氯化铵溶液中还原浸出海洋锰结核

采用亚硫酸钠作还原剂对氯化铵溶液中海洋锰结核的浸出行为进行研究，探讨Ｎａ２ＳＯ３加入量、ＮＨ４Ｃｌ浓度及初始ｐＨ值、浸出温度和时间等对锰结核中铜、镍、钴、锰、铁浸出率的影响。结果表明５．０ｍｏｌ／ＬＮＨ４Ｃｌ溶液中，初始ｐＨ值约５．０及８０℃、１８０ｍｉｎ，锰结核与Ｎａ２ＳＯ３等量加入时，铜、镍、钴、锰的浸出率分别为８８．５６％、９６．１４％、７８．５７％、３５．２％，铁几乎未被浸出。而在同样的条件下，控制浸出过程的ｐＨ值４．０左右，１２０ｍｉｎ后铜、镍、钴、锰、铁的浸出率分别为９０．２１％、９８．８０％、９１．４３％、９８．１１％、２０．１３％。     

4-氨基吡啶树脂吸附铬(Ⅵ)的研究

４－氨基吡啶树脂（４－ＡＰＲ）对Ｃｒ（Ⅵ）的吸附在ｐＨ＝２时最佳,静态饱和吸附容量１６３．６ｍｇＣｒ（Ⅵ）／ｇ树脂,用４．５ｍｏｌ　Ｌ－１ ＮａＯＨ溶液能洗脱。测得２９８Ｋ时表观吸附速率常数ｋ２９８＝６．２５×１０－４Ｓ－Ｉ．等温吸附遵循Ｆｒｅｕｎｄｌｉｃｈ曲线,吸附机理表明４－ＡＰＲ功能上的Ｎ与Ｃｒ（Ⅵ）发生配位键合,配位摩尔比为１：１。     

用三辛胺浸渍的聚氨酯泡沫塑料从水溶液中回收铀

《Ａｎａｌｙｓｔ》１９９８年第１２３卷第１期刊登了ＹａｓｅｍｉｎＴ．等人用三辛胺（ＴＯＡ）浸渍的聚氨酯泡沫塑料从水溶液中回收铀的文章。作者对萃取条件和解脱进行了详细研究。最佳萃取条件为：水溶液中铀浓度为２５×１０－６；萃取溶液酸度为ｐＨ＝２；萃取溶液体积与ＴＯＡ浸渍的聚氨酯泡沫塑料的质量比为５００（ｍＬ／ｇ）；ＴＯＡ－环己烷溶液中ＴＯＡ浓度为１０％（Ｖ／Ｖ）；萃取时间为１ｈ；萃取温度为２３℃。在上述最佳条件下，铀的回收率为９０．０±３．０％。用（ＮＨ４）２ＳＯ４、Ｎａ２ＣＯ３、ＮＨ４Ｃｌ－ＨＣＩ…     

用低品位锡矿制取锡酸钠的研究

研究了用低品位锡矿（含锡２０％－３０％）直接制取锡钠的工艺流程,即把锡矿先进行还原焙烧,然后用ＮａＯＨ溶液浸出,最后把溶液浓缩结晶制成锡酸钠产品,试验表明,焙烧温度９００℃,煤粉和锡矿的质量比为１．０：２．５,焙烧时间１．５ｈ,焙砂浸出成锡酸钠产品。焙砂浸出时碱液的浓度为ＮａＯＨ５ｍｏｌ／Ｌ和ＮａＮＯ３０．３７６ｍｏｌ／Ｌ,液固比为５：１（质量比）,浸出温度９５－１００℃,浸出时间４ｈ,是较好的条     

5709对镍钴及其它杂质的溶剂萃取

本文叙述了５７０９对镍钴及其他杂质阳离子的溶剂萃取行为，研究了平衡水相ｐＨ值、５７０９浓度以及温度对阳离子分配系数的影响，特别研究了平衡水相ｐＨ值以及５７０９浓度对钴／镍分离系数的影响。结果表明，可以推荐的萃取参数有平衡水相ＰＨ＝５．１，５７０９浓度为１０％煤油溶液，萃取温度为５０～５５℃。本文还对钴／镍以及高铁的反萃取进行了研究。推荐两步反萃，即先以０．５ｍｏｌ／Ｌ　Ｈ＿２ＳＯ＿４反萃钴镍，接着以０．５ｍｏｌ／Ｌ　Ｈ＿２Ｃ＿２Ｏ＿４反萃取Ｆｅ￣（３＋）。     

