钛铁矿NaOH水热体系中浸出行为及动力学研究（英文）

为了解决硫酸法生产钛白存在严重的大量硫酸废水污染问题,提出了NaOH水热法分解钛铁矿以浸出钛的全新工艺,研究了钛铁矿在NaOH水热体系中的分解行为及动力学。确定最佳的反应条件为:反应温度240℃,NaOH浓度400 g·L~(-1),液固比3.5:1,氧分压0.5 MPa,反应时间2 h,搅拌速度600 r/min,粒度75μm,钛的浸出率可达到95%以上。通过XRD和SEM表征,确定了钛铁矿的分解行为及钛酸钠的物相组成。宏观动力学研究表明,钛铁矿中的钛在NaOH水热体系中的氧化分解过程符合未反应收缩核模型,过程速度受产物层扩散控制,计算得到浸出过程的表观活化能为47.39 kJ/mol;钛铁矿在NaOH水热体系中浸出动力学方程为:1-2X/3-(1-X)~(2/3)=[735.09exp(-47389.8/RT)]t。     

稀土元素添加对铁基非晶复合材料腐蚀行为影响

采用工业原料经包覆剂(CaO-Fe₂O₃-SiO₂)处理制备Fe-15Mn-5Si-14Cr-0.2C非晶复合材料棒状试样,添加稀土元素Ce、Dy及Ce+Dy,通过XRD研究稀土元素对微观组织的影响;采用电化学工作站三电极体系测试试样在1mol/L的HCl及1mol/L的NaOH中的腐蚀行为。结果表明：合金在添加稀土元素的组织依然为非晶复合材料(过冷奥氏体相CFe_15.1+ 铁素体相Fe-Cr),加入1%Ce的试样在HCl及NaOH的耐蚀性均为最佳,在HCl中自腐蚀电位为-0.16205V,自腐蚀电流密度为7.6999×10^₈A.cm^_-2,极化阻值达到9.5774×10^₈Ω.cm^₂,在NaOH自腐蚀电位和自腐蚀电流密度为-0.1839V,1.7453×10^_-8A.cm^_-2,极化阻值为7.1574×10^₈Ω.cm^₂,耐蚀性远优于AISI304,是潜力巨大的耐蚀材料。     

Zr1-xCoNbx (x = 0-0.2)合金吸放氢性能及抗歧化机制研究

采用真空电弧熔炼法制备了Zr_1-xCoNb_x (x = 0,0.05,0.1,0.15,0.2)合金,研究了Nb掺杂对合金晶体结构、吸放氢及抗歧化性能的影响。XRD结果表明：Zr_1-xCoNb_x (x = 0-0.2)合金主相为ZrCo相,含有少量ZrCo₂杂相;其氢化物为ZrCoH₃和ZrCo₂相。Nb掺杂极大地提高了合金吸氢动力学性能,ZrCo吸氢反应活化时间为7690 s,Zr_0.8CoNb_0.2缩短至380 s。ZrCo吸氢反应活化能为44.88 kJ mol^_-1 H₂,Zr_0.8CoNb_0.2降低至32.73 kJ mol^_-1 H₂,有利于吸氢反应动力学性能。DSC测量结果表明：ZrCo放氢温度为597.15 K,Zr_0.8CoNb_0.2降低至541.36 K,放氢温度降低,有利于抗歧化性能。ZrCo合金放氢反应活化能为100.55 kJ mol^_-1 H₂,Zr_0.8CoNb_0.2降低至84.58 kJ mol^_-1 H₂。合金歧化程度随着Nb掺杂量增加而降低,798 K保温10 h,ZrCo歧化83.68%,Zr_0.8CoNb_0.2仅歧化8.71%,Nb掺杂降低8f₂和8e位置氢原子数量,减小岐化反应驱动力。     

燃烧反应制备Y2-xGdxTi2O7 烧绿石及其作为核废物固化材料的稳定性研究

烧绿石基陶瓷材料是理想的核废物固化基材,本研究采用燃烧反应结合快速加压工艺,以CuO 为氧化剂、Ti为还原剂,在5分钟内快速制备出烧绿石基 Y_2-xGd_xTi₂O₇/Cu复合材料固化体。以Gd作为三价锕系核素的模拟物,设计Gd取代Y_2-xGd_xTi₂O₇烧绿石中的Y位。研究结果表明,Gd能完全取代Y位形成Gd₂Ti₂O₇ 烧绿石,所得产物没有杂质相的出现,且在烧绿石基体中没有出现相分离现象。选择Gd1.0样品进行浸出实验,结果表明该样品具有优异的水热稳定性,Cu, Y 和 Gd 元素的42天归一化浸出率分别低至 2.4×10^_-2, 1.1×10^_-5和5.3×10^_-6 g?m^_-2?d^_-1。     

