模拟菱锰矿硫酸浸出液中铁离子的去除

为了考察菱锰矿硫酸浸出液采用Na₃PO₄除铁的可行性,以及除铁所生成的FePO4滤渣用NaOH处理以回收PO₄^3-的效果,对Mn²⁺、Fe²⁺浓度分别为18.04、5.20 g/L的模拟菱锰矿硫酸浸出液进行了Na₃PO₄除铁、PO^3-₄回收工艺条件试验。结果表明：在H₂O₂用量为理论量、溶液pH=1.8、Na₃PO₄用量为1.7倍理论量、搅拌时间为15 min情况下,Fe²⁺去除率达99.85%、Mn2+损失率仅为2.23%;FePO4滤渣用0.75倍理论量的NaOH处理,反应3 h时的PO^3-₄回收率达98.24%。因此,菱锰矿硫酸浸出液采用Na₃PO₄除铁不仅可行,而且因PO3-4可回收再利用,除铁工艺成本较低。     

掺Fe3+锐钛型TiO2的制备及其紫外光照下催化降解苯胺

用水热法制备了掺Fe³⁺的TiO₂晶体粉末Fe³⁺/TiO₂,并通过XRD、SEM和TEM等手段对它进行了表征。研究了在紫外光照下Fe³⁺/TiO₂对苯胺的催化降解效果。分析了苯胺初始浓度、掺Fe³⁺量、Fe³⁺/TiO₂用量、光照时间和溶液初始pH值等因素对光催化效率的影响。结果表明: 所制备的TiO₂晶体为锐钛矿型即A-TiO₂;晶体粉末由直径约2.5 μm的TiO₂微米球组成,各微米球则由八面体型的TiO₂纳米晶体(长度1~1.5 μm)通过自组装形成,八面体的三角形边长100~200 nm;在50 mg/L的苯胺溶液中(pH=7),掺杂0.2%(摩尔分数)Fe³⁺的A-TiO₂粉末用量为0.5 g/L时,室温下紫外光照(λ=365 nm)反应45 min,苯胺降解率达到73.84%。     

不同温度Fe-H2O体系的溶解组分优势区域图和Pourbaix图

针对Fe-H₂O体系中重要的单核配合物进行计算分析,通过热力学手册获得各反应物质S_298K⁰、ΔG_298K⁰和C_P⁰的数据,计算得到不同温度下的ΔG_T⁰的数据,分别构建298、373、473、573 K温度下的溶解组分优势区域图和Pourbaix图。结果表明,Fe²⁺和Fe³⁺均可稳定存在于强酸性溶液中。随着溶液pH值的升高,Fe²⁺依次转化为FeOH⁺、Fe(OH)⁺和Fe(OH)^-₃,而Fe³⁺依次转化为FeOH²⁺、Fe(OH)⁺₂、Fe(OH)₃⁰和Fe(OH)^-₄     

石煤酸浸提钒浸出液萃取试验研究

以湖北某地石煤为原料,对提钒酸浸液萃取过程的工艺技术参数进行了研究。结果表明：用Na₂SO₃对酸浸液进行预处理可以高效排除Fe³⁺对V⁴⁺萃取的影响,提高相同萃取级数下的萃取率;萃取适宜的萃原液pH=2,水相与有机相相比为3∶1,萃取时间为8 min,5级萃取下的总萃取率为99.29%;反萃适宜的有机相与水相相比为10∶1,反萃剂硫酸溶液的体积浓度为8%,8级反萃下的总萃取率为99.70%。     

酸性H2O2氧化预处理浮选金精矿及其机理研究

酸性 H₂O₂ 氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁 矿、毒砂等载金矿物被有效溶解, 从而使金暴露出来,提高金浸出率。 研究了酸性 H₂O₂ 体系中黄铁矿的氧 化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、 H₂SO₄ 和 H₂O₂浓度等对浮选金精矿的预处理效果。 结果表明:H₂O₂ 氧化 过程中没有固相生成物,黄铁矿中的 Fe 转 化为 Fe²⁺和 Fe³⁺ 于溶液中,Fe²⁺ 与 H₂O₂ 可发生 Fenton 反应生成氧 化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有 H₂SO₄ 生成,体系的 pH 值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性 H₂O₂ 、·OH 和 Fe³⁺氧化,体系中 S 最终转化为 SO₄ ^2-或 HSO₄^- 。 浮选金精矿在温度为 30 ℃ 、矿浆浓度为 100 g/L、 H₂SO₄ 初始浓度为 0. 18 mol/L 和 H₂O₂ 初始浓度为 1. 76 mol/L 的条件下氧化预处理后,Fe 浸出率、试样失重率分别为 95. 33%和 51. 42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出 率仅为 11. 68%,而经过酸性 H₂O₂预处理—浸出后,金浸出率可达 92. 69%。     

