硅酸锌硫化转化行为与物相转变机制

为实现硅酸锌高效转化为硫化锌(ZnS),研究了在不同条件下硅酸锌硫化转化行为和物相转变机制。采用HSC和Factsage软件计算构建了硅酸锌硫化反应的热力学基础,通过热重分析和焙烧实验研究了硅酸锌的硫化转化行为,并考察了硫化过程中物相转变规律及矿物微观形貌特征变化。结果表明：黄铁矿主要通过分解产生气体硫与硅酸锌发生硫化反应,温度、黄铁矿用量和碳用量都是影响硅酸锌硫化行为的主要因素,适当升高温度、增加碳和黄铁矿用量可提高锌硫化率,且添加钠盐有助于硅酸锌硫化。在最佳条件下,硅酸锌硫化率可达92%,硫化焙烧产物主要是纤锌矿、闪锌矿、磁铁矿和方英石。实现了锌的选择性硫化,但是人造硫化锌矿晶粒较小且结晶较差,添加钠盐能够有效促进人造硫化锌的结晶和晶粒生长。     

铁酸锌选择性还原的反应机理

通过TG、物相分析、XPS、XRD、SEM-EDS等手段研究铁酸锌选择性还原反应机理,考察铁酸锌质量损失和分解特征、物相转变过程和产物层形貌变化以及Zn2+与Fe2+的离子迁移行为。结果表明:反应表现为失氧过程,还原产生的Fe2+使铁酸锌分解产生ZnO,ZnO含量与Fe2+含量线性相关。Fe2+向铁酸锌内部迁移替代Zn2+,Zn2+则向外部迁移并富集于表面,促使ZnO在表面形成。铁酸锌逐步向磁铁矿转变,Fe2+的嵌入和锌的迁出使铁酸锌晶胞参数先增大后减小,还原产物为ZnO和含锌的磁铁矿。颗粒产物层中的还原产物相互夹杂,并包裹着未反应的铁酸锌。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

CaO对铁酸锌还原过程中锌迁移机制和动力学的影响（英文）

研究CaO、还原时间和还原温度对Zn迁移机制和动力学模型的影响。结果显示,CaO通过促进中间产物ZnO在Fe和CaO混合物表面的析出和富集,提高锌的挥发率。添加CaO后,ZnFe₂O₄还原步骤为ZnFe₂O₄→Ca₂Fe₂O₅→FeO→Fe。ZnFe₂O₄还原的挥发模型从一阶化学反应模型(不添加CaO)转变为三维扩散模型(添加CaO),表观活化能从313.9 kJ/mol降低到91.77 kJ/mol,为锌的高效还原和挥发提供有利条件。     

复杂钴白合金硫化焙烧酸浸过程中钴的提取行为

本文针对钴白合金中钴难以实现高效节能回收的研究现状,以复杂钴白合金为研究对象、辉钼矿为焙烧硫化剂,通过钴白合金硫化焙烧-常压硫酸浸出工艺实现了钴的高效选择性提取。考察了焙烧温度、辉钼矿添加量和焙烧时间等对钴浸出的影响,并且通过XRD分析了焙烧及酸浸过程中的物相转变。结果表明：在焙烧温度1050℃、辉钼矿和钴白合金的质量比2∶1、焙烧时间90 min的条件下,钴白合金与辉钼矿反应转化为高浸出性能的三元硫化物(M_xMo₆S₈,M=Co, Fe, Cu;x=0～2),随后在常压硫酸浸出过程中,钴和铁被选择性浸出,浸出率均大于99%;而钼和铜不被浸出,以Cu_0.5Mo₃S₄和Mo₃S₄的形式富集于浸出渣中。此外,辉钼矿中的钼被转化为三元硫化物(MxMo6S8),钼的浸出性能也大大提高。     