高炉尘泥化学除锌

为了降低经物理分选后的高炉精泥中锌的含量,对高炉精泥进行化学浸出除锌研究,考察浸出剂、浸出时间、温度、液固比和搅拌速度等对浸出的影响,并进行理论分析。结果表明：硫酸对锌的浸出率最高,氯化铁次之,氨水最低;在合适的浸出条件下：液固比8-1,温度20℃,硫酸浓度125 g/L,浸出时间35 min和搅拌速度150 r/min,锌浸出率为73.9%,高炉精泥中的锌含量从1.46%降低到0.38%。对硫酸浸出脱锌的动力学和反应机制的研究表明,浸出过程遵从1-2α/3-（1-α）2/3=kt,浸出反应的活化能为8.89 kJ/mol,属于扩散控制过程。     

粉末TC4钛合金热压缩动态软化行为分析

通过热模拟压缩实验获得的应力应变曲线表明粉末TC4钛合金在温度为850~950℃,应变速率为0.1~10s_^-1范围内变形时具有加工硬化和连续的动态软化特性,建立了材料本构方程,很好的描述了粉末TC4钛合金的流变行为。进一步对动态软化行为进行了分析,并计算了各种因素对软化的影响程度。结果表明：变形温度越低,应变速率越小,流动软化程度越大;在应变速率为1s_^-1和10s_^-1时,主要是变形热导致流动软化;当应变速率为0.1s_^-1,温度为850℃和900℃时,有变形热、动态相变和α相形态演化三种软化因素,且温度越低,α相形态演化导致的软化占比越大,温度增加,动态相变软化所占比例增加;当应变速率为0.1s_^-1,变形温度为950℃时,有变形热和动态相变两种软化因素,变形量增加,动态相变软化所占比例增大。     

湿法炼锌净化渣酸浸的动力学

对湿法炼锌净化渣的浸出动力学进行了研究,并探讨了硫酸浓度、反应温度、粒度等对钴、锌浸出率的影响规律。从动力学的角度分析了整个浸出过程,得到优化条件：液固比50：1(mL/g),硫酸浓度100 g/L,反应温度70°C,粒度75~80μm,反应时间20 min。在此优化条件下钴的浸出率为99.8%,锌的浸出率为91.97%。结果表明：在硫酸体系中钴的浸出符合不生成固体产物层的“未反应收缩核”模型。通过 Arrhenius 经验公式求得钴和锌表观反应活化能分别为11.693 kJ/mol和6.6894 kJ/mol,这表明浸出过程受边界层扩散控制。     

NaOH水热转化-H_2SO_4浸出法从硫酸法钛白酸解残渣(黑泥)中回收利用钛（英文）

提出一种从黑泥中回收利用钛的新工艺,该工艺包括NaOH水热转化、水洗和H_2SO_4浸出制备TiO_2。在优化的反应条件下,即NaOH溶液浓度为50%(质量分数)、NaOH/黑泥质量比为4:1、反应温度为240°C、反应时间为1 h和氧气分压为0.25 MPa,钛转化率可达97.2%,主要含钛产物是Na_2TiO_3。非目标产物Na_2TiSiO_5在水洗中保持稳定,在水热反应中提高NaOH浓度可以抑制Na_2TiSiO_5的生成。水热产物经过水洗后,97.6%的Na~+可以回收。含有NaOH的溶液经过浓缩之后可以回用。在较低温度下,水洗物料中96.7%的钛能被较低浓度的硫酸浸出得到钛液。利用所得钛液进一步制备合格TiO_2产品。     

铸态粗晶Ti-5553钛合金高温变形行为与机理研究

本文借助Gleeble-3800热模拟试验机系统地研究了铸态粗晶Ti-5553合金在温度700 ℃~1100 ℃、应变速率为0.001 s_^-1~10 s_^-1条件下的高温变形行为。研究结果表明合金的流变应力对变形温度和速率都有强敏感性,流变软化过程也随变形参数的改变呈现出不同的模式。通过经典的动力学模型,建立了合金高温变形的本构关系和激活能分布图,进一步基于动态材料模型构建了合金的热加工图并实现了对不同加工区间变形机制的识别。合金在低温区(700 ℃)和高速率区( 1 s_^-1)均展现出失稳变形的特征,包括外部开裂、绝热剪切带、局部流变等机制,在实际加工中应对这些加工区域进行规避。合金在800 ℃及中低速率( 0.1 s_^-1)变形下的主导机制为α相的动态析出,在中高温(900 ℃-1100 ℃)及中低速率变形下的主导机制为动态回复与动态再结晶的结合。此外,合金在高温较低应变速率(1100 ℃/0.01 s_^-1)条件的变形中表现出大范围动态再结晶的行为特点并伴随稳定的流变软化,因此此条件附近的参数区间被认定为该合金的最优加工窗口,应在实际加工中给予优先考虑。     

