钾长石提钾实验方案
钾长石-萤石-硫酸-氟硅酸体系提钾工艺研究1
的Ｓｉ—ＯＨ及Ａｌ—ＯＨ基团越多，有利于Ｆ一对Ｓｉ—Ｏ 及Ａｌ—Ｏ基团产生亲和性侵蚀而促进钾长石的分
解［９－１０１。考虑到ｍ（Ｈ２Ｓ０４）：ｍ（钾长石》１．３５：１时，硫酸 量的增加对钾的提取率增加幅度已经很小，所以确 定合适的质量比为ｍ（Ｈ奎ＳＯＪ：ｍ（钾长石）＝１．３５：１。 ２．５氟硅酸量 体系在ｍ（萤石）：ｍ（钾长石）＝０．３５：１、ｍ（Ｈ２Ｓ０４）： ｍ（钾长石）＝１．３５：１、反应温度１２０℃、反应时间３
应时间为３．５ ｈ，在此条件下钾的提取率达到９７．２％。考虑氟化学低温腐蚀钾长石氟元素
后续的循环利用，可极大地降低钾长石矿物提钾的成本．因此本工艺具有很好的工业应用 前景。 关键词钾长石；氟硅酸；低温分解：钾肥 中图分类号ＴＱ４４３．５ 文献标识码Ａ
ＤＯＩ
１０．３９６９０．ｉｓｓｎ．１００６—６８２９．２０１１．０１．００５
ｈ。
述 糌 甾 裂
冒
３结论
Ｕ１０８：ｌ ｏ．１３５：ｌ ｏ．１６２：ｌ ０．１８臻ｌ ０．２１ ６．１
实验确定了钾长石一萤石一硫酸一氟硅酸体系反 应制取可溶性的硫酸钾盐的优化工艺条件：钾长石 与萤石的质量比０．３５：１。质量分数为６０％的硫酸所 含Ｈ２ＳＯ。与钾长石的质量比为１．３５：１，质量分数 １０％的氟硅酸所含Ｈ２ｓｉＦ６与钾长石的质量比０．１６２：１， 反应温度为１２０℃，反应时间为３．５ ｈ，钾的最高提 取率达到９７．２％。本工艺实现了钾长石在低温常压 下的分解．为钾长石低成本制取钾肥提供了一条新 思路．对于我国钾矿资源制钾肥的开发具有重要的 意义。 （下转第２８页）
媾 ｏｆ Ｆｉｇ ２ Ｅｆｆｅｃｔ
ｍ（萤石）：以钾长石）
图２钾长石与萤石质量比对钾的提取率的影响
ｍ哪ｒａｔｉｏ
钾长石-萤石-硫酸-氟硅酸体系提钾工艺研究
世界 上 的钾盐 主要 来 自于水 溶性 的钾 盐矿 。我
原料 中氟 元素 的循 环利 用有 重要 意 义 。
国水 溶性 的钾 盐 矿仅 占世 界 总量 的 ０２ ％ ，并且 大 ．９ 多分 布 在新 疆 、 藏 等地 ， 发 难 度极 大 Ｉ 西 开 】 １ 。面对 我 国钾 肥 日益 紧 张 的局 面 ， 发 利用 难 溶 性 钾矿 资 源 开
泛 ［３ ２１ －。
化 学成 分
一
种。 研究 表 明其 Ａ —Ｓ— Ｏ架 状 结构 除氢 氟酸 外 ， ｌ ｉ
ห้องสมุดไป่ตู้
ＳＯ２ Ｋ０ Ｎａ０ Ａｈ ３ Ｈ Ｏ Ｆ ２ ３ 合 计 ｉ ２ ２ Ｏ ２ ｅｏ
常温 常压下 几乎 不被 酸碱 分解 。 目前 国 内外 已有 学 者 对钾 长石 制取 钾肥 的 工艺条 件进 行 了研究 。文 献 【】 道 了钾 长 石 在 高温 高压 下 的酸 、 、 条件 下 ， ４报 碱 盐
反应 生 成 的 四氟 化硅 溶 于 水 而制 得 。 因此 该 方 法对
通 讯 联 系 人 。Ｅ ｍａ ： ｕ ｎ ｇ １ ７ ＠ｓ ａｃ ｒ － ｉ ｋ ａｇｅ９ ０ ｉ ． ｎ ｌ ｎ ｏ
２ 结 果 与讨 论
本体 系 中影 响钾 的提取 率 的 因素主要 包 括钾长
体 系 中 离子 半 径 小 于 Ｋ 的 阳离 子 能 和 ｌ 发 生 离 子 （ ＋
质 量 分 数 ／ ５ ． １ ． ． ％ ４４ １ ３ １ １ ． １ ２ ０ ９ ９ ．１ ３ ７９ ． ． ８３ ０ ５
从 表 １中可 以看 出其 主 要成 分 为 ＳＯ 、 １ ， ｉ ：Ａ。 和 Ｏ Ｋ Ｏ 萤 石采用 酸 级萤 石粉 ， 中 Ｃ Ｆ 的质 量分数 为 ：。 其 ａ：
钾长石提钾新技术研究
２．３
实验方法及元素分析测试方法…………………………………………．９
２．３．１ ２．３．２
２．４
实验结果与讨论……………………………………………………１０
２．４．１ ２．４．２
２．５
小结………………………………………………………………………………………２０
第三章
３．１ ３．２
钾长石．磷矿．盐酸体系机械力化学法提钾研究………………………。２１
ｓｏｕｒｃｅ
Ｔｈｉｓ
ｂｙ
ｎｅｕｔｒａｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ａｍｍｏｎｉａ ａｎｄ ｍｉｌｌｉｎｇ ４．７．ｔｈｅ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｏｆ
ａｎ
ｐｒｏｄｕｃｔｓ．Ｗｈｅｎ
ｔｈｅ ｐＨ ｗａｓ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ｔｏ
ａｌｕｍｉｎｕｍ ｉｏｎ ｐｒｅｃｉｐｉｔａｔｅｄ ｃｏｍｐｌｅｔｅｌｙ，ａｔ ｔｈｉｓ ｍｏｍｅｎｔ，ａｂｏｕｔ
（保密的学位论文在解密后适用本授权书）
学位敝者孙嚆奸
签字日期：２。侈年么ｐ力磊
学位论文作者毕业后去向：