铁氧体法处理含铜、锌、镉重金属废水的实验研究

用铁氧体法处理同时含铜、锌、镉废水,对铁氧体法处理含铜、锌、镉废水工艺中的主要技术参数进行探讨,研究pH值、温度、Fe³⁺和Fe²⁺投加量及添加剂对处理效果的影响。实验表明：当温度为70℃、Fe³⁺/Fe²⁺为1.5(mg/mg)、Fe²⁺/Mn²⁺投加量为11(mg/mg)、pH值为9,添加剂为1.2 mg/L时,对含铜、锌、镉废水处理效果比较好,并达到排放标准。     

黄铁矿生物氧化过程的阶段性

以氧化亚铁硫杆菌为实验菌株，研究了黄铁矿的Fe³⁺氧化和生物氧化过程中溶液铁离子浓度、pH值以及Eh值的变化。结果表明，Fe³⁺由于自身很快会被消耗，因而对黄铁矿的氧化速率较低；而在细菌的作用下，Fe²⁺可以不断被氧化成Fe³⁺，从而使黄铁矿的氧化速率明显加快，因此生物氧化具有更高的效率。基于间接作用机制，结合黄铁矿生物氧化过程中pH值及Eh值的变化规律，提出了黄铁矿生物氧化的阶段性特点，即将氧化亚铁硫杆菌对黄铁矿的氧化过程分为黄铁矿无机氧化、Fe²⁺生物氧化和黄铁矿稳定生物氧化3个阶段。     

不同磨矿体系下新生阳离子存在行为及其对黄铜矿可浮性的影响

磨矿过程会使矿浆溶液中离子的种类及含量发生较大变化,进而对矿物浮选溶液化学性质及其可浮性 产生难免影响。 通过磨矿试验、原生离子和新生阳离子含量检测试验、单矿物浮选试验和浮选溶液化学计算,考察了 不同磨矿体系下新生阳离子的存在行为及其对黄铜矿可浮性的影响。 结果表明:黄铜矿不同磨矿体系下矿浆溶液中 存在的新生阳离子为 Cu²⁺、Fe²⁺和 Fe³⁺,且干式磨矿体系下产生的新生阳离子含量高于湿式磨矿体系;适量的 Fe²⁺和 Cu²⁺在黄铜矿表面能够形成新的活性位点,可增强黄铜矿表面与丁胺黑药的键合作用,从而提高黄铜矿的可浮性;适 量的 Fe³⁺在 pH 值为 5~ 7 时对黄铜矿有轻微活化作用,但过量的 Fe³⁺会增大 Fe( OH) ₃(aq) 和 Fe( OH) ₄ ^-组分在溶液中 的含量,使得矿物表面亲水性增强,从而对黄铜矿产生抑制作用。 研究结果可为黄铜矿不同磨矿体系的选择及其对 浮选环境的调控提供一定的借鉴。     

紫外光照下改性A-TiO2降解番红花红T

用水热法制备了掺Fe³⁺改性TiO₂粉末,通过XRD对其结构进行了表征,并研究了在紫外光照下该掺Fe³⁺改性TiO₂对番红花红T的催化降解效果。结果表明: TiO₂晶体属于纯锐钛矿型(A-TiO₂); 优化降解条件为: 番红花红T溶液初始浓度15 mg/L,pH=5,5%掺Fe³⁺量的A-TiO₂用量4 g/L,16 ℃下经254 nm照射反应55 min,该条件下番红花红T降解率59.5%; 相同优化条件下进行暗吸附,30 min达到吸附平衡,A-TiO₂对番红花红T平衡吸附量2.02 mg/g。番红花红T降解率与吸附率基本正相关。     

硫代硫酸盐浸金体系中活性炭表面Zeta电位研究

研究了硫代硫酸盐浸金体系下基底试剂浓度与pH值、模拟浸出液pH值与搅拌时间等对活性炭表面Zeta电位的影响。结果表明,活性炭零电点为2.13; 其表面Zeta电位随硫代硫酸盐浓度增加而负值减小,随硫酸铜浓度增加而正值减小,随氨水浓度增加保持不变; 氨水溶液pH值大于9.0时,活性炭Zeta电位开始负值增大; 而活性炭Zeta电位几乎不随硫代硫酸盐溶液pH值变化而变化。模拟浸出液中,活性炭表面Zeta电位随pH值、搅拌时间变化较小; 当pH值为9.0时,活性炭对Au(S₂O₃)₂^3-的吸附率最大,为27.8%。模拟浸出液中活性炭表面主要优先吸附了含硫含氮化合物,表面Zeta电位始终为负值,活性炭通过静电作用难以吸附Au(S₂O₃)₂^3-。     

