北科技大學(xué)材料科學(xué)與工程學(xué)院,河北省材料近凈成形技術(shù)重點實驗室,河北 石家莊 050018)
使用分析純MgO、CaCO3、SiO2、Al2O3與Na2SO4在1350℃保溫1 h合成了摻雜Na2SO4的含MgO鋁酸鈣熟料,在Na2CO3溶液體系下研究了其氧化鋁浸出性能,通過XRD等分析手段對其晶體結(jié)構(gòu)和自粉化性能進(jìn)行了研究。結(jié)果表明,Na2SO4可以顯著提升鋁酸鈣熟料的浸出性能,Na2SO4摻雜量由0%提高到 4%,熟料的氧化鋁浸出率由61.89%提高到92.01%,繼續(xù)添加Na2SO4,浸出性能趨于穩(wěn)定。由XRD結(jié)果可知,Na2SO4促使20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2(Q相)發(fā)生分解并使其轉(zhuǎn)變?yōu)?2CaO·7Al2O3(C12A7)。Na+進(jìn)入C12A7晶格引起晶格畸變,從而提高C12A7的氧化鋁浸出性能。Na2SO4的加入降低了熟料的自粉化性能,Na2SO4摻雜量由0%提高到6%,熟料的自粉率由97.46%下降到85.34%,當(dāng)Na2SO4摻雜量達(dá)到10%后,熟料自粉率僅為36.3%。
鋁酸鈣;燒結(jié);氧化鋁浸出;Q相;Na2SO4摻雜
我國現(xiàn)為世界第一原鋁生產(chǎn)國,截至2014年,原鋁產(chǎn)量已占世界總產(chǎn)量的 46%[1-2],我國鋁土礦因長期開采而保有儲量迅速下降,鋁土礦資源供需失衡的現(xiàn)象日益突出。鋁土礦品位低,A/S(Al2O3與SiO2質(zhì)量比)以4~7為主,高A/S礦石資源低于20%,且生產(chǎn)能耗隨A/S降低而升高,實際生產(chǎn)中A/S已降到5以下,不能經(jīng)濟地采用拜爾法處理[3-4]。同時,國內(nèi)外開展了以粉煤灰、赤泥、鐵鋁共生礦等為原料,采用石灰燒結(jié)法生產(chǎn)氧化鋁的研究[5-9]。
我國氧化鋁工業(yè)主要采用聯(lián)合法和濕法燒結(jié)法,燒結(jié)法在生產(chǎn)中占比 48.8%。燒結(jié)法比例過高是我國氧化鋁工業(yè)能耗高的最重要原因[2]。而石灰燒結(jié)法可實現(xiàn)干法燒結(jié)和熟料自粉化[10-11],所得熟料最佳物相組成為 C12A7和γ-2CaO·SiO2(C2S),前者具有較好的氧化鋁浸出性能,后者會使熟料發(fā)生自粉化現(xiàn)象[12],熟料自粉可省去研磨工序,為氧化鋁生產(chǎn)節(jié)省大量能耗。目前,石灰燒結(jié)法主要處理 A/S≤3的低品位礦石,原料中氧化鋁的含量一般在40%~50%之間,熟料氧化鋁浸出后,經(jīng)過脫硅和碳酸化分解,可以得到純度≥98.5%的氧化鋁,符合國家二級品氧化鋁的要求;浸出渣經(jīng)過洗滌沉降,主要用作水泥生產(chǎn)的原料。
然而在實際燒結(jié)過程中,含鋁原料和石灰石中含有的MgO會對物相產(chǎn)生明顯影響,形成氧化鋁浸出性能極低的四元化合物Q相[13]。Eremin[14]研究MgO對氧化鋁溶出率的結(jié)果可知,MgO的負(fù)作用和它在熟料中的含量呈正比。于海燕等[15]研究了MgO對鋁酸鈣熟料體系的影響,結(jié)果表明MgO首先固溶入C12A7晶格中,且MgO的最大固溶量小于1%,MgO含量繼續(xù)增加就會形成大量Q相,MgO含量達(dá)到2%后,Al2O3在熟料中的主要賦存狀態(tài)由C12A7變成Q相,MgO含量達(dá)到3%時,熟料中氧化鋁的賦存狀態(tài)則由C12A7完全轉(zhuǎn)變?yōu)镼相。田勇攀等[16]、Wang等[17]研究了Na2O對MgO負(fù)作用的消除,結(jié)果表明熟料中加入3%的Na2O,可使熟料浸出率由 68.73%提升到 80.86%,但存在Na2O揮發(fā)的問題。本研究擬以純化學(xué)試劑為原料,通過添加化學(xué)性質(zhì)更加穩(wěn)定的Na2SO4,進(jìn)一步提高含MgO鋁酸鈣熟料的氧化鋁浸出性能,消除MgO的負(fù)作用。重點研究了不同Na2SO4摻雜量以及不同C/A對熟料浸出性能、物相組成和自粉性能的影響,并通過XRD對其作用機理進(jìn)行了分析,以期為鋁工業(yè)生產(chǎn)和工業(yè)固體廢棄物處理提供指導(dǎo)。
