锑掺杂立方相ITO水热制备研究

以铟锭、SnCl₄·5H₂O、SbCl₃和尿素为主要原料, 按In₂O₃∶SnO₂∶Sb₂O₃的质量比为95∶5∶0、93∶5∶2、90∶5∶5制备前驱体, 使用水热法制备锑掺杂In(OH)₃纳米粉末, 然后马弗炉中煅烧得到锑掺杂ITO。利用X射线衍射(XRD)、透射电子显微镜(TEM)、热重-差热(TGDSC)、红外光谱和分光光度计等手段分析研究不同制备条件对产物的影响。结果表明 温度是水热反应的决定性因素, 水热温度为160 ℃时制备的水热产物为立方纯相;尿素用量与阳离子浓度对水热结果的影响不明显;添加适量分散剂PVP可以减少团聚, 得到均匀分散的产物;锑的掺杂使ITO对红外线的阻隔波段有所变化。     

以废旧NCM523型电池正极材料浸出液制备NiCo2O4和Li2CO3研究

采用湿法冶金方法回收废旧NCM523型锂离子电池正极材料中的镍、钴和锂, 正极材料的硫酸浸出液经净化除杂后, 采用“水热沉淀-煅烧法”制备NiCo₂O₄, 再采用化学沉淀法回收锂。研究了添加剂种类、水热温度及时间、煅烧温度对产物形貌的影响。结果表明, 以电极材料硫酸浸出液为原料, 以草酸作沉淀剂、六次甲基四胺作表面活性剂, 在140 ℃下水热反应4 h, 得到NiCo₂O₄前驱体; 前驱体在300 ℃下煅烧2 h, 得到形貌均匀的棒条状NiCo₂O₄材料; 采用饱和Na₂CO₃溶液沉淀水热反应母液中的锂, 得到Li₂CO₃。该工艺初步实现了废旧电池正极材料中有价金属镍、钴和锂的回收利用。     

超导磁选富集白云鄂博尾矿中的有价元素研究

白云鄂博矿选矿厂的综合尾矿REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃含量分别为2.41%、0.16%和0.22%,且含有大量的萤石。为了提高REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃的回收率,为萤石的综合回收创造条件,采用SLon-100型周期式超导高梯度磁选机进行了REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃回收工艺技术条件研究,并对磁选产品进行了XRD和主要化学成分分析。试验研究表明：SLon-100型周期式超导高梯度磁选机使用菱形网片聚磁介质,背景磁感应强度为6 T,给矿浓度为12%,矿浆流速为7.1 L/min,脉动冲次为100次/min情况下,可获得REO品位为3.04%、回收率为88.91%的精矿;稀土及稀有金属矿物明显富集在精矿中,这为稀土及稀有金属矿物的进一步富集创造了条件,可显著减少浮选提纯稀土及稀有金属矿物过程中萤石等脉石矿物抑制剂的使用;萤石明显富集在尾矿中,为从尾矿中浮选富集萤石创造了条件。     

用水热法从硫铁矿烧渣制备氧化铁红

在硫铁矿烧渣与硫酸反应后的酸浸液中加入氨水,所得含Fe(OH)₃和Fe(OH)₂胶体的前驱物经水热反应可制备出氧化铁红。以广东某硫铁矿烧渣为原料,着重研究了采用该酸浸-水热法制备氧化铁红时酸浸后的适宜工艺条件,结果表明,在酸浸液总铁浓度为2.0 mol/L、水热反应温度为200 ℃、水热反应时间为0.5 h、酸浸液pH=8、酸浸液n(Fe²⁺)/n(Fe³⁺)=0.11时,可获得各项质量指标均达到国家标准一级品要求的氧化铁红产品,其主要物相为Fe₂O₃和FeO(OH),颗粒为大小均匀的假立方形,同时还可从水热反应产物的滤液中获得工业优等品硫酸铵。     

朝鲜某复杂难选钽铌锆矿选矿试验研究

针对朝鲜某大型碱性花岗岩型钽铌锆矿床矿石化学成分复杂,有用矿物嵌布粒度细,有用矿物之间以及与脉石矿物之间解离性差的特点,采用细磨-脱泥-钽铌锆混合浮选流程处理该矿石,在原矿Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为1.17%、3.12%、0.046%情况下,最终可获得Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为9.43%、24.95%、0.36%,回收率分别为77.37%、76.77%、75.13%的钽铌锆混合精矿。     