P204-仲辛醇皂化萃取氰化尾渣酸浸液中铁的初步研究

采用P204-仲辛醇皂化萃取体系从金精矿氰化尾渣酸浸液中萃取分离铁, 初步研究其萃取机理, 并考察了萃取体系、P204浓度和料液初始pH值、含铁浓度及加入介质NaCl对Fe(Ⅲ)萃取的影响以及相比(O/A)、H₂SO₄浓度对Fe(Ⅲ)反萃的影响。实验结果表明：P204和仲辛醇对酸浸液中的Fe(Ⅲ)具有一定协同萃取效应, 仲辛醇作为萃取体系中的相转移试剂, 尤其能改善铁的反萃效率。同时, 采用氨水皂化后的萃取体系铁的提取率显著提高。P204、仲辛醇以及260^#溶剂油以1∶1∶2的体积比混合作为萃取体系, 在相比为2的条件下, 调整含铁10.18 g/L的原酸浸液的pH值接近2.0, 经过1级萃取, 萃余液中含铁低于0.25 g/L; 以25%(体积分数)的H₂SO₄反萃, 有机相中的铁基本被反萃完全。通过萃取和反萃, 铁离子溶液中杂质含量大大减少, 尤其是砷的含量。     

杂质铝对磷酸酯混合萃取剂从铵盐浸出液中萃取稀土的影响

风化壳淋积型稀土矿是我国重要的战略性资源,使用原地浸出开采工艺得到的稀土浸出液中铝含量较高,是主要的杂质离子。为了从该浸出液中一步法分离富集稀土,探讨了一种磷酸酯混合——萃取剂P0261(2-乙基己基磷酸酯,单酯和二酯1 GA6FA 1混合)在NH₄Cl、(NH₄)₂SO₄、NH₄NO₃三种模拟浸出液中对稀土La3+、Nd3+的萃取行为,并分析杂质铝离子对稀土萃取行为的影响。试验结果表明:在三种铵盐溶液中,萃取剂均能够有效萃取分离稀土离子La3+、Nd3+;加入Al3+后,稀土萃取率E会随Al3+浓度增大而减小。但当Al3+浓度在300 mg·dm-3以内时,E降幅缓慢,最大下降值为14.68%。通过分析负载有机相,Al3+比RE3+更易与P=O形成配位键,且铵根离子浓度变化会影响P=O→RE配位键的形成,从而影响萃取行为。因此,将浸出液中的杂质铝离子浓度控制在300 mg·dm-3以内,则可以使用萃取剂P0261一步法萃取分离稀土。      

分光光度法测定钼萃原液中钼含量的研究

在HNO3体系中,用SnCl2将Mo(Ⅵ)还原为Mo(Ⅴ),NaSCN与Mo(Ⅴ)形成橙红色配合物,该配合物在460nm处产生最大吸收,吸光度和钼质量浓度在0.0~2.0 mg/L范围内呈线性关系,线性方程式为A=0.008 2+0.117 3ρ(Mo),相关系数R=0.999。利用过量的SnCl2还原Fe3+形成Fe2+消除了Fe3+对Mo(Ⅴ)测定的影响,由此建立钼浓度测定方法,当测量体系中钼质量浓度为2 mg/L、铁质量浓度为1.0~3.0 mg/L时,对测定钼的干扰可忽略。对实际钼萃原液进行稀释测定,发现样品中钼质量浓度为3.0g/L时,进行加标回收试验测得平均回收率为103.5%。     

废旧磷酸铁锂正极材料的硫酸熟化-水浸工艺研究

为提高磷酸铁锂中Fe、Li和P浸出率,同时实现高效去除Cu、Al和F,开发了硫酸熟化-水浸、铁粉置换除铜、化学沉淀-萃取二段除铝工艺。结果表明,在熟化时间2.5 h、熟化温度110 ℃、固液比4.0/1、水浸温度60 ℃及水浸时间2 h的最佳条件下,硫酸熟化-水浸工艺可将浓硫酸的使用量降至理论值的0.75倍,此时铁浸出率达95%以上,氟脱除率达74.4%; 铁粉置换除铜过程中,控制初始pH=1.2,铁粉加入量为理论值的1.2倍时,浸出液中残留的Cu²⁺浓度可降至4.9 mg/L以下; 采用化学沉淀-P204萃取二段除铝工艺,可将浸出液中Al³⁺浓度降至10 mg/L以下。     