1.1 材料
實驗用 CaCO3、Al2O3、Na2CO3、MgO、SiO2和Na2SO4均為分析純試劑(天津科密歐)。
1.2 設(shè)備
電子天平、SFM-Ⅱ型行星式混料機、破碎機、SFM-Ⅰ行星式球磨機、KSL-1700X箱式高溫?zé)Y(jié)爐、恒溫水浴箱、馬爾文激光粒度分析儀、日本Rigaku公司D/MAX-2500型X射線衍射儀、日本HITACHI公司S-4800-Ⅰ型掃描電子顯微鏡。
1.3 鋁酸鈣熟料的制備
將分析純MgO、CaCO3、SiO2、Al2O3與Na2SO4按照MgO含量為2%,C/A(CaO與Al2O3的摩爾比)為1.4,A/S為3,Na2SO4摻雜量為0~8%(熟料中Al2O3含量變化范圍為35.97%~33.04%)進(jìn)行稱料,稱量好的生料用SFM-Ⅱ行星式混料機在140 r·min?1的轉(zhuǎn)速下混勻2 h。之后放入KSL-1700X箱式高溫?zé)Y(jié)爐內(nèi)進(jìn)行燒結(jié),燒結(jié)溫度為1350℃下保溫1 h,溫度降到200℃以下時取出熟料,燒結(jié)后的物料采用馬爾文激光粒度分析儀及標(biāo)準(zhǔn)分樣篩測定熟料的自粉化性能。自粉化性能的定義為熟料顆粒尺寸小于74 μm的部分占總物料質(zhì)量的百分比。通過D/MAX-2500型X射線衍射儀對粉末樣品物相和晶體結(jié)構(gòu)進(jìn)行XRD分析[管壓:40 kV,管流:150 mA,Cu Kα1(λ=0.154056 nm),掃描范圍:10°~90°,掃描速度:4 (°)·min?1]。
1.4 鋁酸鈣熟料的浸出
浸出實驗在恒溫水浴箱中進(jìn)行,浸出條件:調(diào)整液為Na2CO3溶液(80 g·L?1),液固比為10,浸出溫度為80℃,攪拌速度為400 r·min?1,浸出時間為30 min。將準(zhǔn)確量取的100 ml調(diào)整液倒入三口瓶,預(yù)熱至80℃,再將準(zhǔn)確稱量的10. 00 g熟料倒入三口瓶,攪拌并計時浸出。浸出結(jié)束后取20 ml上清浸出液進(jìn)行液相成分分析,隨后將剩余漿液采用抽濾的方式進(jìn)行固液分離,濾渣用溫水洗滌并干燥保存,用于分析檢測。采用EDTA滴定法測定溶液Al2O3濃度,浸出反應(yīng)方程及氧化鋁浸出率計算公式如下
2.1 熟料的相變規(guī)律與晶體結(jié)構(gòu)
在MgO含量為2%,A/S為3,C/A為1.4的條件下合成了Na2SO4摻雜量為0~8%的鋁酸鈣熟料。對Na2SO4摻雜量為0%、2%、4%、6%的燒結(jié)熟料進(jìn)行了X射線衍射分析,結(jié)果如圖1所示,特征峰數(shù)據(jù)和晶格參數(shù)見表1。
圖1 不同Na2SO4摻雜量熟料X射線衍射圖Fig.1 XRD patterns of sintered clinkers with different contents of Na2SO4
由圖1可知,Na2SO4摻雜量為0%與2%時,熟料的物相組成為C12A7,C2S和Q相,Na2SO4摻雜量升高到4%與6%后,熟料的物相組成為C12A7,C2S和2CaO·Al2O3·SiO2(C2AS)。由表1可知,隨Na2SO4的加入,C12A7的最強峰呈上升趨勢,Q相的最強峰強度逐漸減弱直至 Q相消失,說明Na2SO4的加入使Q相向C12A7轉(zhuǎn)化。
