U（Ⅵ）在土壤中Freundlich线性吸附临界值

选择甘肃嘉峪关地区砂土、粘土两种代表性土壤介质,采用静态吸附实验,研究了U(Ⅵ)的线性吸附临界值.实验结果表明:U(Ⅵ)在砂土、粘土中的平衡吸附等温线均符合Freundlich模型. U(Ⅵ)-砂土体系,平衡浓度在0～7.72×10~(-4) mol·L~(-1)时,吸附等温线趋近于线性,分配系数是等温线斜率K_F为16 mL·g~(-1);平衡浓度在7.72×10~(-4)～5.17×10~(-3) mol·L~(-1)时,等温线指数α为1.78,吸附平衡参数K_F为4.12 L·g~(-1),分配系数从19.74 mL·g~(-1)增加至71.25 mL·g~(-1),线性吸附临界值为7.72×10~(-4) mol·L~(-1). U(Ⅵ)-粘土体系,平衡浓度在0～7.50×10~(-4) mol·L~(-1)时,吸附等温线趋近于线性,分配系数是等温线斜率K_F为46 mL·g~(-1);平衡浓度在7.50×10~(-4)～2.72×10~(-3) mol·L~(-1)时,等温线指数α为1.89,吸附平衡参数K_F为27.39 L·g~(-1),分配系数从79.08 mL·g~(-1)增加至144.73 mL·g~(-1),线性吸附临界值为7.50×10~(-4) mol·L~(-1).     

煤系黄铁矿氧化产酸的动力学研究

采用自制的间歇反应器,以三价铁离子为氧化剂,对煤系黄铁矿的氧化动力学进行了系统的研究.在温度25~44℃,氧化剂Fe(Ⅲ)浓度4.0×10-3~6.0×10-3mol/L的范围内,黄铁矿的氧化速率RFe(Ⅱ)为1.97×10-5~7.02×10-5mol/(L.min).在实验范围内,随温度的升高或[Fe(III)]i的升高,黄铁矿的氧化速率增大.通过对氧化速率与温度、[Fe(III)]i之间对应关系的回归分析,得到黄铁矿被Fe(Ⅲ)氧化的速率公式为RFe(II)=5.05×104e-45.54/RT[Fe(III)]i0.6,氧化反应的活化能为45.54 kJ/mol,该值表明黄铁矿的氧化是表面反应控制的,而不是扩散控制的.     

一种新型的具有修复机制铅离子选择电极的研制

构建了新型的以硫化铅纳米空球包埋膜组分为载体的聚氯乙烯膜铅离子选择电极.电极对铅离子的响应在1×10~(-2)~1×10~(-5) mol·L~(-1)浓度范围内有线性关系,斜率为26mV/pC,检测下限为7.1×10~(-6) mol·L~(-1).膜厚约0.3 mm的聚氯乙烯膜铅离子选择电极在1×10~(-1)~1×10~(-2),1×10~(-3)~1×10~(-5)及1×10~(-6)~1×10~(-) mol·L~(-1)的铅离子溶液中,其响应时间分别为9~15,20~45和55~70s.在1×10-3 mol·L~(-1)铅离子溶液中电极电位稳定的pH范围为3~7,银离子对电极的测量有一定的干扰.     

N—（8—喹啉基）—N‘—苯甲酰基硫脲的极谱行为研究

本文研究了N-(8-喹啉基)-N’-苯甲酰基硫脲的极谱性质。发现在0.1mol·L~(-1)KBr-0.05mol·L~(-1)NaOH/K_2HPO_4溶液中,其产生三个清晰的阴极化示波极谱波,二次导数峰电位分别为-0.40V,-0.77V及-1.20V(VS.SCE),相应的线性范围依次是1.0×10~(-6)～4.0×10~(-5)mol·L~(-1),1.0×10~(-6)～5.0×10~(-5)mol·L~(-1),1.0×10~(-8)～2.0×10~(-6)mol·L~(-1)。文中对极谱波性质和电极反应机理进行了探讨。研究表明,前两峰分别为>C=S,>C=O的电还原,后者为氢催化波。     

