阐述了还原焙烧—常压氨浸、高压酸浸(HPAL)湿法冶金技术处理低品位褐铁矿型红土镍矿的工艺特点、工业应用现状及研究进展,总结了三代HPAL技术的发展状况,介绍了镍钴沉淀富集技术及应用,分析了H₂S沉淀、MgO沉淀、直接NaOH沉淀工艺的优点与不足,探讨了NaOH转碱转晶种新沉淀工艺的成效,并对红土镍矿湿法冶金工艺的发展前景进行了展望。

随着核能利用规模的快速扩大,核工业产生的放射性废液的妥善处理已成为制约核能进一步发展的重要议题之一。环糊精是一类由吡喃葡萄糖单元构成的环状寡糖,其具有“外部亲水、内部疏水”的独特分子结构,在放射性离子吸附分离领域具有良好的应用前景。但因环糊精分子含有大量羟基,易溶于水,一般先将其“固化”形成难溶固体后再用作吸附材料。按“固化”方式不同,可分为负载环糊精型吸附材料、环糊精聚合物吸附材料和环糊精包合物吸附材料。分类综述了3种环糊精吸附材料的合成及在放射性离子吸附分离方面的应用研究进展,讨论了环糊精材料对放射性元素的吸附机制,并对未来发展方向进行了展望。

含砷的有色金属和贵金属硫化矿在冶炼过程中会产生酸性高浓度含砷溶液,其具有砷浓度高、成分复杂、变化大、毒性强和难以存放等特点,如不加处理直接排放,会对环境和人类健康产生很大影响。综述了化学沉淀法、蒸发浓缩法和金属粉末法的脱砷原理及优缺点,以及各脱砷方法的研究进展,为脱砷技术发展提供参考和借鉴。

研究了采用硫酸浸出—氧化水解脱砷—锌粉置换镉工艺分离回收锡冶炼烟尘中的锡、锌、镉,考察了各因素对分离回收效果的影响。结果表明:在初始硫酸浓度15%、液固体积质量比3∶1、浸出时间120 min、浸出温度90 ℃条件下,Zn、Cd浸出率分别为93.25%、89.35%,Sn浸出率小于0.1%;浸出液在双氧水加入量为2%、控制终点pH为5时,除砷后夜中As质量浓度降至0.1 mg/L;除砷后液在反应温度60 ℃、锌粉用量为理论量1.0倍、搅拌速度250 r/min、反应时间30 min条件下,可得到含镉95%以上的海绵镉。该工艺可实现锡冶炼烟尘中有价金属高效回收利用。

针对国内某公司低品位混合型钨钼矿结构和成分复杂、难浮选且难浸出等问题,研究了盐酸预处理—软锰矿+硫酸协同浸出钼钨矿中的钼钨,考察了各因素对钨钼浸出率的影响。结果表明:在盐酸浓度1.5 mol/L、液固体积质量比6.5/1、常压条件下,对钨钼矿石进行盐酸预处理;在盐酸预处理后滤渣20 g、矿石粒度200目、软锰矿用量4 g、硫酸浓度8 mol/L,液固质量体积比5/1、温度90 ℃、浸出时间3 h的最佳条件下,钼、钨浸出率分别为83%、73%。

研究了以亚硫酸铵为还原剂,通过高温焙烧直接把软锰矿中的二氧化锰还原成硫酸锰,从而实现软锰矿的高效提取,考察了亚硫酸铵与软锰矿质量比、焙烧温度及时间、浸出温度及时间等对锰提取率的影响,确定了最佳工艺条件。结果表明:最优条件为亚硫酸铵与软锰矿质量比0.75∶1,焙烧温度500 ℃,焙烧时间1.5 h,浸出温度25 ℃,浸出时间30 min;在该条件下,锰浸出率约为93%,铁浸出率约9.5%。锰提取效果较好。

针对某独居石优溶渣,研究了采用一段常规浸出—二段逆流浸出工艺浸出铀、钍、稀土。考察了各因素对浸出效果的影响。结果表明:采用一段常规浸出法时,适宜条件下的铀、钍、稀土浸出率分别为98.66%、95.37%、64.23%;采用二段逆流浸出法时,铀、钍、稀土浸出率均可提高0.5%~1.0%,浸出液余酸降低50%以上,矿浆固液分离性能得到了一定改善。