高铁锌焙砂选择性还原焙烧-两段浸出锌

采用还原焙烧将高铁锌焙砂中的铁酸锌选择性地分解为氧化锌和磁铁矿,再通过两段浸出工艺回收锌,以实现锌铁分离和获得以磁铁矿为主的浸出渣。主要考察了还原焙烧、中性浸出及低酸浸出条件对锌焙砂中锌、铁浸出率的影响。结果表明:通过还原焙烧可以显著地提高锌焙砂的锌浸出率;中性浸出的最佳条件为浸出温度60℃、液固比10:1、初始酸度45 g/L和浸出时间2 h;低酸浸出的最佳条件为浸出温度70℃、液固比10:1、初始酸度60 g/L、搅拌速度300 r/min和浸出时间2 h。在最佳条件下,两段浸出的总锌浸出率约为90%,总铁浸出率约为5%。经XRD和SEM/EDS分析,浸出渣以磁铁矿为主,其次是闪锌矿和铁酸锌;铁酸锌存在的主要原因是在还原焙烧过程中被氧化锌等矿物包裹,使其分解不充分。     

采用还原-磁化焙烧法从高铁锌焙砂中选择性浸出锌（英文）

为实现高铁锌焙砂中锌的选择性浸出,提出一种将还原焙烧与磁化焙烧相结合以强化铁酸锌选择性分解的新工艺。通过热力学分析和焙烧实验,详细研究铁酸锌的分解机理。结果表明,在8%CO(体积分数)、750℃、50%CO/(CO+CO₂)(体积分数)和90 min的最佳还原焙烧条件下,锌焙砂中94.65%的铁酸锌被还原分解为氧化锌和氧化亚铁。随后,还原焙砂在450℃的空气气氛中磁化焙烧30 min后,焙砂中的氧化亚铁被选择性地磁化为四氧化三铁。磁化焙砂经低酸浸出后,焙砂中93.62%的锌被浸出进入溶液,而90%以上的铁以磁铁矿的形式富集在浸出渣中,浸出渣中的铁可通过磁选法进一步回收。     

静电纺丝发制备铁酸锌纳米纤维及其气敏性能研究

与零维、二维和三维纳米材料相比,一维纳米材料具有优异的气敏性能。以Zn(NO_3)_2·6H_2O和Fe(NO_3)_3·9H_2O为原料通过静电纺丝的方法制备了一维铁酸锌纳米纤维。利用TG-DSC分析了材料的前驱体,用XRD、SEM、TEM、FT-IR、BET和XPS对材料进行了表征,并且对材料的气敏性能进行了研究。结果表明,在煅烧温度为500℃下获得的材料呈现出纳米纤维的形貌;基于500℃下获得的铁酸锌纳米纤维的元件,在工作温度为190℃下对丙酮表现出较高灵敏度和高选择性,S_(1000μL/L丙酮)/S_(1000μL/L乙醇)=8;当丙酮浓度低至1μL/L时,灵敏度仍能达到1.1。     

铁酸锌薄膜电化学水热合成及性能表征

利用电化学和水热法相结合的方法在碳钢表面合成了纳米铁酸锌薄膜,采用氧化电压为2 V,在不同pH值的氨水溶液中将碳钢表面氧化生成水合氧化铁,然后将其放入高压釜,在含Zn2+溶液中转化成铁酸锌.通过X射线粉末衍射(XRD),扫描电镜(SEM),对薄膜的物相和表面形貌进行表征,通过可见-紫外光吸收谱(UV-vis)确定其光响应范围;用IM6e电化学工作站测定其光生电位和光电流曲线.     

微波加热碳热还原铁酸锌的动力学及热力学

研究550-950°C下微波加热配碳还原焙烧分解铁酸锌生成ZnO和Fe3O4/FeO的工艺及机理。利用HSC热力学软件对铁酸锌分解的热力学温度进行计算,并利用碳气化控制、化学控制及扩散控制模型研究样品中铁酸锌分解的动力学行为。分析微波功率、反应温度、配碳比和时间对铁酸锌分解率的影响。结果表明：在微波加热温度750°C,C/ZnFe2O4质量比为1：3,粒径74~89μm,微波功率1.2 kW的条件下,被还原的铁酸锌样品经过浸出后,Zn的回收率可以高达97.93%。通过采用不同的动力学模型对分解动力学进行测试。结果表明：碳气化控制机制是良好的机制。碳气化反应的活化能为38.21 kJ/mol。     