Ti掺杂VO2(M)粉体制备及性能研究

M相二氧化钒(VO₂(M))是一种在68℃左右具有特殊相变特性的智能隔热窗材料,然而VO₂(M)的相变稳定性还较差、对太阳光的调制能力还不够高,严重限制其在智能隔热窗中的工业化应用。本文主要以五氧化二钒为钒源,草酸为还原剂,尿素为沉淀剂,硫酸钛为掺杂剂,水热还原法制备粉体M相钛(Ti)掺杂VO₂,简称Ti-VO₂(M)粉体。通过X射线衍射仪(XRD)、场发射扫描电子显微镜(SEM)、紫外-可见-近红外分光光度计(UV-Vis-NIR)、差示扫描量热仪(DSC)和X射线能谱仪(EDS)分析所合成粉体的元素/物相组成和结构、结晶形态、太阳光反射率/透过率和相变温度的变化情况,优化Ti^₄₊掺杂量。研究发现,Ti^₄₊掺杂量控制在3%时,制备的Ti-VO₂(M)粉体的综合性能最优,为进一步应用智能隔热有机玻璃提供重要的数据与技术支撑。     

Leaching performance of Al-bearing spent LiFePO4 cathode powder in H2SO4 aqueous solution

The leaching performance and leaching kinetics of LiFePO₄ (LFP) and Al in Al-bearing spent LFP cathode powder were systematically studied. The effects of temperature (273?368 K), stirring speed (200?950 r/min), reaction time (0?240 min), acid-to-material ratio (0.1:1?1:1 mL/g) and liquid-to-solid ratio (3:1?9:1 mL/g) on the leaching process were investigated. The results show that the concentration of reactants and the temperature have a greater impact on the leaching of Al. Under the optimal conditions, leaching efficiencies of LFP and Al are 91.53% and 15.98%, respectively. The kinetic study shows that the leaching of LFP is kinetically controlled by mixed surface reaction and diffusion, with an activation energy of 22.990 kJ/mol; whereas the leaching of Al is only controlled by surface chemical reaction, with an activation energy of 46.581 kJ/mol. A low leaching temperature can effectively suppress the dissolving of Al during the acid leaching of the spent LFP cathode material.     

硫化锌精矿常压富氧直接浸出行为

借助工艺矿物学分析对常压富氧直接浸出条件下锌精矿中主要硫化物的浸出行为进行研究。结果表明,除黄铁矿外,其他硫化矿均会明显溶解。基于对浸出渣中单质硫与反应残余硫化物之间关系的分析,认为闪锌矿、黄铜矿、铜蓝、方铅矿的溶出可能遵循间接氧化方式,即硫化物首先酸溶,生成的H2S脱离矿物表面并迁移至溶液本体中进而氧化成单质硫。上述硫化矿的浸出过程可能受界面化学反应控制。对于磁黄铁矿的溶出,直接电化学氧化可能起主导作用,其浸出过程可能受产物层单质硫的扩散控制。     

Characterization and kinetic study on ammonia leaching of complex copper ore

Ammonia leaching kinetics of a complex Cu-ore assaying 8.8% Cu and 36.1% Fe was examined. Mineralogical characterization indicated that the major phase of the ore was siderite with chalcopyrite as the major sulfide mineral. The effects of parameters such as agitation, temperature, NH₃ concentration, particle size and oxygen partial pressure (p_O2) were investigated. Under the standard leaching conditions of 125–212 µm particle size, 120 °C, 1.29 mol/L NH₃ and 202 kPa of p_O2, about 83% Cu could be selectively extracted in 2.5 h. However, when using higher NH₃ concentration and lower particle size, more than 95% extraction was achieved. The leaching process was found to be surface reaction controlling. The estimated activation energy was (37.6±1.9) kJ/mol and empirical orders of reaction with respect to p_O2 and [NH₃] were about 0.2 and 1, respectively.     

