氯氧铋湿法还原制备海绵铋的研究

研究了氯氧铋湿法还原制备海绵铋的方法。将氯氧铋置于盐酸溶液中搅拌溶解,溶解过程中加入铁粉还原铋离子,最后得到铋含量80%左右的海绵铋。研究了盐酸浓度、液固比、铁粉加入前反应时间、铁粉用量、铁粉加入后反应时间、反应温度对铋还原效果的影响,得出反应最佳条件为:盐酸浓度2.5 mol/L、液固比5∶1、铁粉加入前反应时间0.5 h、铁粉用量为理论量1.25倍、铁粉加入后反应时间3 h、反应温度常温,此时海绵铋中铋含量为84.93%。     

氯氧铋渣制备高纯海绵铋的研究

研究了盐酸浓度、液固比、溶解时间对氯氧铋渣溶解的影响,以及盐酸浓度、铁粉加入量、反应时间、反应温度对铁粉还原铋离子制备海绵铋的影响。实验得出氯氧铋渣溶解最佳条件为: 盐酸浓度5 mol/L、液固比2∶1、溶解时间10 min;铁粉还原铋离子制备海绵铋最佳条件为: 盐酸浓度2 mol/L、铁粉加入量为1.2倍理论量、反应时间20 min、反应温度为常温,此时海绵铋铋含量为95.52%。     

由氯氧化铋直接制备纳米氧化铋

研究由氯氧化铋直接制备纳米氧化铋新工艺。氯氧化铋经碳酸氢铵一氨水二次脱氯转型后得到氧化铋前驱体碳酸氧铋，烘干后热解得氧化铋产品，平均粒径约40nm，含氯仅为0．62％。增大碳酸氢铵浓度、适当提高溶液的pH值及转化液的温度均有利于氯的脱除，在pH=9，温度为50℃下进行二次脱氯效果最佳，而530℃下煅烧2．5h则有利于得到细颗粒的产品。与传统的硝酸盐体系比较，新工艺不仅消除了NOx的污染，而且易获得纯度高的产品，具有良好的推广应用前景。     

氧化铋从废水中除氯机理研究

氧化铋在锌冶炼中用于废水脱氯已有研究和应用,但除氯机理和边界条件仍有不明之处。在热力学计算的基础上,研究了氧化铋在酸化—吸附除氯—碱性脱氯—再生循环全流程使用中的物相和形貌转变。热力学计算结果表明,Bi³⁺-ClH₂O系在pH为0～10范围内,Cl可通过形成BiOCl沉淀除去,随着pH值的升高,Bi的物相依次从Bi³⁺向BiOCl、Bi₂O₃转变。在n(Bi)∶n(Cl)=1∶1时,溶液中最低Cl质量浓度为3.91 mg/L,而SO₄^2-的存在对氯的分布没有影响。试验研究显示,氧化铋(Bi₂O₃)在硫酸质量浓度高于和低于60 g/L酸化时分别生成硫酸铋和碱式硫酸铋,形貌也从簇状向规则棒状转变,两者均可与Cl在酸性溶液中吸附形成BiOCl沉淀,BiOCl沉淀经NaOH碱洗后再生为Bi₂O₃,可返回利用。氧化铋经10个循环后,Cl去除率仍高于90%,除...     

活性铜粉从湿法炼锌中浸液中脱氯

采用将锌粉和二价铜离子反应获得的活性铜粉与氯离子反应生成氯化亚铜沉淀的方法从湿法炼锌中浸液中脱氯。研究影响脱氯的各种因素。结果表明最佳工艺条件为：锌粉用量为3g/L，五水硫酸铜用量为28g/L，反应温度为40℃，反应时间1h，溶液pH=1.0。中浸液中氯从150mg/L降至60mg/L左右。利用活性铜粉从湿法炼锌中浸液中脱氯是可行的。     

多孔方沸石球对含硫酸盐苦咸水的处理

从鄂尔多斯盆地白垩系采集的方沸石岩,提纯和改性后制成多孔方沸石球,用于硫酸盐水的处理,取得了明显的效果.对于100 ml起始浓度1 000 mg/L的硫酸盐溶液,方沸石球较佳的水处理工艺条件为:用量2.5 g,搅拌后静置24 h,直径3 mm.对起始浓度1 000 mg/L的硫酸盐溶液,方沸石球一次水处理后硫酸盐含量就低于国家标准.对于起始浓度高于1 000 mg/L的硫酸盐溶液,经过几次水处理后,硫酸盐含量也低于国家标准.用过的方沸石球再生处理后活性基本恢复.这可为鄂尔多斯盆地劣质地下水的改良提供一条新途径.     