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工作单位：；ｚ一朱、｝｛＝格纬稚诙计研翔微苷话：口力争．护７７膨圹丁
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合肥工业大学
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ｒｏｃｋ），ｒｅａｃｔｉｏｎ ｔｉｍｅ
３ ｈ，ｐｏｔａｓｓｉｕｍ ｄｉｓｓｏｌｕｔｉｏｎ
５６．４６％，ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ ｄｉｓｓｏｌｕｔｉｏｎ ｒａｔｅ ｏｆ ７７．９８％．
ｐａｐｅｒ ａｌｓｏ ｄｉｓｃｕｓｓｅｄ ｔｈｅ ｉｎｔｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｎｉｔｒｏｇｅｎ
钾长石低温烧结法制钾肥
第23卷第1期非金属矿V o l.23N o.1 2000年1月N on-m erallic m i nes Jan，! !!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!2000钾长石低温烧结法制钾肥薛彦辉杨静（山东科技大学地球科学系，泰安271000）摘要总结了各种分解钾长石的方法，并对机理进行了探讨。
通过实验，提出了一种低成本以钾长石为原料加助溶剂共热制取钾肥的方法，钾的溶出率可达90%以上。
关键词钾长石低温分解制钾肥钾元素是农作物生长的必要元素之一。
我国是含钾资源丰富的国家，但绝大部分是水不溶性的钾长石，水溶性钾矿床的分布很不均匀，且严重匮乏。
钾长石含有s i-A l-O架状结构，其结构式为K［A l s i3O8］，组成的网状结构极稳定，所含钾不能直接被作物吸收。
如何经济合理地综合利用我国丰富的水不溶性钾资源，以弥补我国农业发展钾肥短缺的局面，有着重要的意义。
1钾长石制取钾肥研究的进展由于国外可溶性钾资源较丰富，因此利用水不溶性钾矿制取钾肥的研究，国外进行的较少，我国从六十年代初起就有了利用钾长石制钾肥的研究。
到七十年代，在钾长石中加入助溶剂烧结的方法已经成型，利用钾长石、石灰石和煤或焦炭，按11110.2比例混合，经粉碎加工成球煤，在立窑煅烧（1200! 1250C），直接破坏钾长石的结构，使钾生成水溶性的铝酸钾，成品含钾3.8%!5.4%，钾的溶出率在3%左右。
燃烧法可以利用当地的石灰石和煤作原料，原料成本低，成为利用钾长石制取钾肥的一个途径。
但生产过程中能耗大，且钾长石中钾的转化率较低（60%!90%），成为推广发展的主要障碍。
七十年代末，高温熔融法制取复合肥取得一定的成果。
该法在生产钙镁磷肥的基础上，配以25%!30%的钾长石作原料，高温熔融（1200!1300C）制得成品钙镁磷钾肥，其成品含有效磷（P2O5）10%!14%、可溶钾（K2O）4%!5%，钾长石中钾的转化率大于95%。
从钾长石中提取钾的研究
[ 中图分类号 ] TD871 [ 文献标识码 ] A [ 文章编号 ] 1008 - 178X(2007) 01 - 0052204
0 前言 钾是植物生长过程中的主要营养元素之一 , 因而大量用于化肥 。在施用化肥时 , 氮 、磷 、钾需要按一定
的比例才能发挥较好的效果 。我国耕地普遍缺钾 , 在含钾不足的土壤上施用钾肥一般可增产 20～30 % , 高 的可达三倍 , 可见钾肥对农作物增产有重要的作用 。目前发达国家氮磷钾的比例为 1 : 015 : 015 , 而我国为 1 : 0128 : 010027 , 钾肥远远不足缺口甚大 。因此扩大钾肥生产显得十分重要 。由于我国便于利用的可溶性 钾资源较少 , 主要有青海察尔汗盐湖的氯化钾 , 浙江平阳和安徽庐江的明矾石 。而不便于利用的难溶性钾长 石资源却遍布全国各地[1] 。为此 , 本论文以钾长石为原料开展了提取钾的研究 。 1 工艺制取方法的比较
图 1 熔融浸取法流程图
313 钾长石组成分析 该样取自黑龙江省密山市 , 矿区钾长石储量 4 亿 t , 钾长石呈肉红色 , 主要化学成分如表 1 : 表 1 矿物化学分析结果
低品位钾长石矿选矿提纯工艺试验研究
低品位钾长石矿选矿提纯工艺试验研究崔学茹(辽宁地质工程职业学院 辽宁丹东 118303)摘要：辽宁某钾长石矿原矿中K2O品位为5.21%，Na2O品位为3.07%，TFe2O3品位为1.09%，TiO2品位为0.054%，SiO2品位为69.47%，Al2O3品位为13.45%。
原矿K2O+Na2O=8.28%品位偏低，而杂质铁、硅含量偏高，不能直接用于高档陶瓷生产，需要采用选矿提纯技术对其中的铁、硅等杂质去除，提高K2O+Na2O的品位。
试验研究采用强磁-脱泥除铁，粗精矿进行长石-石英浮选分离的选矿提纯工艺，可获得K2O品位为6.23%、Na2O品位为4.07%，K2O+Na2O=10.30%，TFe2O3品位为0.28%，K2O回收率为79.37%，Na2O回收率为77.45％，精矿产率为65.36%长石精矿，满足高档陶瓷原料要求。