功能化石墨烯-离子液体修饰电极的制备及对芦丁的检测

基于功能化石墨烯和离子液体构建了一种新型的电化学传感器.采用透射电子显微镜(TEM)、红外光谱(FTIR)、循环伏安法(CV)、电化学阻抗法(EIS)对复合材料和修饰电极进行表征.结果表明,电极表面石墨烯和离子液体极大地提高了芦丁的电化学响应,在最优实验条件下,芦丁的浓度与电流在1.0×10~(-8)～8.0×10~(-5) mol·L~(-1)范围内呈现良好的线性关系,检出限为3.3×10~(-9) mol·L~(-1)(S/N=3).     

氢氧化镍/过氧化聚吡咯修饰电极的制备及电催化氧化

采用电化学方法制备了纳米氢氧化镍/过氧化聚吡咯复合膜修饰电极(Nano-Ni(OH)2/PPyox),研究了该修饰电极的电化学性质及其电催化活性.结果表明:在0.10 mol·L-1 NaOH溶液中,该修饰电极对葡萄糖具有较强的电催化活性,且具有良好的抗干扰性.在优化实验条件下,安培法检测葡萄糖的线性范围为2.0×10-7 ～5.0×10-5 mol·L-1(r =0.999 7)和5.0×10-5～1.0×10-3 mol·L-1(r=0.999 4),灵敏度分别为1017 μA·mM-1 ·cm-2和733 μA·mM-1·cm-2.     

表面活性剂MES协同硫酸对含铀废渣中铀的浸出动力学

表面活性剂MES能促进硫酸对铀的浸出,利于铀资源的回收利用。为了进一步探索表面活性剂MES促进铀浸出的机理,基于液-固多相反应的收缩核模型,通过静态实验研究了表面活性剂协助硫酸对铀废渣中铀浸出的动力学特征。研究结果表明添加MES表观反应速率常数比没有添加的大一个数量级,其中,添加MES的反应速率常数在1.235×10~(-6)~2.726×10~(-6)之间,而没有添加MES的在6.789×10~(-7)~9.55×10~(-7)之间,其表观活化能,添加MES的为29.523 k J/mol,不添加的为12.493 k J/mol,在25~45℃的温度范围内,硫酸对铀的浸出主要受液膜扩散控制。     

成型菱镁矿粉矿分解动力学

为研究成型菱镁矿粉矿在分解过程中的分解行为机理,利用TG法分析成型菱镁矿粉矿在3,4,5℃/min升温速率下的转化率,并通过Coats-Redfern方程确立成型菱镁矿粉矿热分解动力学三因子。结果表明:成型菱镁矿粉矿分解活化能为96.67 k J/mol,指前因子为4.18×10~5s~(~(-1)),反应机理为三维扩散,由Z-L-T方程控制的三维扩散3D模型为最概然机理函数,动力学微分方程为dα/dt=4.18×10~5exp(-96.67/RT)1.5(1-α)~(4/3)[(1-α)~(-1/3)~(-1)]~(-1)     

线性扫描极谱法连续测定红菇中的铜、镉、锌

在0.4mol·L-1 NH3·H2O-NH4Cl缓冲溶液中(pH=9.19),用线性扫描极谱法连续测定了红菇中Cu、Cd、Zn三种微量元素的含量.研究结果表明:Cu2 、Cd2 、Zn2 的峰电位分别为-0.45V(vs·SCE)、-0.79V(vs·SCE)、-1.33V(vs·SCE);线性范围分别为1.3×10-5～1.5×10-4 mol·L-1、2.5×10-5～5.0×10-4mol·L-1、2.5×10-5～5.0×10-4mol·L-1;检出限分别为0.006μg/mL、0.005μg/mL、0.006μg/mL,回收率分别为97.0～100.5%、98.4～102.0%、96.5～102.6%.此方法准确、简便、快速、灵敏度高.     