V2O5掺杂NiFe2O4材料的烧结动力学

研究了V₂O₅掺杂NiFe₂O₄基惰性阳极材料的等温烧结过程和烧结动力学。研究结果表明,NiO-Fe₂O₃和NiO-Fe₂O₃-0.5wt%V₂O₅体系中晶粒生长指数均随温度升高而减小,晶粒生长均主要依赖晶界扩散和体积扩散;2种体系晶粒生长活化能随烧结温度升高而降低;添加V₂O₅有助于降低样品的晶粒生长指数和晶粒生长活化能,起到加速晶粒生长的作用,但控制不当可能导致晶粒异常生长。     

二氧化锰纳米棒的水热合成与电化学性能研究

在酸性条件下直接水热分解高锰酸钾合成了二氧化锰纳米棒, 用XRD、TEM/SAED和SEM/EDAX等方法对所得产物进行了分析和表征, 系统研究了水热反应温度、酸用量、酸种类以及搅拌对所得产物晶相和形貌的影响, 分析了水热分解高锰酸钾过程中锰的价态变化及二氧化锰的形成过程。结果表明, 纯相的二氧化锰纳米棒可在一个较宽的温度范围内(100～150 ℃)合成; 酸的用量和种类对所得MnO₂的晶体结构和形貌有一定影响, 当浓H₂SO₄用量少于0.1 mL时得到了层状MnO₂产物, 而当使用浓H₃PO₄时则得到了α-MnO₂和MnPO₄·H₂O的混合物。同时考察了所制备的二氧化锰纳米棒在碱性锌锰电池中的放电性能, 并与文献中已报道过的结果和商用电解二氧化锰的电化学性能进行了比较。     

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb₂O₅、Fe和P₂O₅品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb₂O₅品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P₂O₅品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。     

含钒云母悬浮氧化焙烧-酸浸提钒试验研究

以陕西某V₂O₅品位2.36%的含钒云母为原料,开展了悬浮氧化焙烧-硫酸浸出提钒工艺研究,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧气量以及氧气浓度对V₂O₅浸出率的影响,采用X射线衍射、热重分析、傅里叶变换红外光谱等检测手段对焙烧前后含钒云母的结构进行了分析。研究表明,适宜的悬浮氧化焙烧工艺为:焙烧温度950 ℃、焙烧时间4 h、O₂浓度35%、总气量600 mL/min,焙烧产物在硫酸用量(质量分数)20%、液固比6∶1、浸出时间3 h、浸出温度90 ℃条件下进行酸浸,V₂O₅浸出率可达73.34%,实现了含钒云母破晶提钒的目标。     

湖南仁里钽铌铍稀有金属矿床综合利用评价

湖南仁里矿床平均Ta₂O₅品位0.036%，Nb₂O₅品位0.047%，为中国东部高品位、超大型稀有金属矿床，主要有用矿物有钽铌矿物、绿柱石、云母和长石；伴生矿物有锂云母、电气石和石榴石等。钽铌矿物主要以块状、颗粒状、针状及少量的片状赋存于中-粗粒白云母伟晶岩中的钠长石和石英中，少部分赋存于白云母、绿柱石、磷灰石和电气石中，嵌布粒度较粗；绿柱石主要以块状及颗粒状赋存于伟晶岩中。本文采用螺旋溜槽粗选-摇床精选回收钽铌矿物-重选尾矿浮选回收云母-云母浮选尾矿浮选铍的工艺流程，获得了钽精矿(Ta₂O₅品位20.36%，Nb₂O₅品位19.87%，Ta₂O₅回收率73.53%)、铍精矿(BeO品位8.69%，回收率65.92%)和云母精矿(Al₂O₃品位24.26%，Li₂O品位0.25%，Rb₂O品位0.25%，Rb₂O回收率67.10%)。研究结果表明，仁里矿床稀有金属及非金属矿产资源丰富，矿石质量高，易选，回收率较高。该矿床具有较高的稀有金属综合回收率(69.73%)和矿产资源综合利用率(89.60%)，具有较高的开发利用经济价值。      