关键词：强磁除铁 脱泥除铁 长石-石英分离 磨矿细度 单体解离中图分类号：TD92文献标识码：A 文章编号:1672-3791(2023)12-0088-04 An Experimental Study on the Beneficiation and Purification Technology of Low-grade Potassium Feldspar OreCUI Xueru(Liaoning Geology Engineering Vocational College, Dandong, Liaoning Province, 118303 China) Abstract: In the raw ore of a potash feldspar ore in Liaoning Province,the grade of K2O is 5.21%, the grade ofNa2O is 3.07%, the grade of TFe2O3is 1.09%, the grade of TiO2is 0.054%, the grade of SiO2is 69.47%, and thegrade of Al2O3is 13.45%. The grade of K2O+Na2O=8.28% in the raw ore is low, and the content of impurity ironand silicon is high, which cannot be directly used in the production of high-grade ceramics, and it is necessary to use beneficiation and purification technology to remove impurities such as iron and silicon to improve the grade ofK2O + Na2O. The experimental study uses strong magnetism-desludging to remove iron, carries out the beneficia‐tion and purification technology of feldspar-quartz flotation separation to rough concentrate, and obtains the feld‐spar concentrate with the K2O grade of 6.23%, the Na2O grade of 4.07%, the K2O+Na2O grade of 10.30%, theTFe2O3grade of 0.28%, the K2O recovery of 79.37%, the Na2O recovery of 77.45%, and the concentrate yield of65.36%, which meets the requirements of high-grade ceramic raw materials.Key Words: Strong magnetic iron removal; Desliming and iron removal; Feldspar-quartz separation; Grinding fineness; Monomer separation我国钾长石矿资源丰富，但富矿少，贫矿多，且钛、铁等杂质含量高，不能直接用于高档瓷器的生产，严重制约了我国陶瓷工业的发展。
煅烧分解钾长石提取碳酸钾的实验研究
( 3) 3 K[ AlSi 3O8] + 9 K2CO3 = K3Al 3O6 + 9 K2SiO3 + 9CO2 ↑
( 4)
3Ca[ Al 2Si 2O8] + 7. 5 K2CO3 = 2 K3Al 3O6 + 1. 5Ca 2SiO4
+ 4. 5 K2SiO3 + 7. 5CO2 ↑
( 5)
关键词 钾长石 煅烧 分解反应 碳酸钾 矿物聚合材料
Key words K- feldspar calcination dissociation reaction potassium carbonate mineral polymeric material
碳酸钾广泛应用于化工 、电子 、玻壳 、陶瓷 、印 染 、油墨 、照相药品 、聚酯 、炸药 、电镀 、制革 、建材 、 水晶及医药等领域 [7 ] , 是工业生产不可缺少的重要 原料 。特别是用于生产玻璃 、光学玻璃 ,是生产电子 管 、电视机显像管 、计算机显示器玻壳的主要原 料 。近年来 , 电子 、电视机和计算机工业的发展 , 对 电子级碳酸钾产品的需求增长 ,市场前景看好 。
0. 28 0. 03
0. 08 0. 00
0. 73 0. 64