反应－气相色谱法测定微量一氧化碳和二氧化碳气体的研究

提出了用反应－气相色谱法测定微量ＣＯ和ＣＯ２气体的方法．试验了载气流速、反应温度和催化剂的装置位置等与ＣＯ和ＣＯ２转化为ＣＨ４的关系．得出了最佳条件：载气流速４０～６０ｍＬ／ｍｉｎ；反应温度：ＣＯ６５０℃，ＣＯ２６００℃；分离温度６０℃．以北分厂和标准计量所的标气为参照，测定了佛山分析仪器厂自配的气体，获得了满意的结果．方法的相对偏差在±５％以下，此法也适用于金属中微量碳的测定．     

硼矿石中镁资源的综合利用研究

采用高温结晶法处理硼矿石硫酸法制硼酸后的母液,进行硫酸镁和硼酸的分离。结晶实验在ＦＸＹ－０．５Ａ 高压釜中进行。在１８０℃温度下,ＭｇＳＯ４－Ｈ３ＢＯ３－Ｈ２Ｏ 体系结晶生成固相ＭｇＳＯ４·Ｈ２Ｏ。研究了硫酸镁浓度、硼酸浓度、结晶时间对ＭｇＳＯ４·Ｈ２Ｏ 结晶产率的影响,最后确定母液中ＭｇＳＯ４ 结晶生成固相ＭｇＳＯ４·Ｈ２Ｏ 的最佳工艺条件为：溶液中硫酸镁的浓度为２５％ —２８％ ,硼酸的浓度小于４％ ,结晶时间４ｈ,结晶温度１８０℃,一水硫酸镁产率为５７．６％ 。     

废铅蓄电池浆料回收技术研究

本文研究一种回收处理废铅蓄电池浆料中铅的新的碱式湿法方法，该工艺采用ＮａＯＨ作脱硫剂，ＦｅＳＯ４－Ｈ２ＳＯ４作还原转化剂，以ＮａＯＨ－ＫＮａＣ４Ｈ４Ｏ６作电解液电冶铅，在实验条件下，获得纯度≥９９．９９％的纯铅粉，电流效率〉９８％，废蓄电池中铅的直接回收率〉９５％，总回收率〉９８％，该工艺过程稳定，无环境污染。     

铀酰离子在大孔膦酸树脂上的吸附行为及其机理

本文报道了大孔膦酸树脂对轴酰离子的吸附行为与机理．在ｐＨ＝３的ＨＡｃ－ＮａＡｃ体系中对ＵＯ有很好的吸附性，用５％的Ｎａ２ＣＯ３溶液定量解吸，测得静态吸附容量为４５０．６７ｍｐ／ｇ．用化学及红外光谱等方法，得到大孔膦酸树脂吸附铀酰离子的基本参数及其机理．     

我国南方某类稀土矿中铝的赋存状态

以改进的连续分级提取方法,分别以去离子水,４％（ＮＨ４）２ＳＯ４水溶液、０．２０ｍｏｌ．Ｌ＾－１ＨＣｌ溶液、０．２０ｍｏｌ．Ｌ＾－１ＮＨ２ＯＨ．ＨＣｌ｜２．０ｍｏｌ．Ｌ＾－１ＨＣｌ溶液,０．３３ｍｏｌ．Ｌ＾－１柠檬酸钠溶液和０．５０ｍｏｌ．Ｌ＾－１ＮａＯＨ溶液为撮取剂,将南方某类稀土矿中可提取的非昌态铝相应区分为：水溶态铝（Ｓｏｌ Ａｌ）。交换态铝（Ｅｘ Ａｌ）,吸 态无机羟基铝（Ｈｙ Ａｌ）导上     

利用攀钢提钒尾渣制备富钒渣的研究

以攀钢提钒尾渣酸浸得到的溶液为沉钒母液, 研究了外加FeSO₄·7H₂O、沉钒pH值、沉钒温度、沉钒时间对沉钒率和富钒渣质量的影响。最佳沉钒工艺条件为: 常温下, 不外加FeSO₄·7H₂O, 直接用碱调pH值至4.5后, 反应5 min, 此条件下, 沉钒率达到99%以上, 富钒渣中V₂O₅品位为16%。沉钒后得到的富钒渣中主要为Fe(OH)₃沉淀和少量Al(OH)₃沉淀, 钒吸附或夹杂在氢氧化物沉淀胶体的表面。富钒渣返回焙烧研究表明: 富钒渣的返回量占钒渣原矿的15%时, 可以促进钒的浸出, 且相较于提钒尾渣直接返回焙烧能减少渣的返回量, 降低设备负荷和能耗。     