吸附溶出伏安法测定微量镍

在0.01mol·L_(-1)NH_3—0.01mol·L_(-1)NH_4Cl缓冲溶液中,酸性铬兰K(ACBK)在-0.34v(vs.SCE)产生一还原波P_1,当有镍离子存在时,N_~(2 )—ACBK络合物在-0.64v产生一新的灵敏极谱波P_2,P_2的峰与N_1~(2 )浓度在2.0×10~(-8)～3.2×10~(-7)mol·L~(-1)范围内成正比,检测限为1.0×10_(-8)mol·L~(-1),用于测定标样中的微量镍,结果令人非常满意。     

两矿法浸出软锰矿的工艺与理论

对国内流行的黄铁矿－软锰矿两矿法硫酸浸出软锰矿工艺进行了研究．结果表明，在一般的工艺条件下，锰浸出率较低，延长浸出时间对锰浸出率影响不大，而提高硫酸用量则使锰浸出率明显降低．此外，对该工艺过程的机理进行了分析，认为浸出过程中黄铁矿的氧化产物S0和SO竞争反应的并行存在，消耗了大量的黄铁矿，同时，强疏水性的元素硫S0的生成也阻碍了浸出反应的进一步进行，使实际浸出反应所需的黄铁矿量增加．     

紫金山铜矿浸出过程黄铁矿的氧化行为

针对紫金山铜矿堆浸过程中,在辉铜矿和铜蓝等有用矿物浸出的同时,有黄铁矿被大量浸出,造成浸出液中Fe3 浓度过高的现状,研究了细菌浸出黄铁矿的氧化行为和机理,重点考察了Fe3 的化学氧化以及细菌浸出黄铁矿过程的影响因素.研究结果表明,在有菌条件下,pH值为1.6时,混合矿浸出初期,黄铁矿的浸出率仅为5%～8%;随着浸出时间的增加,氧化还原电位升高,浸出15d后,氧化还原电位上升到500mV以上时,黄铁矿的浸出率可达25%.说明氧化还原电位是细菌浸出黄铁矿过程的重要影响因素.机理研究表明,细菌浸出黄铁矿是以间接反应为主,细菌在黄铁矿表面的吸附对黄铁矿的浸出具有协同作用.     

FeS2-MnO2-H2SO4浸出软锰矿反应

针对FeS2-MnO2-H2SO4浸出软锰矿的浸出过程进行了研究,考察了反应过程中FeS2反应方式对MnO2浸出的影响.研究过程中分别对矿浆中的Mn2+,Fe2+和Fe3+质量浓度,以及矿浆电位的变化进行了监测,并对浸出过程进行了阶段的划分与分析.通过对浸出过程中不同反应阶段的分析,发现不同反应阶段过程中Mn2+与Fe3+浸出速率的比值是不同的,说明在不同阶段存在着不同的反应方式,导致FeS2的利用率在不同阶段存在明显差异.同时,对矿浆电位的监测表明,高电位有利于FeS2浸出Fe2+,从而加快了MnO2的浸出速率.     

载金硫化物焙烧--自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.     

含金矿物的氰化浸取动力学

筛选了一种能强化金浸取反应速率的添加剂——间硝基苯磺酸钠(MS),并进行了浸取反应过程的动力学研究。讨论了MS和氰化钠浓度、温度、搅拌强度及矿物粒度等因素对浸取反应的影响。MS通过改变阴极反应体系强化了金的氰化浸取反应速率,且对浸取液中氰化物无破坏作用。采用收缩未反应芯模型较好地描述了金的浸取过程,金浸取的动力学过程受扩散控制。同时导出了宏观动力学方程。用黄铁矿焙渣在串联式池浸装置中进行工业化模拟试验的结果表明,含MS的浸取液,浸取金含量仅为0.94g/t的矿渣,具有较力满意的结果。     