0. 67 0. 50
0. 38 0. 40
14. 01 14. 97
0. 30 0. 20
1. 78 0. 82
0. 20 0. 11
2 结果与讨论 2. 1 焙烧原矿 从热力学角度来说 , 温度是决定 反应能否发生的主要因素 。为了找出较佳的煅烧温 度 ,实验中设计了温度单因素实验 (表 2) ,分别将配 比 为 钾 长 石 ∶K2CO3 = 1 ∶1. 2 的 反 应 物 料 , 在 740 ℃、760 ℃、780 ℃、800 ℃、820 ℃、840 ℃、860 ℃、 880 ℃和 900 ℃温度下进行焙烧 , 固定反应时间为 1h ,生料粒度为 80 目 ,钾长石分解率见表 2。从结果 可知 , 平衡反应的温度亦即焙烧反应的较佳温度范 围为 820～880 ℃。由于 K2CO3 的熔点为 913 ℃,故无 再提高反应温度的必要 。
氯化钠熔浸钾长石提钾过程
2002年 4 月The Chinese Journal of Process Engineering Apr. 2002氯化钠熔浸钾长石提钾过程彭清静, 邹晓勇, 黄诚(吉首大学化工研究所, 湖南吉首 416000)摘要：对熔融氯化钠浸取钾长石的提钾过程进行了研究. 结果显示，最佳反应条件是：反应温度890~950o C；氯化钠与钾长石的质量配比为1；钾长石的粒径为0.208 mm以下. 动力学分析显示，过程由Na+和K+在钾长石内部的离子扩散控制，扩散系数与反应温度之间的关系服从Arrhenius公式，即D eff=D0exp(–E a/RT)，其中，E a=81.42 kJ/mol，D0=0.324 mm2/h.关键词：钾长石；提钾；氯化钠；动力学；熔盐浸取中图分类号：TQ443.5；TQ013.2文献标识码：A 文章编号：1009–606X(2002)02–0146–051 前言钾是植物生长过程中的主要营养元素之一. 在施用化肥时，氮、磷、钾需按一定的比例才能发挥较好的效果. 目前，发达国家化肥中氮磷钾的比例为1:0.5:0.5，按此比例，我国钾肥远远不足，这与我国钾资源状况有关. 我国便于利用的钾资源较少，主要有青海察尔汗盐湖的氯化钾、浙江平阳和安徽庐江的明矾石，而不便于利用的钾长石资源却遍布全国各地. 要想缓解我国钾不足的现状，充分利用钾长石不失为一条好的出路. 在这方面，我国从50年代就开始了钾长石的研究，已报道的主要方法有火法[1](如钙镁磷钾肥法和窑灰钾肥法等)、硫–氟混酸分解法[2]、加压浸取法[3]、硫酸加助剂低温分解法[4]以及熔盐浸取法[5,6]等. 火法能耗高且钾长石添加量有限，分解法副产物量太大，生产受副产品的销售限制，加压浸取法对设备要求高. 因此，到目前为止还没有真正推广应用的方法. 经综合分析后我们认为熔盐浸取法有一定的优势，它的废渣可用于建材，能耗也不高，工艺简单，成本低. 为了便于此法的推广应用，本文对氯化钠熔浸钾长石的过程进行了研究和探讨.2 实验2.1 实验原料NaCl，化学纯，用前粉碎成粉末；钾长石，采自湖南江华，含K2O 12.53%，Na2O 0.52%，Al2O3 17.97%和SiO2 66.14%.2.2 实验方法将钾长石粉碎后分别用200目、150目、100目、65目、48目、35目和28目分样筛筛析为6个已知粒径范围的筛分，然后根据实验要求分别取100 g不同粒径范围的钾长石颗粒与NaCl粉末混合均匀，放入250 ml的氧化铝坩锅内入高温炉加热熔浸，坩锅内无搅拌. 达到设定时间后取出冷却并用水浸取，浸取液用四苯硼钠分析钾的含量，从而算出钾的熔出率(熔浸时采用3个平行样，结果取平均值).收稿日期：2001–06–11, 修回日期：2001–09–10作者简介：彭清静(1961–)，男，土家族，湖南龙山县人，学士，副教授，化学工程专业.3 结果与讨论3.1 影响熔浸过程的主要因素氯化钠熔浸钾长石属多相反应过程，可以看成是一可逆反应，其主要反应式为NaCl + KAlSi3O8KCl + NaAlSi3O8.熔浸时固相中的钾被钠替换而熔出到液相之中，随着反应的进行，固相中钾越来越少，液相中的钾越来越多，最终固、液相达到平衡，这时，钾的熔出率达到最大值，即平衡熔出率(x*). 只要熔浸时间足够长，就可近似认为反应达到平衡. 实验时可近似认为各条件下的最终熔出率即为该条件下的平衡熔出率.影响熔浸的主要因素有氯化钠与钾长石的配比、钾长石的粒径、反应时间和反应温度.3.1.1 反应温度的影响反应温度对熔出率有较大的影响，只有当温度高于氯化钠的熔点时，才能有较好的熔出率. 而当温度达1000o C以上时，物料有烧结现象，这时的熔出率反而较低. 所以，温度以830~950o C为宜. 钾长石的熔点为1220o C，钠长石的熔点为1118o C，钾长石和钠长石为类质同像物，可形成固溶体，其最低共熔点为1076o C [7]. 因此，可认为反应为液固相反应. 把钾的最终熔出率近似看成是平衡熔出率，则各温度下的平衡熔出率示于表1. 