研究了采用氯化浸出—NaH₂PO₂选择性还原工艺回收铜阳极泥中的单质As。考察了液固体积质量比、初始酸度、浸出温度、初始Cl^-质量浓度、浸出时间对As浸出率的影响,以及还原温度、NaH₂PO₂与As的物质的量比、还原时间对As还原沉淀率的影响。结果表明:最佳氯化浸出条件为初始酸度220 g/L,液固体积质量比6/1,浸出温度70 ℃,初始Cl^-质量浓度150 g/L,浸出时间2.5 h;最佳还原条件为还原温度80 ℃,NaH₂PO₂与As的物质的量比2/1,还原时间2 h;在最佳条件下所得单质As产品中As平均质量分数为90.44%,产品质量符合单质As的精制要求。

研究了在HCl-Na₂CrO₄体系中对铬铁矿进行多级浸出,并探讨了铬铁矿中主要金属元素的浸出动力学。结果表明:在粒径45~75 μm、氧化剂Na₂CrO₄用量为理论量0.6倍、反应时间5 h、反应温度453.15 K、料球质量比1/1、搅拌速度30 r/min、液固体积质量比4 mL/1 g最佳条件下进行3级循环浸出,铬、铁、铝、镁浸出率分别可达91.98%、94.54%、76.62%和78.03%;铬铁矿的酸浸反应受界面化学反应控制,温度在373.15~473.15 K范围内,铬、铁、铝、镁的浸出表观活化能分别为45.80、40.43、42.08和43.54 kJ/mol,浸出效果较好。

研究了采用P204+磺化煤油体系从除杂后的低浓度硫钴精矿浸出液中萃取分离铜、钴,考察了萃原液pH、萃取剂浓度、萃取相比、萃取时间、反萃取剂浓度、反萃取相比等对铜钴分离效果的影响。结果表明:在萃原液pH=4、P204体积分数25%、萃取相比V_O/V_A=1/1、萃取时间3 min、反萃取剂硫酸浓度0.10 mol/L、反萃取相比V_O/V_A=2/1条件下,对硫钴精矿除杂后液进行两级逆流萃取、四级逆流反萃取试验,萃余液中钴质量浓度为338.80 mg/L,铜质量浓度为2.96 mg/L,铜萃取率为98.32%,90.03%的钴留在萃余液中,经反萃取铜钴可得到进一步分离,有利于下一步制备高纯度硫酸钴。

研究了以二(2-乙基己基)膦酸(P204)和三异辛胺(N235)为萃取剂联合萃取氯化镍溶液中的镍、钴,考察了有机相P204体积分数、相比、料液pH、皂化率、N235体积分数、Cl^-质量浓度、反应温度对氯化镍溶液净化除杂的影响。结果表明:用P204萃取除杂后再用N235从P204萃余液中萃取分离钴钼,在P204体积分数20%、相比V_O/V_A=1.5/1、料液pH=3.5、皂化率50%、反应温度40~50 ℃,以及N235体积分数16%、相比V_O/V_A=1.2/1、反应温度40~50 ℃、P204萃余液pH=3.0、Cl^-质量浓度≥280 g/L及盐酸酸化浓度3 mol/L条件下,萃余液中Ni²⁺质量浓度为218.10 g/L,Cu²⁺、Fe³+、Co²⁺和Zn²⁺质量浓度分别为1.1、1.2、1.0和0.1 mg/L,能满足生产高品质电积镍的阴极液要求。

稀土元素间电子层结构和物理化学性质极其相似,导致其难以分离,因此,稀土元素萃取分离一直是稀土冶金的研究热点问题。研究了以6%D2EHPA为流动载体、5%T154为表面活性剂、3.0 mol/L HCl溶液为内水相、磺化煤油为膜溶剂,控制相比(R_oi)为1.5制备一种新型乳状液萃取剂。通过用该乳状液萃取剂在硫酸体系下分别萃取La³⁺、Ce³⁺、Sm³⁺、Eu³⁺、Ho³⁺和Er³⁺6种稀土离子,确定了乳状液膜法(ELM)萃取RE(Ⅲ)的最优动力学条件。结果表明:最优动力学条件为乳化时间5 min,萃取时间6 min,乳水比(R_ew)0.5,萃取温度25 ℃,外水相为稀土元素水溶液;该条件下,La³⁺最高萃取率为99.92%,最大富集比为3.33,传质速率k=9.35×10^-10 m/s,ELM对低浓度La³⁺溶液表现出优异的萃取性能和富集效果。