Treatment of cadmium dust with two-stage leaching process

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＣａｄｍｉｕｍｄｕｓｔｉｓｐｒｏｄｕｃｅｄｆｒｏｍｔｈｅｓｅｃｏｎｄａｒｙｒｏａｓｔｉｎｇｏｆｒｏａｓｔｄｕｓｔｏｆｚｉｎｃｓｕｌｐｈｉｄｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｉｎＨｕｌｕｄａｏＺｉｎｃＰｌａｎｔ.ＡｃｃｏｒｄｉｎｇｔｏｔｈｅｒｅｓｕｌｔｏｆＸ ｒａｙｄｉｆｆｒａｃｔｉｏｎａｎａｌｙｓｉｓ,ｃａｄｍｉｕｍｄｕｓｔｔｙｐｉｃａｌｌｙｃｏｎｔａｉｎｓｚｉｎｃｏｘｉｄｅ ,ｚｉｎｃｆｅｒｒｉｔｅａｎｄｓｕｌｐｈｉｄｅｓｏｆｚｉｎｃ ,ｃａｄｍｉ ｕｍａｎｄｌｅａｄ .Ｔｈｅｅｘｉｓ…     

有机溶剂在浆萃取对锌精矿直接浸出的影响

研究了锌精矿直接浸出时的在浆有机溶剂萃取，通过扫描电镜分析比较了浸出前矿粒以及两种不同浸出渣的表面形貌。结果表明，四氯乙烯是一种非常有效的萃硫有机溶剂，其加入时间控制为0．5－1．5h，当有机相与无机相（O／A）之比值小于1／50时，锌浸出率随O／A比值的增大而增大；但当O／A比值超过1／50时，锌浸出率并不受相比的影响。     

Role of oxygen and ammonium ions in silver leaching with thiosulfate–ammonia–cupric ions

The dissolution of silver with thiosulfate and copper ions was studied in a batch-stirred reactor at 25 °C in the absence and presence of various ammonium ions and oxygen concentrations in the aqueous solution. Leaching silver with 4 mg L-1oxygen in the aqueous solution requires high concentration of ammonium and thiosulfate ions. High silver dissolution is achieved at pH of high cupric tetraamine concentration, around pH 9.8, but a high degradation of thiosulfate ions is resulted from their oxidation by the presence of oxygen. When the oxygen concentration is below 1 mg L-1, dissolved silver thiosulfate species are fairly stable and the degradation of thiosulfate ions in the aqueous solution is low. Under these conditions,high silver dissolution is attained using low thiosulfate concentration. At the oxygen concentration of 4 mg L-1,dissolved silver thiosulfate species precipitate out of the aqueous solution significantly affecting silver dissolution.Precipitation of dissolved silver thiosulfate species occurs because of oxidation of the thiosulfate bonding to the silver.     

烧结电除尘灰中钾盐的回收及其浸出动力学

为了研究烧结电除尘灰中回收钾盐的强化浸出措施,使用ICP-AES、SEM-EDS和XRD分析技术对除尘灰的表面和内部形态,特别是钾盐的赋存形式进行分析。结果表明,该电除尘灰的主要成分是铁氧化合物,在其表面裸露吸附着一定含量的KCl晶体。水浸实验表明,该粉尘中的KCl可以通过水浸出、蒸发结晶的方式回收,其收率为18.56%。结晶产物的分析结果表明,KCl占61.21%,NaCl占13.40%,CaSO4占14.62%,K2SO4占10.86%。其水浸出动力学符合外扩散控制模型控制。强化浸出实验表明,提高浸出温度、加强搅拌、增加液固比等措施可以提高钾盐的浸出率和浸出速率。     

钒钛磁铁矿提钒尾渣浸取钒

采用硫酸氢氟酸次氯酸钠组合浸出体系浸取钒钛磁铁矿提钒尾渣中的钒,研究浸出过程中试剂浓度、浸出液固比、浸出温度、浸出时间、物料粒度对钒浸出率的影响。结果表明:钒的浸出率随试剂浓度、液固比、温度和时间的升高而增大;当矿物粒度小于0.20 mm时,钒浸出率有随矿物粒度变小而减小的趋势。在物料粒度0.15~0.25 mm、初始硫酸浓度150 g/L、初始氢氟酸浓度30 g/L、次氯酸钠加入量为矿量1.5%、矿浆液固比6:1、浸出温度90℃、浸出时间6 h、搅拌速度500 r/min的条件下,钒的浸出率可达85%以上。     

堆浸法从含银氧化铁矿中提取银

云南个旧某矿氧化矿石中,除Sn以外还伴生有丰富的Ag。为了解决Ag的回收利用问题,作者等人对该矿石进行了柱浸、槽浸、堆浸和回收Ag的试验,取得较好的效果。用堆浸法进行较大规模的生产,Ag回收率为34．96％,达到综合回收利用资源的目的。