表1显示，随着温度的升高，平衡熔出率略有增加但幅度不大，可见熔浸反应是一吸热反应，但热效应不大.表1 温度对熔出率的影响Table 1 Effect of reaction temperature on melt leaching rateReaction time (h)x* Temp. (o C)0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0 5.0770 0.003 0.007 0.011 0.017 0.021800 0.021 0.038 0.054 0.073 0.091 0.127 0.149 0.165 0.183830 0.297 0.394 0.481 0.531 0.575 0.626 0.669 0.685 0.687 0.687 860 0.322 0.418 0.515 0.569 0.624 0.671 0.690 0.689 0.690 890 0.354 0.481 0.579 0.648 0.691 0.699 0.694 0.696 0.6990.6970.708 0.709 0.7090.6240.531920 0.3970.6690.714 0.710 0.7140.7130.561950 0.4241000 0.404 0.413 0.428 0.575 0.617 0.603Size of ore: 0.208~0.147 mm, mixing ratio of NaCl to potash feldspar: 2.0 (weight ratio).3.1.2 钾长石粒径的影响钾长石粒径的影响如表2所示，粒径对最终熔出率几乎没有影响，而对相同反应时间内达到的熔出率的影响很大，因为粒径实质上反映了矿物的表面积，也就是反应面积. 因此，粒径越小，反应速率越快. 熔浸时适当减小粒径可缩短反应时间，但太小会增加粉碎的负荷和费用.表2 钾长石粒径对熔出率的影响Table 2 Effect of size of potash feldspar on melt leaching rateSize of oreReaction time (h)(mm) 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5 4.00.7010.7020.104~0.074 0.6260.7000.6970.6340.147~0.104 0.4770.648 0.691 0.699 0.694 0.6960.5790.4810.208~0.147 0.3540.4430.495 0.550 0.588 0.621 0.6580.3640.295~0.208 0.2730.3290.372 0.415 0.450 0.479 0.5080.2710.417~0.295 0.2000.2250.266 0.295 0.324 0.348 0.3670.1970.589~0.417 0.137Reaction temperature: 890o C, mixing ratio of NaCl to potash feldspar: 2.0 (weight ratio).从表2 可以看出，粒径为0.208 mm (65目)以下时达到平衡的时间不到3 h，完全可以达到工业生产的要求. 故粒度以过65目筛为好.3.1.3 氯化钠与钾长石配比的影响氯化钠与钾长石质量配比的影响见表3，由表可以看出，配比太小时因熔融的氯化钠不能完全浸润钾长石，使反应不能完全，从而使熔出率偏低. 当配比达到1:1以后，配比对熔出率的影响不大. 所以，最佳配比在1:1左右，太大会增加钾钠分离的负担.表3 氯化钠与钾长石质量配比对熔出率的影响Table 3 Effect of weight ratio of NaCl to potash feldspar on melt leaching rateratio 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 WeightMelt leaching rate (%) 0.451 0.689 0.695 0.699 0.700Reaction temperature: 890o C, reaction time: 4.0 h, size of ore: 0.208~0.147 mm.3.2 熔浸过程动力学分析3.2.1 数据的选用进行动力学分析时温度区间为830~950o C. 因只有熔出率小于平衡熔出率的数据对速率才有意义，所以选用熔出率小于平衡熔出率时的数据. 当粒径很小时，反应速率太快，粒径太大时，反应速率太慢，都不便于测定反应速率，因此，粒径选择在0.589~0.104 mm. 为了保持反应过程中氯化钠的浓度基本不变，以便于进行动力学分析，因此氯化钠与钾长石的配比采用2:1. 