表1 熟料物相特征峰數(shù)據(jù)分析Table 1 Analyses of characteristic peaks of phases in clinkers
C12A7為立方晶系[18],空間群為 I43d,晶格常數(shù)間關(guān)系為a=b=c。由表1可知,C12A7的特征峰均發(fā)生了右偏移,晶面間距和晶格常數(shù)均比PDF卡片標(biāo)準(zhǔn)值0.26793、1.1989 nm要小,說明C12A7晶格被壓縮,這是由于CaO在晶體結(jié)構(gòu)中部分缺失而產(chǎn)生缺陷,導(dǎo)致晶胞收縮,使晶面間距和晶格尺寸變小[19]。以未摻雜Na2SO4熟料中C12A7晶面間距和晶格尺寸為基準(zhǔn)值,依據(jù)(rCa2+-rNa+)/ rCa2+<15%(Ca2+半徑為 0.102 nm,Na+半徑為 0.1 nm)[20],摻雜Na2SO4后,Na+不斷固溶入到 C12A7晶格當(dāng)中,填補鈣空位,鈣空位原本由兩個被C12A7籠狀結(jié)構(gòu)囚禁的電子填充[21],由電荷守恒定律知填補一個鈣空位需要兩個Na+進(jìn)入到C12A7晶格中替換兩個電子,這使得C12A7晶格發(fā)生畸變,致使C12A7的晶面間距和晶格尺寸呈上升趨勢。Na2SO4摻雜量為6%時,晶粒擇優(yōu)生長取向由(420)晶面轉(zhuǎn)變?yōu)椋?11)晶面。熟料中C12A7的最強峰半高寬均明顯小于不摻雜Na2SO4時的半高寬,且隨Na2SO4摻雜量的升高,半高寬呈下降趨勢,說明 Na2SO4的加入使 C12A7的晶型得到優(yōu)化。
2.2 熟料的微觀形貌
Na2SO4摻雜量為 0%與 4%熟料的微觀形貌分析結(jié)果如圖2所示,圖(a)、(b)放大倍數(shù)為1000倍,圖(c)放大倍數(shù)為1500倍。由圖2(a)可以看出Na2SO4摻雜量為 0%時,熟料顆粒大小不均,大小顆粒之間有一定的附著現(xiàn)象,呈不規(guī)則形狀。添加硫酸鈉后[圖 2(b)、(c)],熟料顆粒大小均勻,沒有附著現(xiàn)象,相對獨立,且顆粒中存在縫隙。這是由于 Na+不斷固溶到C12A7晶格中,使晶格缺陷不斷在晶界處富集,晶格應(yīng)力積攢,最后導(dǎo)致熟料顆粒開裂。圖2(c)中點1與點2的EDS結(jié)果列于表2中。
表2 點1和點2的EDS結(jié)果Table 2 EDS results of point 1 and point 2
圖2 摻雜Na2SO4熟料的掃描電鏡圖Fig.2 SEM images of sintered clinkers doped with Na2SO4
點1、2的化學(xué)組成接近于C12A7,且其C/A分別為 1.42、1.43,接近配料的 1.4。填補鈣空位的Na+換算為Ca2+,可得點1、2的相對C/A均為1.64,接近于C12A7的1.71,進(jìn)一步驗證了XRD結(jié)果中Na+固溶入C12A7晶格,并促進(jìn)其形成,抑制Q相的形成。
2.3 熟料的浸出性能
鋁酸鈣熟料的浸出結(jié)果如圖3所示,由圖3可知,隨著 Na2SO4摻雜量的增加,浸出率先呈明顯上升趨勢,Na2SO4摻雜量達(dá)到4%后,浸出率已經(jīng)達(dá)到92.01%,繼續(xù)添加Na2SO4,浸出率趨于穩(wěn)定,均在92%左右。隨Na2SO4摻雜量的升高,C12A7含量升高,Q相含量減少,因而浸出性能上升,并且,Na+固溶入C12A7晶格中,每兩個Na+填補一個鈣空位,形成替換原子和間隙原子,產(chǎn)生缺陷形成能[22],導(dǎo)致晶格內(nèi)能上升,體系自由能變大,根據(jù)自由能最低原理,自由能越高,C12A7晶體結(jié)構(gòu)越不穩(wěn)定,活性越高。這些因素均有利于促進(jìn)其與碳酸鈉溶液的反應(yīng)。Na2SO4添加量達(dá)到4%后,物相中開始出現(xiàn)難以浸出的2CaO·Al2O3·SiO2(簡寫為C2AS),阻礙了浸出性能進(jìn)一步提高。
