硼泥的熔碱浸出脱硅

为实现硼泥的综合利用,采用熔碱介质对硼泥进行脱硅处理,考察了反应时间、反应温度及碱矿质量比对硼泥中二氧化硅提取率的影响.在此基础上,通过正交实验,确定最佳的脱硅反应条件.研究结果表明,最佳的脱硅反应条件:反应时间20 min,反应温度550℃,碱矿质量比为1.75∶1.此时,硅的提取率可达91.9%,硼泥脱硅渣中氧化镁的质量分数为92.04%,利用X射线衍射分析仪(XRD)和扫描电镜(SEM)对硼泥脱硅渣进行了表征.     

氧化锌矿溶出液的净化

以中低品位氧化锌矿的硫酸铵焙烧熟料溶出液为原料,其中主要含有Zn SO4,Fe2(SO4)3及Al2(SO4)3,以碳酸氢铵为除杂剂,采用黄铵铁矾法和水解法去除溶液中的杂质Fe和Al以得到较为纯净的Zn SO4溶液,实验考察了溶液p H值、反应温度、反应时间对除铁率的影响,得到了黄铵铁矾渣,继续调节硫酸锌溶液的p H值以水解去除溶液中的Al,得到铝渣.采用XRD,SEM,化学成分分析等手段对黄铵铁矾渣、铝渣进行了表征,结果表明黄铵铁矾发育良好,颗粒规则,氢氧化铝粒度不均匀.     

蛇纹石型红土矿常压酸浸实验研究

主要探讨了常压下盐酸对蛇纹石型红土镍矿进行浸出的工艺条件。考察了酸矿比、液固比、反应温度、反应时间等对蛇纹石型红土镍矿浸出的影响。通过实验得出最佳工艺条件:酸矿比为2.5∶1、液固比为5∶1、反应时间为0.5 h、反应温度为100℃。在此条件下镍、钴、铁浸出率分别为100%、100%和90%。     

低品位氧化锌矿湿法浸取制备纳米氧化锌

以低品位氧化锌矿为原料,通过酸浸、净化除杂得到纯净的硫酸锌溶液.以碳酸氢铵为沉淀剂,采用直接沉淀法制备纳米氧化锌粉体.考察了碳酸氢铵和硫酸锌的物质的量之比、反应温度、反应时间、前驱体碱式碳酸锌的热分解温度及时间对纳米氧化锌粒径大小及锌沉淀率或产品纯度的影响.采用X射线衍射仪、扫描电子显微镜等对产品的粒径及晶型结构进行检测.结果表明,所得产品为六方晶系氧化锌,形貌为球状,平均粒径为40 nm,ZnO质量分数达到97.5%.所设计工艺可得到技术指标达到GB/T 19589-2004 国家标准中纳米氧化锌粉体要求,且操作简便易行,易于工业化生产.     

用高岭土制备聚氯化铝铁-淀粉复合絮凝剂及性能研究

以高岭土、淀粉为原料合成聚氯化铝铁-淀粉复合絮凝剂。产品和市售PAC(以质量相同计)对废水进行处理,絮凝性能明显优于市售PAC。实验研究了酸浸高岭土的优化工艺条件,高岭土与盐酸质量比为1:3,盐酸浓度为6mol.L-1,温度为85～90℃,反应时间为4h,铝铁的浸取率分别达93%、95%。实验还研究了复合絮凝剂优化反应条件,酸浸液中铝与淀粉质量比为3.4:1,pH为1.5,温度为60℃,反应时间为6h时,产品絮凝效果佳。     

硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为

针对硫化锌精矿两段氧压浸出能耗高、锌浸出渣处理产生危废铁渣量大等行业技术难题,提出硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸工艺,利用锌浸出渣中高价铁的载氧体特性促进硫化锌精矿中低价硫化物的高效溶解,同时实现铁酸锌、金属硫化物的强化解离和铁的高效沉淀分离。研究结果表明：添加锌浸出渣可以强化硫化锌精矿的浸出;反应温度和初始酸度是关键影响因素,升高反应温度可显著提高锌浸出率,同时促进Fe³⁺水解沉淀成铁矾,提高酸度可以促进硫化锌精矿的高效溶解,但酸度过高时氧气溶解度降低,将抑制硫化锌精矿的溶解和Fe³⁺水解沉淀。在锌浸出渣与硫化锌精矿质量比为1:3、初始酸度95 g/L、反应温度160℃、液固比7:1、氧压0.8 MPa、搅拌转速800 r/min、反应时间120 min的最优技术条件下,渣计锌浸出率为98.6%,同时溶液中92.69%的铁以铁矾的形式沉淀入渣,浸出终渣主要物相组成为单质硫、黄钾铁矾、黄钠铁矾和赤铁矿,其占比分别为40.00%、39.10%、16.60%和4.30%;浸出液中铁质量浓度仅为1.62 g/L,为浸出液后续提锌创造了有利条件。     