另外，可近似认为氯化钠的浓度C Al在反应过程中保持不变.3.2.2 动力学模型钾长石结构致密，并能与反应后生成的钠长石形成固溶体，故在反应过程中结构不会改变，所以，反应过程可考虑用粒径不变的缩核模型表示. 液固相反应与气固相反应的主要区别在于反应界面的移动速率相对于反应物通过固相产物层的扩散速率的大小不同，当忽略反应界面的移动时，即把反应过程视为拟定态，则液固相反应与气固相反应的数学模型具有相同的形式. 因此，单颗粒的反应速率方程与文献[8]相同.钾长石中K的浓度习惯于用K2O表示，则氯化钠熔浸钾长石的反应可用下式表示:NaCl + 0.5(K2O) →KCl + 0.5(Na2O).考虑到钾长石中K2O的含量x k以及最多只能达到平衡熔出率x*，并用ρ表示钾长石的密度，则固相反应物中K2O的可浸出的总浓度为ρx k x*/M k. 不同控制步骤下的反应动力学方程如下：外扩散控制：x = 3bM k k l C Al t / (ρx k R s x*) ,内扩散控制： 1–3(1–x)2/3 +2(1– x) = 6bM k D eff C Al t / (ρx k R s2x*) ,化学反应控制：1– (1– x)1/3 = bM k k f C Al t / (ρx k R s x*) .3.2.3 控制步骤的确定在实验中所用钾长石粉末的粒径是控制在一定的粒径范围内的，为便于进行动力学计算，钾长石的粒径R s取该组筛分最大粒径与最小粒径的几何平均值. 以1–3(1–x)2/3+2(1–x)在不同温度下对时间t和在不同时间下对R s–2分别作图得图1和2，可见1–3(1–x)2/3+2(1– x)对时间及对R s–2有较好的线性关系. 因此，可认为氯化钠熔浸钾长石过程符合缩核模型且由内扩散控制.3.2.4 扩散系数与温度的关系经实测，熔融氯化钠的密度为1990 g/L，由此计算得氯化钠初始浓度C Al为34 mol/L. 把各温度时1–3(1–x)2/3+2(1– x)与时间t的对应数据用最小二乘法进行处理，并把反应系数b为0.5、K2O0.00.10.20.30.4R s -2 (mm -2)1-3(1-x )2/3+2(1-x )0.00.10.20.3t (h)1-3(1-x )2/3+2(1-x )图1 1–3(1–x )2/3 +2(1– x )与反应时间的关系 图2 1–3(1–x )2/3 +2(1– x )与粒径的关系Fig.1 1–3(1–x )2/3 +2(1– x ) as a function of t Fig.21–3(1–x )2/3 +2(1– x ) as a function of R s –2 分子量M k 为94、氯化钠浓度C Al 为34 mol/L 、钾长石的密度ρ为2553 g/L 、钾长石中K 2O 含量x k 为0.1253以及各温度下的平衡熔出率代入，可以得到各温度下的扩散系数D eff ，见表4.表4 不同温度下的扩散系数Table 4 Diffusion coefficient at different reaction temperaturesT (o C) 1103 1133 1163 1193 1223 D eff (×10−4 mm 2/h) 0.4620 0.54790.71450.91051.0643然而ln D eff 与T –1确有较好的线性关系(见图3). 这与过程由内扩散控制并不矛盾，而是说明这时的扩散不是NaCl 和KCl 分子在钾长石内部扩散, 而是Na + 和K + 在钾长石内部扩散. 这时，为了进行扩散，Na +和K +必须克服由邻近负离子所产生的势垒，即扩散的策动力是化学位梯度. 在这种情况下，扩散系数依下式(即Arrhenius 公式)而随温度变化[9]：8.08.28.48.68.89.09.2-1.0-0.8-0.6-0.4-0.20.00.2104/T (K -1)l n D e f fD eff = D 0exp(–E a /RT ).图3 ln D eff 与T –1的关系 Fig.3 ln D eff as a function of T –1对图3数据进行最小二乘法处理可得E a = 81.42 kJ/mol ，D 0=0.324 mm 2/h.4 结 论氯化钠熔浸钾长石提钾过程是一液固相反应，因此，减小粒径可缩短达到最高熔出率的时间. 对于反应温度，只有当氯化钠很好地熔融时反应才能较好进行，钾的熔出率才会较高，而当温度太高时会因钾长石熔化烧结而影响钾的熔出率. 因此，温度在890~950o C 的范围内较为适宜. 氯化钠与钾长石的质量比在1:1左右为佳.整个过程由Na + 和K + 在钾长石内部扩散(即内扩散)所控制，Na + 和K + 扩散时必须克服由邻近负离子所产生的势垒(即化学键)，扩散系数与温度的关系式为D eff = 0.324exp(–9790T –1).