N263萃取分离锌铁及其热力学研究

研究了用N263从氯化物体系中萃取Zn2+、Fe2+和Fe3+,考察了振荡时间、萃取剂浓度、改性剂浓度、相比（O/A）、盐酸浓度对Zn2+、Fe2+和Fe3+萃取率的影响。结果表明,在有机相组成为20% N263+20%正己醇+60% 260#溶剂油、相比O/A=1 GA6FA 1、振荡时间5 min和25℃条件下,Zn2+、Fe2+和Fe3+的单级萃取率分别为90.97%、0.79%和75.85%,分离系数β_Zn2+/Fe2+和β_Zn2+/Fe3+分别为1 260和3.21。经过2级逆流萃取,水相中Zn2+浓度从9.61 g/L降至0.36 g/L,负载有机相采用0.5 mol/L H₂SO₄反萃,Zn2+的反萃率为41.86%,Fe3+的反萃率大于97%。N263萃取金属离子的机理是阴离子交换反应,计算了萃取反应相关的热力学函数值,结果表明,N263萃取Zn2+为放热反应,Fe3+的萃取反应为吸热反应,常温下Zn2+和Fe3+的萃取反应均可自发进行。      

含铁氰化渣中铁的浸出性能和热力学研究

以含铁氰化渣为原料进行了酸浸试验, 考察了浸出酸用量系数、浸出温度和浸出时间对铁浸出率的影响。热力学分析结果表明, 氰化渣中的铁氧化物在高温、浓酸条件下以可溶性铁离子形式进入浸出液。试验结果表明: 在硫酸浓度45%、硫酸用量系数(硫酸理论用量的倍数)1.5、盐酸用量0.1 mL/g、体系沸点温度下、液固比3∶1、浸出时间4 h的最佳条件下, 铁浸出率为96.53%; 然后采用胶体分散法制备聚合硫酸铁回收浸出液中的铁。浸出渣氰化浸出试验结果表明, 金浸出率达到98.82%, 为实现氰化渣的综合利用提供了一种新的处理工艺。     

巴彦乌拉铀矿床酸法浸铀的水岩反应堵塞机理

为探讨酸法浸铀过程中含矿含水层的地球化学堵塞机理,运用PHREEQC模拟软件的化学形态和溶解度模拟,分析酸法浸泡试验中浸出液化学反应的化学组成成分,确定含矿含水层化学堵塞矿物的类型,得到含矿含水层发生化学堵塞的原因以及形成条件。根据模拟结果表明：巴彦乌拉地下铀矿中碳酸钙和针铁矿的含量相对较高,当高浓度的溶浸液注入地下含矿含水层之后,溶浸液会溶解碳酸钙和针铁矿,使Ca2+、Fe3+的浓度大幅度上升;当Ca2+、Fe3+浓度反应条件指数大于0时,Ca2+会与SO42-发生反应,生成石膏沉淀,而Fe3+会与阴离子发生反应,生成铁矿物沉淀,导致孔隙率下降,渗透性降低,注液压力增大,注液流量减小,抽液量降低,地浸效益下降。基于以上研究,可为后续实际铀矿床的堵塞和铀的浸出提供参考价值。     

常见金属离子对白云母和石英浮选特性的影响

为给白云母和石英浮选分离提供理论基础,在Ca2+、Mg2+、Fe3+、Al3+作用下,分别考察了十二胺和油酸钠作捕收剂时,纯矿物白云母和石英的浮选特性,并测定了其Zeta电位。试验结果表明:（1）金属离子能够提升白云母、石英表面的Zeta电位,从而影响捕收剂在矿物表面上的吸附;（2）十二胺作捕收剂时,Ca2+、Mg2+能提高矿物Zeta电位而减弱十二胺的静电吸附强度,抑制二者上浮;Fe3+、Al3+在矿浆pH=4~6时,可使白云母、石英表面Zeta电位由负变正,极大地削弱十二胺的吸附,抑制浮选;（3）油酸钠作捕收剂时,金属离子均能活化白云母、石英浮选,且金属离子价态越高,活化作用越强;碱性越强,活化作用越明显;Ca2+、Mg2+在强碱性条件下活化作用极强,远强于Al3+、Fe3+。      

低电位化学浸出云南大红山黄铜矿

通常认为Fe3+离子是溶浸黄铜矿的有效氧化剂,Fe2+仅仅是Fe3+离子的供给源。但是有试验研究表明,对某些性质的黄铜矿而言,Fe2+离子比Fe3+离子具有更强的溶浸作用。本文对比了Fe2+与Fe3+离子浸出云南大红山黄铜矿的差异,详细研究了pH值、溶氧和Fe2+离子浓度等因素对低电位化学浸出的影响,并根据试验研究结果,系统总结了低电位化学浸出云南大红山黄铜矿的规律。