阳极液提取Mn~(2+)和NH_3-N的影响因素及其分析

以阳极液作为提取剂,从电解锰渣中提取Mn2+和NH3-N,考察了液固比、反应温度和反应时间等3个因素对Mn2+和NH3-N提取效果的影响.实验结果表明,阳极液对Mn2+的提取效果明显优于对NH3-N的提取效果.Mn2+的最佳提取条件是液固比(mL/g)为10∶1,在50℃下反应30min,提取率达72.1%;NH3-N的最佳提取条件是液固比为10∶1,在50℃下反应40min,提取率达45.6%.动力学研究表明,阳极液对电解锰渣中Mn2+的提取反应符合拟一级动力学方程,而对NH3-N的提取反应符合拟二级动力学方程.     

含铁低品位氧化锌矿石浸出研究

针对含铁低品位氧化锌矿石,进行了碱性浸出与硫酸浸出研究.其中碱性浸出主要考察了采用不同浸出剂时浸出时间以及采用氨水——氯化铵作浸出剂时浸出温度对锌、铁浸出率的影响;硫酸浸出主要考察了硫酸初始浓度、矿浆液固比以及不同硫酸初始浓度时浸出温度和不同浸出温度时浸出时间对锌、铁浸出率的影响.研究结果表明,碱性浸出时锌浸出率不到5...     

冶金矿渣铅锌铁镍及稀贵金属回收利用研究及示范

该课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点,通过自主创新和技术集成,开发出高效新工艺、新药剂、新设备,解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究:(1)冶金矿渣工艺矿物学研究方面,对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究,明确了不同矿渣试验前后的变化和差异,并对后续的试验进行很好的理论指导。(2)高炉瓦斯灰泥方面,通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺,获得了品位为65.18%,回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的Zn O产品以及品位为33.56%,回收率为94.86%的粗铅产品,各项指标达到任务书中规定的指标。(3)黄铁矿烧渣方面,对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究,得出了最佳工艺条件。最佳条件下,可获得金浸出率在78%左右;碳吸附率可达到97%~99%,金的置换率可达到99%以上。原渣细筛—重选—磨矿—重选—脱泥—浮选流程,当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%,当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。(4)镍铜冶炼渣方面,通过实验室试验研究,形成了镍渣深度还原—磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%,铁回收率为90.45%,镍回收率为62.69%。(5)铅渣方面,在实验室条件下,对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究,得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。     

熔融还原法镍渣炼铁的热力学与动力学

利用熔融还原法进行了闪速炉水淬镍渣提铁的实验研究,探讨了熔渣二元碱度、反应温度和反应时间对提铁效果的影响.XRD测试结果表明水淬镍渣由正硅酸铁FeO.SiO2和玻璃态物质组成.镍渣中的氧化铁主要以FeO.SiO2的形式存在,通过常规的选矿方法很难实现铁氧化物的富集,故采用熔融还原方法进行镍渣提铁实验.实验结果表明增加配合料中CaO的加入量、提高反应温度以及延长熔制时间都能不同程度地提高镍渣中铁的还原率.通过比较1450～1600℃范围内各反应温度下不同类型还原反应的Gibbs自由能,镍渣熔融还原过程的主要反应形式为(FeO)+C(S)→[Fe]+CO.本实验确定的最佳配方组成为:镍渣100g、CaO34.7g、CaF24.04g和焦炭8.5g;最佳反应条件为1500℃熔制180min.以上条件下的渣铁分离效果较好,铁还原率达到96.32%.     

拉恩氏菌LRP3诱导形成碱式磷酸锌沉淀及其在Zn污染土壤修复中的作用

采用批式和土壤培养实验考察拉恩氏菌LRP3对Zn的磷酸盐矿物诱导及其在Zn污染土壤修复中的作用, 并进行X射线衍射、 扫描电子显微镜、 能谱及Fourier变换红外光谱分析. 结果表明, 菌株LRP3对Zn²⁺的最大耐受质量浓度为120 mg/L; 对溶液中Zn²⁺的去除率为菌体细胞（97.4%）>发酵液（88.2%）>无菌发酵液（81.6%）; 菌株LRP3的发酵液可通过生物矿化作用诱导形成结晶良好的立方体状Zn₂(OH)PO₃矿物晶体; 菌株LRP3的发酵液加入土壤后可快速降低DTPA-Zn的质量比, 培养5 d后DTPA-Zn的质量比平均下降784%, 培养6 d后土壤中Zn的弱酸提取态和可氧化态的质量比分别下降72.5%和562%, 可还原态和残渣态的质量比分别增加85.1%和14.8%. 因此, 菌株LRP3对Zn²⁺具有较强的抗性和吸附能力, 可通过降解植酸释放磷酸根, 进一步诱导形成碱式磷酸锌矿物晶体, 从而降低土壤中Zn的生物有效性, 可用于Zn污染土壤的绿色可持续修复.     