符号表：b NaCl与K2O的反应比f(C Al)氯化钠浓度(C Al)的函数t 时间 (h)C Al 液相中钠的浓度 (mol/L) k 化学反应常数x 钾的熔出率D eff扩散系数 (mm2/h) k l液膜传质分系数x k钾长石中K2O的质量分率D0频率因子M k K2O的分子量x*钾的平衡熔出率E a活化能 (kJ/mol) R s 钾长石的粒径 (mm) ρ 钾长石的密度 (g/L)参考文献：[1] 乔繁盛. 我国利用钾长石的研究现状及建议 [J]. 湿法冶金, 1998, (2): 22–28.[2] 彭清静. 用硫–氟混酸从钾长石中提钾的研究 [J]. 吉首大学学报, 1996, 17(2): 62–65.[3] 蓝计香, 颜涌捷. 钾长石中钾的加压浸取方法 [J]. 高技术通迅, 1994, (8): 26–28.[4] 丁喻. 常压低温分解钾长石制钾肥新工艺 [J]. 湖南化工, 1996, 26(4): 3–4.[5] 中国科学院盐湖研究所, 上海化工研究院. 钾肥工业 [M]. 北京: 化学工业出版社, 1979. 191–192.[6] 陶红, 马鸿文, 廖立兵. 钾长石制取钾肥的研究进展及前景 [J]. 矿产综合利用, 1998, (1): 28–32.[7] 素木洋一. 硅酸盐手册 [M]. 刘达权, 陈世兴译. 北京: 轻工业出版社, 1982. 254–255, 263.[8] 朱炳辰. 化学反应工程 [M]. 北京: 化学工业出版社, 1993. 173–181.[9] 基泰尔C. 固体物理导论 [M]. 杨顺华, 金怀诚, 王鼎盛, 等译. 北京: 科学出版社, 1979. 594–595.Extraction of Potassium from Potash Feldspar Oreswith Sodium ChloridePENG Qing-jing, ZOU Xiao-yong, HUANG Cheng(Research Institute of Chemical Engineering , Jishou University, Jishou, Hunan 416000, China) Abstract: The main factors that affect the leaching rate of potassium in potash feldspar were studied. It is shown that the best reaction conditions are reaction temperature of 890~950o C, size of potash feldspar ores below 0.208 mm, and the weight ratio of sodium chloride to potash feldspar ores being 1. The study showed that the leaching process is controlled by the internal ionic diffusion of Na+ and K+ in potash feldspar. The relations between diffusion coefficient and reaction temperature is expressed by the Arrhenius formula: D eff=D0exp(–E a/RT), with E a = 81.42 kJ/mol, D0=0.324 mm2/h.Key words: potash feldspar; potash extraction; sodium chloride; kinetics; molton salt leaching。
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钾长石提钾实验方案
方案一：NaCl熔盐浸取法
本实验方案先参考钾长石提钾中的氯化物法，因为钾长石中主要组成为：K2O约7～11%，SiO2约65～75%，Al2O3约18～20%，还有部分微量杂质，与本实验的原料矿组成类似，而且实验所需药品及仪器易得，方法简单，先采用此方法做探索性实验，此方法中，破坏钾长石中的晶体结构是是制取钾肥的关键，而热分解时添加的助剂是必不可少的，本实验方案的是助剂NaCl（也可以采用CaCl2等其它助剂），实验开展的步骤为：先将矿与助剂按一定比例混合放在马弗炉中焙烧，取出冷却一段时间，浸取，过滤，定容，再用四苯硼钠重量分析法分析滤液中的钾含量，计算钾的溶出率，最后将钾钠分离，分步结晶。
实验的具体步骤如下：
1.焙烧
实验药品：原料矿；NaCl粉末
实验仪器：分析天平；马弗炉；坩锅；烧杯；玻棒
实验步骤：称取20g原料矿和20gNaCl粉末放入同一烧杯中，用玻棒将它们均匀混合后放入坩锅中，将坩锅放入马弗炉中加热，温度设定为800℃,加热为2h；其它条件不变，改变加热温度分别为850℃，900℃，950℃做三组单因素实验。
这个过程中，反应温度对熔出率有较大的影响，只有当温度高于氯化钠的熔点时，才能有较好的熔出率，NaCl的熔点是801℃，氯化钠与钾长石的配比和反应时间也有一定影响，最后根据钾的溶出率优化反应条件。