生物炭老化后会对土壤重金属固定化作用的稳定性和持久性产生影响,导致其钝化性能发生变化。研究了以花生壳(peanut shell,PS)为原料,在温度600 ℃、缺氧条件下采用热解法制备花生壳生物炭(PSB),并采用模拟田间氧化、浸出、酸化方式对PSB进行老化,制备了氧化生物炭(OPSB)、浸出生物炭(LPSB)、酸化生物炭(APSB)。通过等温吸附模型、动力学模型,以及FT-IR和XRD探讨了3种老化方式对生物炭吸附Cd²⁺效应和机制的影响。结果表明:氧化老化过程能明显促进含氧官能团(—COOH、—OH等)在生物炭表面的积累,提升OPSB对Cd²⁺的吸附性能,使Cd²⁺吸附量提高10.13%;浸出老化后生物炭的官能团含量无明显变化,但大量可溶性矿物流失,使LPSB对Cd²⁺的吸附性能大幅下降,吸附量降低13.35%;酸化老化会影响生物炭表面对Cd²⁺的吸附活性,导致APSB对Cd²⁺的吸附量降低26.52%;4种生物炭对Cd²⁺的吸附过程均为有效吸附,其中,OPSB对Cd²⁺的吸附亲和力最优,其次为PSB、LPSB和APSB;在低pH条件下,Langmuir等温吸附模型能更好地拟合4种生物炭对Cd²⁺的吸附过程;同时,4种生物炭对Cd²⁺的吸附过程均以物理静电吸附为主导,适合用准一级动力学模型描述。

研究了以七水合硫酸亚铁(FeSO₄·7H₂O)和磷酸二氢铵(NH₄H₂PO₄)为原料,采用共沉淀—喷雾干燥法制备类球形电池级磷酸铁,考察了表面活性剂十六烷基三甲基溴化铵(CTAB)加入量、反应时间、溶液pH对磷酸铁物相和粒径的影响,并利用激光粒度仪、X射线粉末衍射仪、热重分析仪、场发射扫描电镜等对产物进行了表征。结果表明:在Fe/P物质的量比为1/1.01、CTAB加入量0.04 g、反应时间1 h、溶液pH=3.0条件下,磷酸铁粒径分布范围最小,为300~500 nm,且呈较为规则的类球形;以类球形磷酸铁作为前驱体铁源,经球磨混合烧结制备的磷酸铁锂,在0.1 C下放电比容量为150.14 mAh/g,1 C循环200次后保持率为98.9%,性能良好。

针对某独居石精矿在综合回收过程中出现碱转矿浆变红、酸溶矿浆黏稠起泡沫导致产品变色、生产能力下降问题,采用扫描电子显微镜、红外光谱分析等手段对矿石污染物成分进行分析,并通过条件试验和半工业试验研究了煅烧法对独居石精矿污染物的去除效果。结果表明:碱转变色主要是由覆盖在独居石表面的含羧基、苯环或环烷烃的有机质造成;在煅烧温度400 ℃、煅烧时间40 min条件下,碱转矿浆COD去除率大于94%,有机质去除效果较好,能解决生产处理能力下降30%的问题,还能降低电耗、能耗,解除生产中冒槽引发的职业健康等安全环保风险,同时保证铀、稀土回收率。该法完善了独居石加工流程,具有一定推广价值。

针对某铀矿高钙矿浆固液分离中存在的矿浆沉降速度较低、固-液分离效果变差等问题,研究采用了静态絮凝法沉降该铀矿高钙矿浆,考察了絮凝剂种类及用量、混合絮凝剂配比及加入方式对沉降效果的影响。结果表明:由WZ944絮凝剂与5330絮凝剂配制的混合絮凝剂可使高钙矿浆沉降速度显著提高,2种絮凝剂的最佳质量配比为1∶1,混合絮凝剂最低用量为35 g/t。试验结果可为该铀矿固-液分离工艺流程优化设计提供参考。

研究了采用原子荧光光谱法测定五氧化二磷中的砷,确定了酸介质、酸度、还原剂浓度、预还原剂和掩蔽剂。结果表明:方法在1.0~50.0 μg/L范围内线性良好,相关系数r>0.999,检出限为0.064 μg/L,定量限为0.21 μg/L;8次样品分析结果的相对标准偏差(RSD)为1.94%,加标回收率为92.87%~101.30%,检验结果与DDTC银盐法无明显差异。该法操作更便捷,所用试剂少,是一种测定五氧化二磷中砷含量的可靠方法。