圖3 不同Na2SO4摻雜量時熟料浸出性能Fig.3 Alumina leaching performance of sintered clinkers with different contents of Na2SO4
圖4 不同Na2SO4摻雜量熟料浸出渣X射線衍射圖Fig.4 XRD patterns of leaching residues with differentcontents of Na2SO4
Na2SO4摻雜量為0%和4%的浸出渣XRD分析結(jié)果如圖4所示。
由圖4可知,不摻雜Na2SO4時,渣中主要物相為CaCO3、C2S、Q相與未反應(yīng)的C12A7。Na2SO4摻雜量為 4%時,浸出渣主要物相為 CaCO3、C2S和 C2AS。說明 Na2SO4摻雜量為 4%時熟料中以C12A7形式存在的氧化鋁被全部浸出,但仍有含鋁物相C2AS存在。而Na2SO4摻雜量為0%時熟料中以不同形式存在的氧化鋁均未被完全浸出。
2.4 熟料的自粉化性能
熟料中β-2CaO·SiO2向γ-2CaO·SiO2轉(zhuǎn)變的過程中體積會膨脹10%以上,使熟料發(fā)生自粉化現(xiàn)象,Na2SO4摻雜量為0~10%的熟料的自粉化性能如圖5所示。
由圖5可知,熟料自粉化性能隨Na2SO4摻雜量的增加而降低,Na2SO4摻雜量由0%提高到6%,熟料的自粉率由97.46%下降到85.34%,當(dāng)Na2SO4摻雜量為 10%時,自粉率僅為 36.3%,繼續(xù)摻雜Na2SO4,熟料無自粉化現(xiàn)象。由Eremin[14]關(guān)于高鐵鋁土礦的研究結(jié)果可知,當(dāng)熟料中Na2O摻雜量超過 2%時,會明顯影響熟料的自粉化性能,Na+在2CaO·SiO2的晶界或位錯上富集,使缺陷的自由能降低,從而降低了γ-2CaO·SiO2成核的驅(qū)動力,阻礙γ-2CaO·SiO2晶核形成,因而Na2SO4的加入降低了熟料的自粉化性能。
圖5 添加Na2SO4熟料自粉化性能Fig.5 Self-disintegrating performance of sintered clinkers with different contents of Na2SO4
2.5 C/A對熟料的影響
前期研究表明C/A的改變對11.3CaO·7Al2O3微觀結(jié)構(gòu)及其溶出性能有顯著影響[23],因此合成了MgO含量為2%,Na2SO4摻雜量為4%,燒結(jié)、浸出條件和A/S均不變,C/A分別取0.9、1.0、1.2、1.4和1.6的熟料,浸出結(jié)果如圖6所示。由圖6可知,C/A為0.9、1.0和1.2時,熟料浸出率均低于C/A為1.4時的浸出率,雖然鈣鋁比為1.6時浸出率較鈣鋁比為1.4時有所提高,但只提高1.03%。
圖6 不同C/A下添加Na2SO4后熟料的浸出性能Fig.6 Alumina leaching performance of sintered clinkers with different C/A
C/A為1.0與1.2的熟料XRD檢測結(jié)果如圖7所示,由圖7可知,不同C/A下,熟料中均有C12A7生成,但隨鈣鋁比的增大,C12A7的最強特征峰強度逐漸變強,說明C12A7含量也在隨之增加,由此可知Na2SO4摻雜量為4%時,繼續(xù)降低鈣比不利于熟料氧化鋁的浸出。
圖7 不同C/A熟料的XRD譜圖Fig.7 XRD patterns of sintered clinkers with different C/A
(1)摻雜Na2SO4促使含MgO鋁酸鈣熟料中Q相向C12A7轉(zhuǎn)化,Na+固溶到C12A7晶格中,C12A7晶格發(fā)生畸變,使C12A7體系自由能升高,導(dǎo)致其穩(wěn)定性降低,活性升高;