铝土矿浸出液中铝、铁的回收利用

以铝土矿浸出液为原料,通过化学沉淀法、碱溶、碳分、煅烧等工艺得到氧化铁、氧化铝粉体。本实验考察了沉淀、碱溶、碳分过程中溶液终点pH值、反应温度、反应时间等条件对反应率的影响,得到优化工艺条件。并采用化学成分分析、XRD、SEM对产品进行表征。结果表明：沉淀阶段,在最终pH值6.5,反应温度80°C,反应时间90 min条件下铝的沉淀率可达99%,铁的沉淀率达97%。碱溶阶段,在溶液终点pH值14,碱溶温度80°C,碱溶时间30 min的条件下,铝溶出率达到99.42%,铁去除率到99.63%。在碳分阶段,在溶液终点pH值9.0,碳分温度40°C,CO₂流速选择6 mL/min的条件下,铝沉淀率达到98.69%。得到的产品粉体晶型良好,颗粒均匀,符合国家标准。     

刚果(金)某铜钴矿含钴萃余液制备粗制钴盐的工艺及试验研究

针对刚果(金)某铜钴氧化矿含钴萃余液,采用生石灰与氧化镁为沉淀剂、焦亚硫酸钠与压缩空气为氧化剂,经除杂、一段沉钴、二段沉钴等工序,制备了粗制氢氧化钴销售产品。结果表明,适宜的除杂工艺条件为: 生石灰浓度15%、反应时间5 h、反应pH=4.5、电位420 mV,此时除铁率达99.5%;一段沉钴适宜工艺条件为: 反应pH=8.0、反应时间6 h、氧化镁加入量(t_MgO/ t_Co)1.0,一段沉钴制备的氢氧化钴含钴45.6%;二段沉钴优化工艺条件为: 反应时间3 h、反应pH=9.0,二段沉钴渣含钴34.2%;将二段沉钴渣全部返回一段沉钴工序作反应晶种,最终钴盐产品钴含量39.65%,完全满足产品销售要求。     

粉煤灰-赤泥复合絮凝剂PAFC的除磷性能

为了确定粉煤灰和赤泥经HCl改性制得的复合絮凝剂PAFC处理含磷废水的合适工艺技术条件,对浓度为50.0 μg/mL的模拟含磷废水进行了适宜除磷pH值和PAFC用量试验,并对反应过程中的水力条件进行了研究。结果表明：在pH=8、PAFC投加量为180 mg/L、快速搅拌速度为200 r/min、快速搅拌时间为60 s、慢速搅拌速度为50 r/min、慢速搅拌时间为15 min情况下,取得了97.55%的磷去除率。除磷机理分析表明：①PAFC结构杂乱无章、参差不齐,表面积极大,孔隙度极高,这十分有利于对磷的吸附。②PAFC通过自身携带的Fe-OH、Al-OH、H-OH羟基基团,以及Al3+和Fe3+水解形成的氢氧化铝（铁）等羟基络合物吸附磷;PAFC中的Al3+和Fe3+除了与水中溶解的正磷酸盐反应生成不溶性磷酸盐沉淀,还通过电性中和作用,降低或消除污水中胶体的ζ电位,从而令水中胶体消除静电斥力,使悬浮物快速脱稳并沉降到水底,表现出良好的絮凝除磷效果。粉煤灰和赤泥可制备优质除磷絮凝剂PAFC,实现了这些工业固体废弃物的资源化利用,且达到了以废治废效果。     

还原浸出—除杂—活性氧化镁沉淀工艺从刚果金某氧化铜钴矿中回收钴

采用还原浸出—除杂—活性氧化镁沉钴工艺从刚果（金）某氧化铜钴矿中回收钴,考察了还原剂焦亚硫酸钠加入方式、用量、浸出反应时间,除杂反应时间,沉钴活性氧化镁加入方式、用量及沉钴反应时间的影响。结果表明,当磨矿细度74μm含量70%、矿浆质量浓度33%、加入硫酸控制终点pH值在1.5~1.8、硫酸加入30 min后,加入焦亚硫酸钠、焦亚硫酸钠用量8 kg/t矿、搅拌浸出5 h时,钴浸出率可达90.38%;浸出液萃取铜后的萃余液采用石灰石+石灰配合除杂,常温下搅拌反应6 h,控制终点pH在5.8左右,石灰加入3 h后溶液中铜可降低至0.04 g/L,铜沉淀率90.51%,铁沉淀率99.23%,钴沉淀率7.39%,沉淀渣返回浸出工序再回收铜钴;除杂后的溶液采用活性氧化镁沉钴,活性氧化镁乳化5 min之内加入,当MgO用量与Co质量比为1.03、沉钴时间5 h时,钴沉淀率达90.13%,所得氢氧化钴沉淀符合行业二级品标准要求。      