基于高岭土多孔基板的In2O3微米梳制备及其气敏性能

采用模压-烧结法制备高岭土多孔基板，考察烧结温度对高岭土多孔基板表面形貌与孔隙结构的影响，通过热蒸发法在高岭土多孔基板上制备出In₂O₃微米材料，并采用XRD、SEM、FTIR、阿基米德排水法等检测手段考察多孔基板及In₂O₃微米材料的形貌与结构。结果表明，在烧结温度1 200 ℃时所获高岭土多孔基板的孔径尺寸在45 μm左右，显气孔率为32.71%，体积密度为1.48 g/cm³，抗弯强度为15.08 MPa。在该多孔基板上所制备的In₂O₃产物呈梳状结构，梳齿直径和长度分别在1~10 μm和20~80 μm范围内，梳柄长度约为1 mm，结晶良好。对In₂O₃微米梳的气敏检测结果表明：In₂O₃微米梳对NO₂气体具有良好的选择性、可逆性和重复性；其对浓度为0.001%的NO₂气体的灵敏度随着工作温度的升高呈先升高后降低的趋势，响应时间和恢复时间随之减少，且在最佳工作温度200 ℃时达到最大值，为44.4，此时的响应时间和恢复时间分别为21 s和106 s；In₂O₃微米梳对NO₂气体的灵敏度随着NO₂浓度的增加而增加，两者之间呈线性相关，响应时间随着NO₂浓度的增加而缩短，恢复时间则随之增长。     

粗铌精矿氢氧化钾介质水热溶出试验研究

本文针对粗铌精矿难以利用的难题,通过对粗铌精矿成分及物相的分析,采用氢氧化钾(KOH)介质水热法进行粗铌精矿溶出试验研究,探索了KOH浓度和温度对粗铌精矿溶出的影响。结果表明:在KOH浓度为30%、温度为200 ℃时,铌的溶出率达到90%;随着KOH浓度和温度的升高,铌的溶出率呈现先增加后降低的趋势;在整个溶出过程中,碱性组分铁（Fe）、锰（Mg）、镁（Mn）的溶出率较低。XRD和SEM等检测结果表明:KOH浓度和温度的增加促进(Fe,Mn)(Nb,Ta)₂O₆的分解,当KOH浓度超过30%、温度超过200℃时,进一步增加温度或碱浓度,(Fe,Mn)(Nb,Ta)₂O₆分解生成的可溶性六铌酸钾(K₈Nb₆O₁₉)发生向不溶性偏铌酸钾(KNbO₃)的转化,铌的溶出率显著降低。     

钒钛铁精矿钛白废酸浸出提钒实验

为了提高钒钛铁精矿中V₂O₅的综合利用率,采用正交实验法,对其进行了钛白废酸直接浸出和焙烧-浸出实验。直接浸出实验结果表明,对V₂O₅浸出率影响最大的因素是液固比,影响最小的是废酸浓度;在浸出温度为90℃,浸出时间90 min,液固比为5和废酸浓度为20%时,钒钛铁精矿中V₂O₅的浸出率较高,其值为71.05%。焙烧-浸出实验结果表明,对钒浸出率影响程度由大到小分别是焙烧温度、碳酸钾配比、碳酸钠配比和焙烧时间;在焙烧温度为1000℃,焙烧时间1 h,碳酸钠配比为5%和碳酸钾配比为10%时,V₂O₅的浸出率可达84.48%。      

工业钛液制备钛酸钡实验研究

以硫酸法钛白生产过程中的中间产品工业钛液(TiOSO₄)为钛源, 通过常温水解获得正钛酸, 以草酸溶解获得草酸氧钛酸, 再与氯化钡共沉淀得到草酸氧钛酸钡, 高温煅烧后制备出了合格电子级钛酸钡产品, BaTiO₃纯度为99.6%, 钡钛摩尔比为1.005。最佳制备条件为: 钛液水解pH值为2.5～3.5, 草酸氧钛酸生成温度和草酸氧钛酸钡共沉淀温度均为50～70 ℃, 共沉淀pH值为2.5, 煅烧温度为800 ℃, 煅烧时间2 h。分析表明, 以工业钛液为钛源生产钛酸钡的成本明显低于偏钛酸。     