(2)摻雜Na2SO4顯著提高了含MgO鋁酸鈣熟料的氧化鋁浸出性能,MgO含量為2%,燒結(jié)溫度為1350℃,保溫時間為1 h,C/A為1.4,A/S為3,Na2SO4摻雜量為4%時,熟料浸出性能取得最大值92.01%,明顯高于未摻雜Na2SO4時的61.89%,繼續(xù)摻雜Na2SO4,由于C2AS的生成,浸出性能不再提高;
(3)摻雜 Na2SO4降低了熟料的自粉化性能,Na2SO4摻雜量由0%提高到6%,熟料的自粉化性能由 97.46%下降到 85.34%,當(dāng) Na2SO4摻雜量達(dá)到10%后,自粉化性能僅為 36.3%,同時,低鈣比不利于Na2SO4摻雜對含MgO鋁酸鈣熟料氧化鋁浸出性能的提高。
符 號 說 明
m——熟料的質(zhì)量,g
V浸出液——浸出液體積,L
V調(diào)整液——浸出前調(diào)整液的體積,L
η(Al2O3)——氧化鋁溶出率,%
ρ浸出液——浸出液中Al2O3的含量,g·L?1
ρ調(diào)整液——浸出前溶液中Al2O3的含量,g·L?1
ω ——熟料中Al2O3的含量(質(zhì)量分?jǐn)?shù)),%
[1]YUE Q, WANG H M, GAO C K, et al. Resources saving and emissions reduction of the aluminum industry in China [J]. Resources, Conservation and Recycling, 2015, 104: 68-75.
[2]顧松青. 我國的鋁土礦資源和高效低耗的氧化鋁生產(chǎn)技術(shù)[J]. 中國有色金屬學(xué)報, 2004, 14(S1): 91-97. GU S Q. Alumina production technology with high efficiency and low consumption from Chinese bauxite resource [J]. The Chinese Journal of Nonferrous Metals, 2004, 14(S1): 91-97.
[3]謝武明, 樓匡宇, 張文治, 等. 高鐵鋁土礦的強化還原焙燒-磁選除鐵[J]. 有色金屬(選礦部分), 2016, (1): 26-30. XIE W M, LOU K Y, ZHANG W Z, et al. Reinforce reduction roasting-magnetic separation in removing ferrum of high iron content bauxite [J]. Nonferrous Metals (Mineral Processing Section), 2016, (1): 26-30.
[4]張佰永, 王鵬. 低鋁硅比時代的中國氧化鋁工藝選擇[J]. 輕金屬, 2011, (7): 36-39. ZHANG B Y, WANG P. Selection for Chinese alumina process in the times of low A/S ratio [J]. Light Metals, 2011, (7): 36-39.
[5]URíK M, BUJDO? M, MILOVá-?IAKOVá B, et al. Aluminum leaching from red mud by filamentous fungi [J]. Journal of Inorganic Biochemistry, 2015, 152: 154-159.
[6]YAO Z T, XIA M S, SARKER P K, et al. A review of the alumina recovery from coal fly ash, with a focus in China [J]. Fuel, 2014, 120: 74-85.