以精炼铋烟尘为原料冶炼锑工艺

以含砷精炼铋烟尘为原料, 采用盐酸浸出-水解-转化-还原熔炼工艺冶炼锑, 消除了其危害性并使其得到资源化。当固液比为1∶3, 反应时间为4 h, 反应温度为80 ℃, 盐酸用量为1.2倍理论量时, 盐酸浸出精炼铋烟尘, 锑浸出率可达99.5%。盐酸浸出液在稀释比为10∶1, 水解温度为25 ℃时, 水解1 h, 得到氯氧锑。氯氧锑在固液比为1∶1.6, 反应温度为25 ℃, 反应时间为1 h, 氨水用量为1.2倍理论用量时, 转化得到纯度为90.76%的三氧化二锑。实验探讨了三氧化二锑还原熔炼过程中温度、反应时间、还原剂无烟煤用量、熔剂碳酸钠用量对锑直收率的影响。当反应温度为1 100 ℃, 反应时间为45 min, 还原剂无烟煤用量和熔剂碳酸钠用量分别相当于三氧化二锑质量的4.9%和4.32%时, 还原熔炼所得金属锑含量为99.04%, 锑直收率达到93.2%。     

湿法炼锌硫酸盐溶液中除氟试验研究

采用一种新型铝基复合除氟剂, 以吸附沉淀法从湿法炼锌硫酸盐溶液中除氟。试验结果表明;在初始氟浓度为300 mg/L的硫酸锌溶液中, 加入除氟剂20 g/L, 反应时间80 min, 温度50 ℃, pH值4.5的条件下, 除氟率可达87.88%, 除氟后液残氟浓度为36.35 mg/L, 能满足电积锌的要求。     

锡盐共沉淀法净化铜电解液工艺研究

采用锡盐共沉淀法从铜电解液中脱除砷、锑、铋,考察了锡价态、反应温度、锡用量、反应时间和溶液酸度等因素对杂质脱除效果的影响。结果表明,硫酸浓度174.04 g/L、铜浓度48.14 g/L、砷浓度16.54 g/L、锑浓度96.77 mg/L、铋浓度44.24 mg/L的电解液中加入锡盐,当净化条件为Sn(Ⅳ)/As质量比1.0、温度80 ℃、搅拌速度500 r/min、反应时间30 min时,As、Sb和Bi脱除率分别达到82.54%、86.63%和98.39%,而Cu和Ni损失率均小于0.2%。     

锌溶液中氟氯脱除技术研究

铜渣可有效去除锌溶液中的氯离子,在10 g/L硫酸浓度,60℃,反应时间1 h,铜渣加入量3.38 g/L条件下,除氯效率可达90%,氯离子含量降低到100 mg/L以下。针铁矿法吸附氟氯结果表明,氟、氯的脱除率可以分别达到60%和35%;时间越长,已经吸附的氟氯离子又解除吸附,重新回到溶液中。     

氧化锌碱法脱氯工艺研究及应用

基于湿法炼锌用次氧化锌原料必须进行脱氯预处理的特点, 采用碳酸钠碱液湿法工艺对氧化锌脱氯工艺进行了研究, 研究结果表明, 最佳工艺条件为: 温度80 ℃以上, 液固比5∶1, 搅拌速度为500 r/min, 碱浓度2%以上, 反应时间为1 h, 此时氧化锌含氯量可降到了0.07%以下。投入工业实践应用思路是, 采用一段碱液和一段清水洗涤的逆流二段工艺, 在恒定碱量时, 通过降低液固比为2∶1, 溶液碱浓度提高, 脱氯效果明显, 渣中含氯量降到0.03%以下。     

电镀法制备多孔光催化材料及其性能研究

以多孔泡沫镍为载体,采用电镀法制备多孔光催化材料,并研究其对水中罗丹明B的降解性能.结果表明,多孔光催化材料对水中罗丹明B的光催化降解反应严格符合零级动力学规律.最佳制备工艺条件为：电镀液中硫酸镍浓度180g/L;镀液中P25型纳米TiO2粉体投加量2g/L;电镀温度45℃;搅拌速度4档.Bi2O3和ZnO复合改性使产品的光催化性能提高,复合粉体中的Bi2O3和ZnO起电子-空穴分离的桥梁作用.纳米Bi2O3复合量达7%或ZnO复合量为2%时,产品的光催化性能最优.Ag修饰使经Bi2O3或ZnO复合的光催化材料的光催化性能有所提高.经Bi2O3复合的光催化材料的最佳Ag修饰量为1%,经ZnO复合的光催化材料的最佳Ag修饰量为4%.     