(NH4)2S2O8氧化载金黄铁矿规律及E-pH研究

采用基于硫酸根自由基(SO4-·)的高级氧化技术,将(NH₄)₂S₂O₈作为氧化剂氧化预处理黄铁矿。考察了(NH₄)₂S₂O₈和FeSO₄浓度、浸出温度、浸出时间对氧化浸出黄铁矿效果的影响。结果表明,采用热活化(NH₄)₂S₂O₈产生SO₄-·预处理黄铁矿,在(NH₄)₂S₂O₈浓度0.395 mol/L、浸出温度70 ℃、浸出时间8 h条件下,黄铁矿浸出率可达73.71%。通过动力学方程拟合,确定该体系浸出黄铁矿可采用收缩核动力学模型描述,浸出黄铁矿过程中反应速率的决定步骤为内扩散速率,其表观活化能为50.57 kJ/mol。通过绘制FeS₂-(NH₄)₂S₂O₈-H₂O体系E-pH图分析可知,常温下过硫酸盐溶液具有较高的氧化还原电位,理论上采用过硫酸盐氧化分解产生SO₄-·浸出黄铁矿具有可行性。     

高铁氧化锰矿还原过程中铁锰氧化物同步还原动力学研究

分别采用气基(CO)和煤粉为还原剂,在管炉中进行了高铁氧化锰矿还原焙烧试验,探究了焙烧温度和焙烧时间对高铁氧化锰矿中锰和铁氧化物同步还原的影响。结果表明,气基还原焙烧条件下,Mn₂O₃还原过程受化学反应控制,还原反应表观活化能为42.64 kJ/mol; Fe₂O₃还原过程受内扩散控制,还原反应表观活化能为21.30 kJ/mol。与煤基焙烧相比,气基还原焙烧过程中Mn₂O₃和Fe₂O₃还原反应更容易进行,且锰氧化物由Mn₂O₃直接还原为MnO,不需要先还原为Mn₃O₄中间产物。     

过硫酸盐氧化-氯盐浸银研究

介绍了采用过硫酸铵（(NH₄)₂S₂O₈）作氧化剂、氯化钠（NaCl）作络合剂的无氰浸银新方法。对浸银过程中(NH₄)₂S₂O₈及NaCl的浓度、浸出温度和时间、浸出环境的pH值、浸出过程中的搅拌强度等进行了条件试验。试验研究结果表明,在(NH₄)₂S₂O₈浓度0.225%,NaCl浓度25%,浸出温度45 ℃,浸出时间6 h,搅拌速度675 r/min条件下,对银粉中银的浸出率可达95%以上。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta2O5、Nb2O5、Li2O品位分别为42.15 g/t、184.00 g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta2O5、50 400 g/t Nb2O5的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li2O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。     

陕西五洲矿业石煤提钒降耗减排工艺研究

针对陕西五洲矿业股份有限公司在石煤全湿法硫酸提钒生产过程中存在的浸出用硫酸、浸出液中和用石灰、生产用水消耗高,尾渣排放量大等问题,开展了浸出余酸随浸出液返回利用的实验室试验和工业试验。实验室试验考察了余酸返回后V2O5在浸出液中的积累情况对浸出效果的影响,并比较了余酸返回和余酸不返回时浸出液中和所消耗的石灰量以及中和后滤渣的产生量。工业试验根据实验室结果,采取浸出液V2O5浓度在8~18 g/L时将浸出液补加适量新硫酸返回利用、浸出液V2O5浓度超过18 g/L时停止返回而全部使用新硫酸、待浸出液V2O5浓度重新降到8 g/L时再开始返回的办法,使得浸出—中和环节硫酸、石灰、生产用水的消耗量及中和后滤渣的产生量分别降低了22.1%、16.3%、71.4%、15.3%,从而显示出余酸回用技术具有显著的降耗减排效果。     

河南省经山寺铁矿床成矿物质来源探讨

对经山寺铁矿主量、微量和稀土元素地球化学特征进行了分析,并与国内该类型铁矿进行了对比,探讨了其成矿物质来源。经山寺铁矿的化学成分主要由Fe2O3、FeO、SiO2组成,A12O3和TiO2含量非常低,微量元素Sc、V、Cr等含量也比较低,指示其形成时极少受到陆源碎屑物质的混染;矿石的w(Sr)/w(Ba)值为3.37~52.20,均大于1,与海相-热液沉积物w(Sr)/w(Ba)值一致;w(SiO2)/w(A12O3)值为48.35~75.49,指示经山寺铁矿与火山沉积作用有关;经PAAS标准化后,稀土元素的配分模式表现为重稀土元素富集,轻稀土元素亏损,La、Eu、Y正异常,较高的δY/δHo值(55.96~75.29)及δLa/δYb1,指示矿石稀土元素可能来自海水和高温海底热液的混合溶液。综合研究认为经山寺铁矿的成矿物质来源于海底火山热液和海水的混合。