高铝粉煤灰烧结反应产物硅铝分离的研究

高铝粉煤灰与Na2CO3的烧结反应产物霞石,与HCl反应进行硅铝分离与提纯。通过对影响因素pH值与酸浓度讨论,得出随着pH值的不同,Si以H2SiO42-、H3SiO4-、H4SiO4等形式存在,Al以Al3 、Al(OH)2 、Al(OH)2 和Al(OH)3等形式存在;酸化后的体系pH值在1附近,铝硅酸溶胶体系的胶粒结构被破坏,Si-O-Al键断裂,Al3 溶出,减少了溶胶胶粒的粒径,使溶胶的稳定性降低,Al3 在溶胶中起絮凝剂的作用,使得溶胶胶粒可以沉聚或是絮凝。     

红土镍矿酸浸废水中铁镁分离与回收利用

以红土镍矿酸浸产生的废水为原料,采用氧化-中和水解法沉淀铁,氢氧化钙沉淀法沉镁制备无机填料,为红土镍矿酸浸废水中有价金属的回收利用提供依据。研究了沉铁过程中温度和反应终点pH值对沉铁率及镁损失率的影响,获得适宜的沉铁条件为:温度40 ℃、pH=4.0,此时沉铁率可达99.86%,镁损失率约为2%。同时研究了沉镁过程中反应时间、反应温度、搅拌速度、镁钙摩尔比对镁沉淀率和钙利用率的影响,结果表明:温度50 ℃、搅拌速度300 r/min、反应时间2 h、镁钙摩尔比1∶1.2时,沉镁率可达99.53%,钙利用率为96.46%。采用XRD和SEM分析了沉镁产物的组成和结构,表明其为[Mg(OH)₂-CaSO₄·2H₂O]混合物,可用作无机填料。     

铝电解废旧阴极酸浸液除氟回收锂工艺研究

铝电解废旧阴极经过硫酸浸出得到了含有 Na、Li、Al、F等有价元素的浸出液,具有回收价值的同时伴随着严重的二次污染。采用冰晶石结晶法两次除氟,除氟后回收锂。实验结果表明：当反应pH=9、n(Al):n(F)=1:6、反应温度为50 ℃、反应时间为90 min、晶种添加量为0.8 g/L时,溶液中残氟浓度为 48 mg/L,一次除氟率为98.15%,锂除去率为1.38%;经过二次除氟后,溶液中氟的浓度为49 mg/L,二次除氟率为85.12%,锂除去率为2.13%;经过两次除氟后,氟总除去率为99.38%,锂总除去率为1.31%;制备出的Li2CO3纯度大于99.5%。     

Cobalt recovery from mixed Co–Mn hydroxide precipitates by ammonia–ammonium carbonate leaching

The research work presented in this paper focused on the recovery of cobalt from mixed Co–Mn hydroxide precipitates (obtained from sulphate leach liquors of nickel oxide ore), using ammonia–ammonium carbonate leaching. The characterization of the initial mixed hydroxide precipitates, as well as the corresponding leached residue was carried out by X-ray Diffraction, TG–DTA and Scanning Electron Microscopy.Cobalt and manganese precipitation was based on the statistical design and analysis of experiments, in order to determine the main effects and interactions of the precipitation factors, which were the equilibrium pH and the temperature. Co and Mn were precipitated as hydroxides at pH = 10.5 and T = 25 °C, using 5 M NaOH as a neutralizing agent, by 99.9% and 99.5%, respectively. The main mineralogical phases were, Mn₃O₄ (Hausmannite), γ-Mn₃O₄ and CoMn₂O₄, while Co(OH)₂ and Mn(OH)₂ (Pyrochroite) were also present as minor constituents.Cobalt and manganese separation was based on selective cobalt recovery by ammonia–ammonium carbonate leaching of the produced mixed hydroxide precipitate. The factors studied were the ammonia–ammonium carbonate concentration and the solid to liquid ratio. The cobalt recovery efficiency reached 93%. Mn₃O₄ (Hausmannite) was the main mineralogical phase of the leached residue, while MnCO₃ (Rhodochrosite) and Mn₂O₃ were also present. Small quantities of cobalt were also observed in the residue as CoMn₂O₄.     

微细氧化钴粉的研制

以硫酸钴为原料, 用草酸盐沉淀-灼烧方法制备了粒度为1～10 μm的微细氧化钴粉末。得出了最佳工艺条件: 硫酸钴浓度0.6～2.4 mol/L, pH = 4～5, n(C₂O₄^2- )∶n(Co²⁺) = 1.2～1.3, 沉淀温度40～50 ℃, 灼烧温度500～700℃, 灼烧时间5 h。