从铋渣中回收铜铋实验研究

采用硫酸和盐酸两段浸出, 使铋渣中的铜和铋与其他有价金属分离, 再经旋流电解提取浸出液中的铜和铋, 从而回收铋渣中的铜和铋。实验结果表明, 硫酸浸出铜工序中, 在硫酸用量为理论量的3倍、双氧水用量为原料的40%、液固比5∶1、浸出温度70～80 ℃、浸出时间2 h条件下, 铜浸出率达91%; 浸铜后的渣用盐酸浸出铋, 在盐酸用量为理论量的2～3倍、液固比5∶1、浸出温度70～80 ℃、浸出时间2 h条件下, 铋浸出率达98%。对含铜浸出液和含铋浸出液进行旋流电解, 得到含铜99.95%的阴极铜及含铋96.78%的粗铋, 且铜回收率达99.0%, 铋回收率达98.0%。     

硫酸锰溶液深度除钼的试验探讨

采用粉体四氧化三锰为吸附剂,对硫酸锰溶液深度除钼工艺进行了研究。考察了硫酸锰溶液的浓度、溶液的初始pH值、吸附剂的加入量、反应时间及温度等因素对四氧化三锰吸附除钼的影响。结果表明,在硫酸锰浓度为70~200g/L、Mo 1 mg/L左右、溶液初始pH值1.2~2.8、除钼反应温度为80℃左右、反应时间30min及四氧化三锰加入量大于1.33g/L的条件下,四氧化三锰的除钼效果最佳,除钼后溶液的残余Mo浓度均低于0.015mg/L,完全达到生产无汞碱性锌锰电池专用电解二氧化锰的要求。     

焙烧镁铝水滑石吸附脱硫废水中高浓度Cl-的基础研究

为制备镁铝摩尔比为4∶1的镁铝水滑石（LDH）,实验采用共沉淀直接法,即在450 ℃温度下焙烧LDH 3 h,得到焙烧镁铝水滑石（CLHD）。取CLDH吸附剂于250 mL锥形瓶中,在一定条件下对5 000~20 000 mg/L高浓度Cl-模拟溶液及实际脱硫废水进行脱氯吸附实验和CLDH再生及重复使用性实验。探究了不同反应时间、初始浓度、反应温度、溶液的初始pH及CLDH的投加量对氯离子的脱除效果的影响,采用BET,XRD,FT-IR探究吸附机理。实验结果表明,CLHD吸附Cl-是由于层间阴离子可交换性（“结构记忆”）,对Cl-吸附符合一级动力学模型,吸附量及脱氯率随反应时间的增大呈现出先快速增加后缓慢增加的趋势,吸附平衡后发生缓慢脱附反应;吸附等温线符合Freundlich方程模型,吸附量随Cl-初始浓度的增加而增大,最佳脱氯效果参数为Cl-浓度5 000 mg/L,之后随着氯离子浓度增大,由于吸附点位数量一定,脱氯率降低;CLDH对吸附Cl-的脱除率及吸附量随着温度的增加而增加,当反应温度为65 ℃时,脱氯率及吸附量最大,当温度继续升高,CLDH对Cl-的吸附效果大幅下降;改变pH值,CLDH对Cl-的吸附效果差别较小,但当pH=8时达到脱氯率及吸附量的最大值;随着CLDH投加量的增加,脱氯率逐渐变小,最佳投加量为8 g/L。65 ℃、pH=8时的实际脱硫废水脱氯实验中,CLDH脱氯率可达50.90%,一次煅烧再生CLDH脱氯率稍降,二次煅烧再生CLDH脱氯率降低约50%,CLDH对脱硫废水脱氯具可再生重复使用性。     

含铋高锑冶炼渣浸出液梯级分离回收砷、锑、铋

针对传统锑、铋分离过程中,砷、锑、铋分离不彻底,有价元素回收率不够高等问题,采用还原沉砷、水解沉锑、中和除氯、中和沉铋等方法对含铋高锑冶炼浸出液进行处理,对温度,反应时间等影响条件进行了考察。结果表明,在最佳条件下,通过加入次亚磷酸钠将砷酸根还原为砷单质,最后砷以氧化砷的形式被回收,回收率达到了91.99%;沉砷后液加水进行水解沉淀,锑以SbOCl的形式沉淀下来,沉淀率在95%左右;将SbOCl加入氨水中进行除氯,锑以氧化锑的形式沉淀分离,除氯率达到了96%;沉锑后液加入一定量的氨水来中和,铋以BiOCl沉淀的形式分离出去,沉淀率达到99%左右,实现了砷与锑、铋的梯级分离与回收。