Mg对Galvalume镀层微观结构、耐蚀性和成形性的影响

利用扫描电镜、X射线衍射仪、电化学测试和杯突试验研究了Mg(质量分数15%)对Galvalume(Zn-55Al-16Si)镀层微观结构、耐蚀性和成形性的影响.扫描电镜和X射线衍射仪检测结果显示,添加Mg后在Zn-55Al-16Si-15Mg镀层的枝晶间区出现了MgZn2相;腐蚀产物的微观形貌显示Mg能减少镀层腐蚀产物中的裂纹,并提高其致密性.电化学检测结果显示,Zn-55Al-16Si-15Mg镀层的腐蚀速度仅为Galvalume的341%,因此Mg能显著地提高Galvalume镀层的耐蚀性;MgZn2作为强化相,强化了镀层的枝晶间区,减少了成形杯弯曲外表面的微裂纹,显著地提高了Galvalume镀层的成形性.     

采用聚氨酯模板法制备花形纳米氧化锌

以乙酸锌(Zn(CH3COO)2)为锌源,尿素(CO(NH2)2)为碱源,非离子型聚氨酯(PU)为模板,采用水热法制备碱式碳酸锌(Zn5(CO3)2(OH)6)前驱体.在400 ℃进一步煅烧前驱体2 h,即获得氧化锌粉末.用粉末X射线衍射和扫描电镜研究产物的形貌和结构.结果表明:以PU为模板制备的氧化锌可以获得由纳米片状结构组成的花状形貌,PU的加入可以有效减小氧化锌的晶粒尺寸.进一步研究反应物的组成、反应温度及反应时间对产物结构的影响,发现当体系中碱源(OH-)和锌源(Zn2+)的摩尔比为4,水热反应时间为18 h,反应温度为150 ℃时,前驱体可以获得最完整的花状形貌,并且煅烧后氧化锌的花形形貌不变.     

Reaction condition optimization and kinetic investigation of roasting zinc oxide ore using (NH<Subscript>4</Subscript>)<Subscript>2</Subscript>SO<Subscript>4</Subscript>

An orthogonal test was used to optimize the reaction conditions of roasting zinc oxide ore using (NH₄)₂SO₄. The optimized reaction conditions are defined as an (NH₄)₂SO₄/zinc molar ratio of 1.4:1, a roasting temperature of 440°C, and a thermostatic time of 60 min. The molar ratio of (NH₄)₂SO₄/zinc is the most predominant factor and the roasting temperature is the second significant factor that governs the zinc extraction. Thermogravimetric–differential thermal analysis was used for (NH₄)₂SO₄ and zinc mixed in a molar ratio of 1.4:1 at the heating rates of 5, 10, 15, and 20 K·min-1. Two strong endothermic peaks indicate that the complex chemical reactions occur at approximately 290°C and 400°C. XRD analysis was employed to examine the transformations of mineral phases during roasting process. Kinetic parameters, including reaction apparent activation energy, reaction order, and frequency factor, were calculated by the Doyle–Ozawa and Kissinger methods. Corresponding to the two endothermic peaks, the kinetic equations were obtained.     

Nickel solvent extraction from cold purification filter cakes of Angouran mine concentrate using LIX984N

Cold purification filter cakes generated in the hydrometallurgical processing of Angouran mine zinc concentrate commonly contain significant amounts of Zn, Cd, and Ni ions and thus are valuable resources for metal recovery. In this research, a nickel containing solution that was obtained from sulfuric acid leaching of the filter cake following cadmium and zinc removal was subjected to solvent extraction experiments using 10vol% LIX984N diluted in kerosene. Under optimum experimental conditions (pH 5.3, volume ratio of organic/aqueous (O:A) = 2:1, and contact time = 5 min), more than 97.1% of nickel was extracted. Nickel was stripped from the loaded organic by contacting with a 200 g/L sulfuric acid solution, from which 77.7% of nickel was recovered in a single contact at the optimum conditions (pH 1–1.5, O:A = 5:1, and contact time = 15 min).     