用还原焙烧法从硫铁矿烧渣中提取铁的研究

研究了高温还原焙烧、硫酸浸取提取硫铁矿烧渣中的铁。用碳作还原剂,800℃以上温度、反应时间约20min时铁的提取率达90%以上,得到的还原渣可以在温和条件下浸出。得到的FeSO4提取液不需再经还原,便于净化,适于作透明氧化铁颜料、磁性铁氧体等高档用品的原料。     

铀矿堆浸过程的动力学模型及实验研究

通过浸出率与浸出时间的关系曲线,推导出铀矿硫酸堆浸过程的控制模式和化学反应常数。实验结果表明浸出率在小于60％以内,与浸出时间呈直线关系,得出浸出过程控制模式为化学反应控制的结论。实验数据计算得出在该实验中化学反应浸出速率常数为1．5×10^-7s^-1,液固相化学反应速率系数为3．6×10^-8m／s。实验结果在未加氧化剂的酸堆浸铀矿石中,最多只有40％的四价铀能氧化成六价铀,要想进一步提高铀的浸出率,必须加入氧化剂,提高氧化能力。     

从难处理金矿中回收金:黄铁矿对硫脲浸金体系稳定性的影响

The extraction of gold from refractory gold ores (RGOs) without side reactions is an extremely promising endeavor. However, most RGOs contain large amounts of sulfide, such as pyrite. Thus, investigation of the influence of sulfide on the gold leaching process is important to maximize the utilization of RGOs. In this work, the effects of pyrite on the stability of the thiourea system were systematically investigated under different conditions. Results showed that the decomposition rate of thiourea was accelerated sharply in the presence of pyrite. The effect of pyrite on gold recovery in thiourea leaching systems was then confirmed via a series of experiments. The decomposition efficiency of thiourea decreased by 40% and the recovery efficiency of gold increased by 56% after the removal of sulfide by roasting. Under optimal conditions, the efficiency of the gold recovery system increased to 83.69% and only 57.92% of thiourea decomposition was observed. The high consumption of thiourea by the leaching system may be attributed to not only adsorption by mineral particles but also catalytic decomposition by some impurities in the ores, such as pyrite and soluble ferric oxide.     

浸矿菌液/天然黄铁矿界面的动态氧化研究

细菌氧化黄铁矿的过程是细菌破坏黄铁矿化学键和建立新化学键的过程·细菌在浸矿菌液/天然黄铁矿界面上产生一系列的生物化学反应·由于黄铁矿的(100),(110),(111)面上亚铁离子和对硫离子团的分布形式、密度不相同,因此菌液/黄铁矿各种界面的氧化腐蚀程度也有差异·通过对天然黄铁矿(100),(110)和(111)面的细菌氧化动态试验研究,可以将细菌氧化黄铁矿的过程分为三个阶段:第一阶段是黄铁矿的点状氧化阶段;第二阶段为黄铁矿面状氧化阶段;第三阶段为黄铁矿遭到严重的氧化腐蚀,最终导致晶体破坏·细菌对黄铁矿不同面氧化强度顺序为(111)>(110)>(100)·     

Recovery of gold from refractory gold ores: Effect of pyrite on the stability of the thiourea leaching system

The extraction of gold from refractory gold ores(RGOs) without side reactions is an extremely promising endeavor. However, most RGOs contain large amounts of sulfide, such as pyrite. Thus, investigation of the influence of sulfide on the gold leaching process is important to maximize the utilization of RGOs. In this work, the effects of pyrite on the stability of the thiourea system were systematically investigated under different conditions. Results showed that the decomposition rate of thiourea was accelerated sharply in the presence of pyrite. The effect of pyrite on gold recovery in thiourea leaching systems was then confirmed via a series of experiments. The decomposition efficiency of thiourea decreased by 40% and the recovery efficiency of gold increased by 56% after the removal of sulfide by roasting. Under optimal conditions, the efficiency of the gold recovery system increased to 83.69% and only 57.92% of thiourea decomposition was observed. The high consumption of thiourea by the leaching system may be attributed to not only adsorption by mineral particles but also catalytic decomposition by some impurities in the ores, such as pyrite and soluble ferric oxide.