2.浸取分离
实验步骤：取一定量水于烧杯中，将焙烧物放入水中，使可溶性组分转为液相，成为浸出液，然后抽滤，使浸出液与不溶性固体残渣分离。
3.钾离子的分析
实验方法：分析方法为四苯硼酸钠重量法，四苯硼酸钠重量法是测钾的国标方法，也是目前土壤、肥料中钾含量测试应用最为广泛的一种分析方法。
其分析原理为：在碱性较弱的介质中，四苯硼酸钠溶液作为沉淀剂与待测溶液中的K+反应，形成白色的沉淀四苯硼钾，然后将所得沉淀进行过滤、洗漆、干燥并称重，根据沉淀的质量测得溶液中所含的钾含量。
其反应式为：
Na[B(C6H5 )4]+ K+=KB (C6H5) 4+ Na+
实验步骤：用移液管吸取25mL的溶液，置于烧杯中，然后移取已配制好的EDTA 溶液50rnL于入烧杯中并滴加酚酞2滴，用氢氧化钠溶液调至红色，放在通风橱内加热煮沸约15min，等其自然冷却或用流水使其冷却，如果红色消失，再滴加氢氧化钠调至红色。
在不断搅拌下，移取四苯硼钠溶液l0mL并逐滴加入，加入完后继续搅拌Imin左右。
静置，15min后用抽滤法过滤沉淀，抽滤的同时用洗涤溶液(四苯硼酸钠)洗涤5-7次，每次用量约5mL，最后再用水洗漆2次，每次用量5mL左右，最后将所得的沉淀物置于120℃土5下巳经预先恒重的4号玻璃坩埚内，在120℃土5的温度下干燥一个半小时，然后放入干燥器中冷却，称重，计算。
4.钾钠分离
实验步骤：将滤液加热至沸腾，蒸发掉部分水分，此时析出的为NaCI，将溶液热过滤，将清液冷却结晶，过滤，固体经洗涤、干燥得成品KCI。
水浸熔浸反应的混合物所得的KCI溶液中含有大量的NaCI，需进行分离才能得到较纯的KCI 产品，此方法是利用冷却热饱和溶液的方法，因为NaCl的溶解度受温度的影响不大,KCl的溶解度随温度的升高而增大.降低温度,KCl从溶液里面以晶体形式析出来。
方案二：碱熔酸浸提钾
本实验方案参考富钾页岩提钾中的碱熔酸浸的方法。
采用NaOH 为焙烧助剂进行焙烧，进一步降低了焙烧温度，焙烧后采用硫酸浸取，然后冷却定容，过滤，最后测定滤液中钾离子的含量，滤渣留样分析。
具体实验步骤如下：
1.焙烧：用分析天平称取20g原料矿与20gNaOH粉末，将它们放在坩埚中并混合均匀，将坩埚放进马弗炉中焙烧，将温度设定为600℃，焙烧时间为2h,此过程中的影响因素有进料的配比，反应温度以及反应时间，实验过程出不断改变这些参数，最后由结果讨论中得出最佳反应条件。
2.酸浸：依照固体质量，取液固比为3的用量的一定浓度的硫酸，将焙烧物用硫酸浸取，浸取在80℃水浴中进行，浸取时间为1h，根据实验具体情况改变硫酸用量，浸取温度及浸取时间，优化反应条件。
3.分析方法仍然是四苯硼酸钠重量法，与方案一的分析方法一致。
方案三：酸浸渣再焙烧制取磷酸二氢钾
此实验方案参考汉源含钾磷矿制取肥料级磷酸二氢钾的研究，四川汉源等地有大量的胶磷矿与钾长石共生的含钾磷矿，其中的胶磷矿是可以被无机酸分解的,而钾长石在常温常压下是不溶或难溶于无机酸的。
为了避免和解决焙烧后用酸处理时,钾长石中所含的铝及其它杂质以及焙烧添加物随磷矿中的磷一起进入液相。
我们先用无机酸（盐酸、磷酸或硫酸、磷酸混酸）处理汉源含钾磷矿, 分解其中所含的磷灰石, 将钾长石作为酸不溶物残渣与磷分开后再进一步用热法处理含钾酸浸渣以提取钾, 最后再将这些可溶性钾盐与磷化合制取磷酸二氢钾。
实验的具体步骤为：先按湿法磷酸的方法用硫酸分解含钾磷矿，与此同时加入硫酸钾，充分反应后过滤分离，将滤渣与石灰石充分反应按一定配比混合后在一定温度下焙烧，用水浸取焙烧物，过滤得到浸取液，将浸取液浓缩结晶得到硫酸钾，循环加入酸浸原料中，用氢氧化钾中和酸浸滤液中多余的磷酸，中和液经浓缩结晶后得到磷酸二氢钾产品。
具体实验步骤如下：
1.酸解:酸解是在恒温油浴里进行的, 先加入一定的硫酸钾,予热到指定的温度, 在搅拌下慢漫加入含钾磷矿和硫酸使之反应,反应的液固比，反应温度，反应时间等工艺条件与二水法湿法磷酸相似，酸解反应完后进行过滤分离。
2酸浸渣的焙烧：将酸浸渣与适量的CaCO3可使渣中的钾盐变为可溶性钾盐硫酸钾，实验中CaCO3的用量与焙烧温度是这一步的关键影响因素。
3.浸取：先在恒温水浴内将浸取液（水）升到指定温度，加入焙烧物并搅拌30分钟，过滤洗涤，将滤液蒸发浓缩，冷却后便有硫酸钾结晶析出，将硫酸钾加入第一步酸解过程中循环使用。
此过程中水浸温度，浸取时间等因素都有影响，应在实验中优化，得到最佳反应条件。
4.中和：用氢氧化钾中和第一步中的酸解后的滤液，将pH调至4.5，再经浓缩结晶分离便可得到磷酸二氢钾产品。
加工类似四川汉源这类磷灰石与钾长石共生的含钾磷矿生产肥料用磷酸二氢钾时, 先用硫酸将矿中的磷浸出, 成为磷酸, 使磷与钾分开, 再将酸浸渣与石灰石混合经高温焙烧使钾转变为水溶性硫酸钾, 将此硫酸钾送到酸浸部分使磷与钾结合, 再用少量氢氧化钾中和酸浸液便可以制得肥料用磷酸二氢钾。