Cost-effective integrated strategy for the fabrication of hard-magnet barium hexaferrite powders from low-grade barite ore

Ultrafine barium hexaferrite (BaFe₁₂O₁₉) powders were synthesized from the metallurgical extracts of low-grade Egyptian barite ore via a co-precipitation route. Hydrometallurgical treatment of barite ore was systematically studied to achieve the maximum dissolution efficiency of Fe (~99.7%) under the optimum conditions. The hexaferrite precursors were obtained by the co-precipitation of BaS produced by the reduction of barite ore with carbon at 1273 K and then dissolved in diluted HCl and FeCl₃ solution at pH 10 using NaOH as a base; the product was then annealed at 1273 K in an open atmosphere. The effect of Fe3+/Ba2+ molar ratio and the addition of hydrogen peroxide (H₂O₂) on the phase structure, crystallite size, morphology, and magnetic properties were investigated by X-ray diffraction, scanning electron microscopy, and vibrating sample magnetometry. Single-phase BaFe₁₂O₁₉ powder was obtained at an Fe3+/Ba2+ molar ratio of 8.00. The formed powders exhibited a hexagonal platelet-like structure. Good maximum magnetization (48.3 A·m2·kg–1) was achieved in the material prepared at an Fe3+/Ba2+ molar ratio of 8.0 in the presence of 5% H₂O₂ as an oxidizer and at 1273 K because of the formation of a uniform, hexagonal-shaped structure.     

5-Br-PADAP分光光度法测定铁矿石中的锌

研究了5-Br-PADAP分光光度法测定微量锌的显色条件问题。实验结果表明,在pH值为7.0~10.0的硼砂-盐酸缓冲溶液中,在表面活性剂OP-10存在的条件下,Zn2+与5-Br-PADAP形成了配合比为1∶2(物质的量比)的红紫色配合物,其最大吸收波长λmax=552nm,锌的质量浓度在0~125μg/25mL时,服从比尔定律,表观摩尔吸光系数为1.2×105 L/(mol·cm)。用该方法测定铁矿石中的微量锌,灵敏度高,准确性好,操作简便,安全快速。     

垃圾焚烧飞灰中铜、锌在不同浸取液中的静态浸出特性研究

以浙江省温州市临江垃圾焚烧场所产生的飞灰为研究材料,分别以蒸馏水、河水、海水和模拟酸雨等为浸取液,研究了液固比(mL∶g)分别为20∶1,30∶1,40∶1和50∶1,振荡12,24,36,48,72,96h等不同时间后,飞灰中铜和锌静态浸出特性.结果显示,铜和锌在4种浸取液中具有较为相似的渗出规律:在浸取时间较短时,铜和锌的浸出量随着浸取时间的增加而缓慢增加,在浸取时间为72h时铜和锌的浸出量均急剧增加,而当浸出时间为96h时却均急剧下降;铜和锌在pH值低的浸取液中的浸出量较多,在pH值较高的浸取液中浸出量较少;在模拟酸雨中铜和锌的浸出量最多,而在海水中则最少;大多数条件下,当液固比(mL∶g)为30∶1时,铜和锌的浸出量最多,而在50∶1时最少.     

固定化生物活性炭对矿山酸性废水中Zn2+的吸附性能

以筛选出的芬式纤维微菌属菌株T1为研究对象,研究了其用于固定化生物活性炭(IBAC)工艺对矿山酸性废水(AMD)中重金属Zn2+的吸附规律.结果表明,在水力负荷019m3·(m2·h)-1、气水体积比10∶1、水力停留时间380h,IBAC对Zn2+质量浓度10000mg/L,pH值4的酸性废水中Zn2+去除率达到7518%,且水质得到改善.共存离子Cu2+,Cd2+,Fe3+,Ni2+使IBAC对Zn2+的去除率降低.扫描电镜发现,菌株T1细胞成纤维状,且在活性炭颗粒表面附着生长,吸附Zn2+后细胞体积膨胀.EDS分析表明,固定在活性炭颗粒表面的微生物吸附大量Zn2+.反应动力学研究表明,IBAC吸附AMD中Zn2+基本符合一级反应动力学模型.     

聚(己二酸/丁二醇-co-己二酸/乙醇胺)的合成

以1,4-丁二醇、己二酸和乙醇胺为原料合成了聚'(己二酸/丁二醇-co-己二酸/乙醇胺)（PBEA）预聚体，再以对苯二甲酰双己内酰胺(TBC)为扩链剂对其进行扩链，合成出了高分子量的聚酯酰胺。研究了预聚体分子量、扩链剂/预聚体摩尔比、反应温度等因素对扩链反应的影响。在扩链温度为220?℃，预聚体的分子量为1700左右，扩链剂/预聚体的摩尔比为1.1时，扩链效果最好，所得PBEA的特性黏度达082dL/g。并采用GPC和DSC分别对扩链前后的聚酯酰胺的分子量和熔点进行了表征，发现其分子量成倍增加，而熔点则有所降低。