机械活化对铟铁酸锌溶解动力学及物化性质的影响

以人工合成的高纯度铟铁酸锌为研究对象,采用搅拌球磨对其进行机械活化。以锌的浸出率为评价指标,研究不同活化试样在硫酸溶液中的浸出特性和溶解动力学,并利用X射线衍射仪、扫描电镜、激光粒度分析仪和比表面积分析仪分别考察机械活化对铟铁酸锌晶体结构、颗粒形貌、粒度和比表面积的影响。结果表明:机械活化使铟铁酸锌的物化性质发生明显改变,并由此提高了铟铁酸锌的反应活性。经机械活化30和60 min后,铟铁酸锌与硫酸反应的表观活化能由未活化时的76.4 kJ/mol分别降至58.6和51.8 kJ/mol,表观反应级数也由原来的0.79分别降至0.62和0.59。未活化铟铁酸锌的酸溶过程受化学反应控制,活化后则为混合控制。     

含硼铁精矿还原过程中硼矿物的热力学行为

依据广泛应用的同族化合物线性递变规律,通过拟合钙、镁化合物生成反应标准吉布斯自由能之间的线性关系,由不同温度条件下Ca3(BO3)2和Ca2B2O5生成反应的标准吉布斯自由能求得相应温度条件下Mg3(BO3)2和Mg2B2O5生成反应的标准吉布斯自由能,进而基于化学反应的标准吉布斯自由能与温度之间的近似线性关系,推导Mg3(BO3)2和Mg2B2O5生成反应标准吉布斯自由能,并通过试验进行了验证与探讨。热力学计算及XRD物相分析结果表明:在还原焙烧过程中,含硼铁精矿中的硼镁石(Mg2[B2O4(OH)](OH))分解为遂安石(Mg2B2O5),遂安石进一步与蛇纹石的分解产物镁橄榄石或顽火辉石反应最终转变成小藤石(Mg3(BO3)2)。     

铁铝共生矿碳热预还原过程矿相转变行为

在提出"非高炉提铁-铝酸钙渣提铝"生态化高效利用新工艺的基础上,系统研究预还原温度、时间、钙铝比、碳氧比等对铁铝共生矿预还原过程中金属化率和矿相转变行为的影响。结果表明:矿石金属化率随预还原温度提高而明显增加;随着还原时间的延长和钙铝比的增加,金属化率均先增加后降低,还原时间和钙铝比分别在30 min和0.8时金属化率达到最高;提高碳氧比有利于提高金属化率,但提高幅度不大。预还原条件对预还原矿矿相的种类影响不大,在初期Fe、2CaO·Al₂O₃·SiO₂、12CaO·7Al₂O₃、2CaO·SiO₂和3Ca O·Al₂O₃相均能生成,提高钙铝比、预还原温度和时间有利于促进2CaO·Al₂O₃·SiO₂向12CaO·7Al₂O₃和2CaO·SiO₂转化。预还原过程工艺条件推荐为:预还原...     

钛精矿酸解固相物中钛的浸出行为及动力学研究

为了提高钛精矿酸解固相物中钛的浸出率,研究了钛精矿酸解固相物中钛浸出动力学并进行了工业应用试验.采用单因素浸出实验研究钛精矿酸解固相物中钛的浸出行为规律,探讨液固比、浸出温度、搅拌转速、浸出液酸浓度等参数对钛浸出行为的影响.结果表明:在水为浸出剂、浸出温度为65℃、浸出液固比1.67:1.00、浸出时间40 min、浸...     