[7]李來時, 翟玉春, 秦晉國, 等. 以粉煤灰為原料制備高純氧化鋁[J].化工學(xué)報, 2006, 57(9): 2189-2193. LI L S, ZHAI Y C, QIN J G, et al. Extracting high-purity alumina from fly ash [J]. Journal of Chemical Industry and Engineering (China), 2006, 57(9): 2189-2193.
[8]紀(jì)利春, 相亞軍. 電石渣燒結(jié)法從赤泥回收氧化鋁[J]. 無機鹽工業(yè), 2016, 48(2): 68-70. JI L C, XIANG Y J. Alumina recovery from red mud by sintering method of carbide slag [J]. Inorganic Chemicals Industry, 2016, 48(2): 68-70.
[9]YANG Q C, MA S H, ZHENG S L, et al. Recovery of alumina from circulating fluidized bed combustion Al-rich fly ash using mild hydrochemical process [J]. Transactions of Nonferrous Metals Society of China, 2014, 24(4): 1187-1195.
[10]BAI G H, TENG W X G, WANG X G, et al. Alkali desilicated coal fly ash as substitute of bauxite in lime-soda sintering process for aluminum production [J]. Transactions of Nonferrous Metals Society of China, 2010, 20(s1): 169-175.
[11]ZHANG D, PAN X L, YU H Y, et al. Mineral transition of calcium aluminate clinker during high-temperature sintering with low-lime dosage [J]. Journal of Materials Science & Technology, 2015, 31(12): 1244-1250.
[12]孫會蘭, 于海燕, 齊銘, 等. 12CaO·7Al2O3和γ-2CaO·SiO2混合物相的合成和溶出性能研究[J]. 輕金屬, 2009, (1): 9-12. SUN H L, YU H Y, QI M, et al. Synthesis and leaching properties of 12CaO·7Al2O3and γ-2CaO·SiO2mixture[J]. Light Metals, 2009, (1): 9-12.
[13]WANG B, CHU W Q, ZHANG J X, et al. Kinetics and mechanism of formation of 20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2[J]. Mineral Processing and Extractive Metallurgy Imm Transactions Section C, 2015, 124(3): 151-156.
[14]EREMIN N I. Investigations on the complex processing of bauxites [C]// Symposium of ICSOBA. Budapest: Research Institute for Non-ferrous Metals, 1971: 329-335.
[15]王波, 于海燕, 孫會蘭, 等. MgO對12CaO·7Al2O3晶體結(jié)構(gòu)及其氧化鋁浸出性能的影響[J]. 礦冶工程, 2008, 28(5): 68-71. WANG B, YU H Y, SUN H L, et al. Effect of MgO on the crystal structure and alumina leaching property of 12CaO·7Al2O3[J]. Mining and Metallurgical Engineering, 2008, 28(5): 68-71.
[16]田勇攀, 涂贛峰, 潘曉林, 等. Na2O摻雜鋁酸鈣化合物物相轉(zhuǎn)化與浸出性能[J]. 化工學(xué)報, 2015, 66(4): 1551-1556. TIAN Y P, TU G F, PAN X L, et al. Phase transformation and leaching performance of Na2O-doping calcium aluminate compounds [J]. CIESC Journal, 2015, 66(4): 1551-1556.
[17]WANG B, SUN H L, GUO D, et al. Effect of Na2O on alumina leaching property and phase transformation of MgO-containing calcium aluminate slags [J]. Transactions of Nonferrous Metals Society of China, 2011, 21(12): 2752-2757.
[18]HOSONO H, HAYASHI K, KAJIHARA K, et al. Oxygen ion conduction in 12CaO·7Al2O3: O2?conduction mechanism and possibility of O?fast conduction [J]. Solid State Ionics, 2009, 180(6/7/8): 550-555.
[19]潘曉林, 于海燕, 田勇攀, 等. 鈣空位12CaO·7Al2O3晶體穩(wěn)定性的計算機模擬[J]. 中國有色金屬學(xué)報, 2014, 24(11): 2914-2920. PAN X L, YU H Y, TIAN Y P, et al. Computer simulation of crystal stability of 12CaO·7Al2O3with calcium vacancy [J]. The Chinese Journal of Nonferrous Metals, 2014, 24(11): 2914-2920.
