P-950哌啶树脂吸附钯的动力学研究

研究了P－950哌啶树脂吸附钯的动力学．结果表明，该树脂从氯化物溶液中吸附钯的动力学符合Boyd液膜扩散方程，吸附速率随盐酸浓度的增加而下降；当温度升高时吸附钯的分配比降低．测得的液膜扩散系数K＝1．34×10-2／s，吸附表现热焓△H＝-13.77kJ／mol，表明该树脂吸咐钯是放热反应.     

薄水铝石粒度对煅烧形成α-Al2O3粉体的影响

研究了薄水铝石粒度对其煅烧形成α-Al2O3粉体的影响.先用水热法制备出均匀分散的纳米、亚微米及几个微米的薄水铝石前驱体,用x射线衍射仪和电子显微镜分析了薄水铝石在不同温度煅烧所得产物的相结构及形貌.结果表明,粒度30～100 nm的薄水铝石在1200℃煅烧1 h转变为α-Al2O3,为蠕虫状的烧结颗粒;粒度0.4～0.6 μm的薄水铝石在1 250℃煅烧1 h可转变为α-Al2O3,颗粒尺寸变化不大,仍在0.4～0.6 μm范围内;粒度1 μm左右的薄水铝石在1350℃下煅烧2 h尚不能完全转变为α相,并已出现明显烧结.因此,以水热法制备的亚微米级薄水铝石晶体作为前驱体,经直接煅烧可以制备出分散性较好的亚微米级α-Al2O3粉体.     

微生物脱砷预处理难冶含砷金矿提金的研究

用化能自养的氧化铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌，对河北半壁山含砷金精矿进行了公斤级的预处理氧化脱砷实验．在细菌预处理反应器中的连续和批式脱砷实验表明，目前选育的菌种是有效的．严格控制工艺条件，可以在4天左右便脱砷率高于80％．后续氰化提金实验证实，金的总回收率可达90％以上．用微生物脱砷预处理难冶含砷金矿有金浸出率高、便于固定浸出的砷、免除对环境污染的优点，是有很好应用前景的处理难冶含砷金矿的技术路线．     

湿法炼锌流程中银的行为

进行了矿物学和化学的研究,以阐明在湿法炼锌过程的一些系统中银的行为。在～900℃锌焙烧的热力学分析指出,银矿物转变成金属银、硫酸银或氯化银。虽然工业焙砂的矿物学鉴定表明存在含银的氧化物和硅酸盐,但浸出试验证实大部分银是成可溶形的。在焙砂浸出时,大部分银以硫化银形态沉淀在残余的硫化物(尤其是闪锌矿)颗粒上。在中性浸出和高酸浸出的渣中,均观察到外缘包覆有银的闪锌矿。溶解度的测定也表明,硫化银是锌浸出系统中银的主要形式。在所有条件下,溶解后的银均大量结合入黄钾铁矾沉淀中,其他的硫酸盐或固体PhSO_4的存在量对结合的程度没有太大的影响。溶解于类似工业生产过程的合成溶液中的银,在工业条件下有90%以上结合进入沉淀的Na、NH_4或Pb黄钾铁矾中。     

生物浸出低品位镍铜硫化矿

阐述了氧化亚铁硫杆菌 (TF5)和氧化硫硫杆菌 (TT)浸出金川低品位镍铜硫化矿的机理、过程动力学、工艺条件和反应工程。研究表明 ,含镍磁黄铁矿的细菌浸出以细菌氧化生成的Fe3 +的作用为主 ,浸出速率受表面反应控制 ;镍黄铁矿的细菌浸出以矿物表面吸附菌的作用为主。细菌对Mg2 +离子的耐受浓度因驯化而提高 ,极限浓度可达 15～ 2 0g/L。低品位镍铜矿的细菌浸出过程中 ,pH控制、细菌的初始接种量、矿浆浓度及TF和TT的混合比是影响镍、铜、钴等有价金属元素浸出速率和最终浸出率的主要因素。优化条件下气升式和搅拌式反应器中试验表明 ,优化条件下 ,在生物浸出低品位镍铜硫化矿 ,镍浸出率可达到 92 %～ 94 % ,铜达 4 8%～ 50 % ,钴达 88%～ 91%。     

氧化锑矿处理方法的研究

本实验研究表明,对于含有高价锑的氧化锑矿(如Sb_2O_4和Sb_8O_(13)),采用湿法冶炼时,无论是用碱法或用酸法直接浸出,结果均不理想,锑的浸出率小于70％。如在酸浸流程中引入碳还原预处理方法,锑的总浸出率可提高到93—95％。碳还原的目的,是将矿石中的高价锑氧化物Sb_8O_(13)用碳在600—650℃温度下还原成易为盐酸溶液浸出的低价锑氧化物。根据实验结果,提出了处理该氧化锑矿和生产出锑白Sb_2O_3的流程。     

水热法合成无机陶瓷细粉材料

本文着重介绍无机陶瓷细粉材料的水热氧化及水热烧结的问题。     

硫代磷酸/伯胺N1923协同萃取锌和镉的机理

有机硫代磷酸/伯胺N1923协同萃取锌、镉的萃取率随pH的变化较为反常，可能因伯胺N1923与硫酸作用进而聚为反向胶束. 实验表明，如以(N1923)n.H2SO4表示反向胶束的实验式，N1923与H2SO4比值n多为3左右，可能与空间效应相关. 萃取机理为: M2+(a) +2BHA(o) + (2/n)SO42–(a) = MA2(o) + (2/n)(Bn.H2SO4)(o) + 2(1–2/n)H+(a)， n=3, 4, 5.     

Ion Flotation of Scandium

Scandium was recovered from dilute chloride solutions with potassium salt of saturated C_8～C_(12)fattyacids as surfactant by Ion flotation.The optimum comprehensive results of physical properties,stability andscandium concentration of the foam formed with potassium caprate CH_3(CH_2)_8 COOK can be obtained.Re-covery of scandium in the foam was 98% at pH 3.8～5.0 and 25～55℃.The experimental results of 0.3 L/minairflow rate was satisfactory for flotation column.It is of a great potential for using ion flotation technique toconcentrate scandium from dilute solutions.