钠离子对水热臭葱石沉砷过程影响及亚稳态铁物相转变行为

采用水热臭葱石沉砷法研究高砷含铁溶液沉砷过程中钠离子及其它宏观技术参数对沉砷渣物相组成、目标元素含量、形貌特征、砷铁沉淀率以及沉砷渣中黄钠铁矾、碱式硫酸铁、次水合砷酸铁(FeAsO₄·0.75H₂O)等亚稳态铁物相转变行为的影响规律。结果表明:体系中Na⁺的存在对水热臭葱石沉砷过程的影响显著,初始Na⁺浓度为5 g/L时,形成以臭葱石、次水合砷酸铁为主并伴有部分亚稳态黄钠铁矾生成的沉砷渣,随着初始Na⁺浓度的升高,有利于黄钠铁矾的生成,渣中SO₄^2-震动吸收峰随之增强,臭葱石的形成逐步受到抑制;当Na⁺浓度达到10 g/L时,沉砷渣物相以次水合砷酸铁和黄钠铁矾为主,此时As、Fe的沉淀率分别为98.2%、93.3%,沉砷渣中Na、S的含量分别高达1.7%、4.6%。适当降低初始pH、缩短反应时间、降低反应温度均可抑制亚稳态黄钠铁矾物相的形成,有利于获得纯度较高的臭葱石沉砷渣;同时,延长反应时间可实现次水合砷酸铁向...     

钛铁矿（FeTiO3）粉末的氧化过程中的物相转变、微观形貌及其氧化机制

探讨钛铁矿氧化过程中的物相转化、形貌改变及其氧化机理。在700~800°C时,钛铁矿(FeTiO3)转变为赤铁矿(Fe2O3)和金红石(TiO2),当温度高于900°C时,三价铁板钛矿开始形成。原始的钛铁矿粉末呈现顺磁性,但是经过中温(800~850°C)氧化后,氧化产物呈现弱铁磁性。同时,讨论钛铁矿的氧化机理。通过对微结构的观察,发现在中温氧化过程中颗粒表面出现大量微孔,其在氧化过程中能够强化氧的传质。     

铁铝共生矿熔分还原过程矿相转变行为

本文基于"非高炉提铁?铝酸钙渣提铝"工艺,以铁铝共生矿预还原球团为原料,系统研究了温度、时间、碳氧比(C/O)和钙铝比(C/A)对熔分还原过程铁铝矿相生成转变行为和铝酸钙渣氧化铝浸出性能的影响.结果表明:当熔分温度高于1500℃时渣铁分离效果良好,且能获得自粉性能良好的铝酸钙渣;C/O过高不利于铁相聚集.在本文试验条件...     

含锗锌浸出渣加压强化浸出及铁沉淀行为

针对锌浸出渣处理过程中存在有价金属回收率低、危废铁渣量大等关键技术难题,本文提出了锌浸出渣Ⅰ段控铁低酸加压浸出.Ⅱ段深度高酸加压浸出的两段逆流加压酸浸工艺路线。以某湿法炼锌企业产出的含锗锌浸出渣为研究对象,重点研究了Ⅰ段控铁加压低酸浸出过程中锌、锗、铁的浸出行为,铁的高温水解沉淀行为以及铁物相演变规律。结果表明：温度是影响铁高效沉淀与铁物相组成的关键因素,升高温度能促进Fe³⁺水解生成铁矾(MFe₃(SO₄)₂(OH)₆),并有利于铁酸盐(MeFe₂O₄)的溶解。降低初始酸度、延长反应时间均有利于铁矾晶体的发育长大;在高酸体系下,铁矾的热力学稳定性降低,且不利于Fe³⁺的水解沉淀,但通过升高反应温度可使Fe³⁺水解生成铁矾和赤铁矿(Fe₂O₃)等沉铁物相,达到铁高效沉淀分离的目的;因锌浸出渣中铁主要以Fe³⁺形式存在,故氧分压...     

含铜砷的铜电解黑泥氧化酸浸-硫化沉淀分离和回收铜

开发从含铜砷的铜电解黑泥中分离和回收铜的湿法冶金新工艺.该工艺包括黑泥氧化酸浸和浸出液中选择性硫化沉铜两个步骤.研究各种工艺参数对铜和砷的浸出和沉淀的影响.在第一阶段中,最佳工艺条件为:初始H2SO4浓度为1.0 mol/L,液固比为10 mL/g,80℃下连续浸出4 h.此条件下铜浸出率可达95.2％,砷浸出率为97...