[20]沈岳松, 縱宇浩, 眭國榮, 等. Ti-Al-Si-Ox脫硝催化劑載體的組分優(yōu)化及性能研究[J]. 無機材料學(xué)報, 2015, 30(5): 542-548. SHEN Y S, ZONG Y H, SUI G R, et al. Component optimization and performance of Ti-Al-Si-OxdeNOxcatalyst carrier [J]. Journal of Inorganic Materials, 2015, 30(5): 542-548.
[21]MATSUISHI S, TODA Y, MIYAKAWA M, et al. High-density electron anions in a nanoporous single crystal: [Ca24Al28O64]4+(4e?) [J]. Science, 2003, 301(44): 626-630.
[22]嚴(yán)非男, 楊晨星, 陳俊. 摻雜Rh離子SrTiO3晶體缺陷形成能和電子結(jié)構(gòu)的研究[J]. 人工晶體學(xué)報, 2016, 45(1): 279-284. YAN F N, YANG C X, CHEN J. Study on the formation energies and electronic structures of Rh doped SrTiO3[J]. Journal of Synthetic Crystals, 2016, 45(1): 279-284.
[23]王波, 宗書鳳, 孫會蘭, 等. 鈣鋁比對 11.3CaO·7Al2O3微觀結(jié)構(gòu)及其溶出性能的影響[J]. 化工學(xué)報, 2014, 65(10): 4183-4190. WANG B, ZONG S F, SUN H L, et al. Influence of calcium/aluminum ratio on microstructure and leaching of 11.3CaO·7Al2O3[J]. CIESC Journal, 2014, 65(10): 4183-4190.
Crystal structure and leaching performance of MgO-containing calcium aluminate clinkers doped with Na2SO4
WANG Bo, RONG Shuo, CHU Weiqin, HAO Yuanliang, SUN Huilan
(School of Material Science and Engineering, Hebei Key Laboratory of Material Near-Net Forming Technology, Hebei University of Science and Technology, Shijiazhuang 050018, Hebei, China)
MgO-containing calcium aluminate clinkers doped with Na2SO4were synthesized using analytical grade reagents of MgO, CaCO3, SiO2, Al2O3, and Na2SO4at 1350℃ for 1 h. The clinkers were studied for leaching performance in sodium carbonate solution, and for crystal structure and self-disintegrating performance by XRD and SEM. Doping Na2SO4improved leaching performance of clinkers. When Na2SO4content was raised from 0% to 4%, Al2O3leaching ratio of clinkers increased from 61.89% to 92.01%. The leaching tended to be stabilized with further increase of Na2SO4dopant. XRD results showed that doping Na2SO4caused phase transformation from 20CaO·13Al2O3·3MgO·3SiO2(Q-phase) to 12CaO·7Al2O3(C12A7). Na+intrusion into C12A7lattice forced lattice distortion, which probably promoted Al2O3leaching. Na2SO4dopant also deteriorated self-disintegration of clinkers. When Na2SO4content increased from 0% to 6%, self-disintegrating ratio decreased from 97.46% to 85.34%, respectively. It further decreased to 36.3% for clinker with 10% Na2SO4dopant.
calcium aluminate; sintering; alumina leaching; Q-phase; Na2SO4doping
WANG Bo, wangbo1996@gmail.com
TF 803.21
:A
:0438—1157(2017)01—0467—06
10.11949/j.issn.0438-1157.20160586
2016-05-03收到初稿,2016-10-04收到修改稿。
聯(lián)系人及第一作者:王波(1982—),男,博士,副教授。
國家自然科學(xué)基金項目(51104053);河北省自然科學(xué)基金項目(E2016208107);河北省高等學(xué)??茖W(xué)技術(shù)研究項目(BJ2016023,QN2015002)。
Received date: 2016-05-03.
Foundation item: supported by the National Natural Science Foundation of China (51104053), the Natural Science Foundation of Hebei Province (E2016208107) and the Science Foundation of University of Hebei Province (BJ2016023, QN2015002).