含砷电积脱铜液制备三氧化二砷的工艺研究

以含砷电积脱铜液为研究对象,采用SO_2还原其中的As(Ⅴ)制备As_2O_3,实现有价元素的回收。结果表明:反应温度为60℃、酸浓度18.00%、反应时间3 h,SO_2通入量20 L/h条件下,As_2O_3纯度为99.63%,As_2O_3直收率为88.05%,还原反应SO_2利用率为35.85%。     

炼钢过程砷氧化的可能性——热力学计算与实践

在热力学计算的基础上,作出砷氧化的△F-T曲线;并提出:(1)在有过量碳存在的条件下,氧化砷(AsO或As_2O_3)自动还原为砷;因此由炉料带入高炉内的砷,将全部进入生铁; (2)在炼钢温度范围内,砷溶于铁液为自发过程; (3)在炼钢过程中,通过〔As〕与〔O〕反应而脱砷是不可能的; (4)但〔As〕可与吸附态的氧作用而生成As_2O_(3g));反应只能在较低温度下(≤1350°C)进行.顶吹氧气转炉、电弧炉、空气侧吹转炉等炼钢过程的大量数据,为作者的观点提供了证明.     

串级萃取理论在钐、钆分离中的应用

钐、铕、钆分离是综合利用稀土的关键。环烷酸还原萃取制成高纯氧化铕研究成功所得到的钐、钆富集物,需进一步回收,以充分发挥环烷酸还原萃取制取纯铕的优越性。本研究以上述钐、钆富集物为原料、用氨化P_(507)在盐酸体系中萃取分离钐钆,获得大于99.5％Sm_2O_3和99％Gd_2O_3产品,收率98％以上     

以砷为填料AsC1_3精馏法除硒和硫的研究

一、前言 由于制备GaAs等化合物半导体需要基础材料高纯砷,特别是对砷中硒和硫等杂质的含量要求很低,所以,国内外对如何除去砷中的硒和硫进行了大量而系统的研究工作。其方法有十余种之多,例如铅熔池法、生长单晶法、砷的氧化法、As_2O_3升华法、As_2O_3在盐酸中重结     

砷冰钴沸腾焙烧脱砷

砷钴矿电炉熔炼产物砷冰钴,是一种金属砷化物的合金。当脱除其中的砷,必须进行氧化焙烧,使砷冰钴中的砷变成易挥发的 As_2O_3而除去,钴则转化为易溶于酸的氧化物。为了改善脱砷过程的劳     

砷酸钙与碳粉混合共热解过程解析

研究了砷酸钙与碳粉体系共热解反应过程。利用热重分析仪监测不同升温速率下,砷酸钙与碳粉质量比为4∶1混合物在氩气气氛、加热区间温度30～1 200℃过程中的失重情况,并采用XRD表征各失重阶段残余物。结果表明,混合体系失重过程分为三个阶段:第一失重阶段,温度240～325℃,Ca_2As_2O_7·H_2O脱水生成Ca_2As_2O_7;第二失重阶段,温度560～668℃,Ca_2As_5O_7到Ca_3(AsO_4)_2的晶型转变及Ca_5(AsO_4)_3OH和Ca(OH)_2失水生成Ca_5(AsO_4)_3和CaO;第三失重阶段,温度904～1 120℃,碳还原砷酸钙反应生成CaO和砷蒸气。动力学模型拟合结果表明:相边界反应动力学模型能较好地解释砷酸钙与碳粉共热解第三个失重阶段的反应机制。     

含砷烟尘制备三氧化二砷工艺研究

含砷烟尘经氢氧化钠溶液浸出、SO_2还原制备得到As_2O_3。研究结果表明:当氢氧化钠浓度为3.0 mol/L、硫磺与含砷烟尘质量比0.075:1、液固比6:1、浸出温度95℃、浸出时间2.0 h、搅拌速度400 r/min时,砷浸出率为99.27%。当初始砷浓度为100 g/L、初始pH=0、反应温度30℃、反应时间90 min、SO_2气体流量0.8 L/(L·min)、搅拌速度300 r/min时,砷回收率为86.13%,得到的产物中As_2O_3含量为95.79%。经热水溶解—重结晶,As_2O_3纯度达99.63%,质量达到了有色金属行业标准(YS-T99—1997)中As_2O_3-1标准。     

铁粉-H_2O_2对PdCl_3SC(NH_2)_2~-的还原

以含PdCl_3SC(NH_2)_2~-溶液为原料,采用Fe-H_2O_2还原法回收溶液中的钯,研究了还原过程的机理,考察了pH、还原时间、H_2O_2用量和铁粉用量对还原率的影响。结果表明,铁粉被氧化后的Fe~(2+)可催化H_2O_2而产生氧化能力极强的·OH自由基,该自由基对复杂的PdCl_3SC(NH_2)_2~-结构具有很强的破坏力,使稳定的PdCl_3SC(NH_2)_2~-以PdCl _4~(2-)形态分离出来,提高了铁对钯的还原性能。在溶液体积20mL,25℃,pH=2,H_2O_2用量0.10mL/mL,反应时间60min和铁粉用量0.50mg/mL的条件下,钯的平均还原率可达99.25%。     

砷与环境

一、砷在自然界的分布砷属于微量元素,地壳中砷的含量约为1×10~(-4)％左右。砷富集在自然界某些矿床内,主要呈硫化物存在。含砷的矿物约百余种,常见的有:雄黄(As_4S_4)、雌黄(As_2S_3)、毒砂(FeAsS)、砷铁矿(FeAs_2)、白砷石(As_2O_3)、砷钴矿(CoAs_2)、红砷     

CaCl_2溶液浸出高砷钴矿

为了解决高砷钴矿火法脱砷工艺过程劳动条件差、严重污染环境、付产品 As_2O_3中含钴及 As_2O_3的处理销售问题,提高钴的回收率,我们进行了利用氯化钙溶液浸出高砷钻矿的小型试验,取得了良好     

金砷精矿中砷的细菌浸出法

矿石和精矿的细菌浸出工艺已进行过广泛的研究,并获得下列矿浆参数的最佳值:pH值和氧化还原电位Eh;Fe~( 2)和Fe~( 3)的比值;不用添加剂对细菌的生长和活度的影响。但充气中的CO_2与O_2的浓度和比值的影响,以及矿浆的液固比,研究得很少。同时     

N1923—TBP从Na2MoO4溶液中同时萃取分离磷和砷

研究了从近中性的Na_2MoO_4溶液中以伯胺(N1923)和磷酸三丁酯(TBP)混合物协同萃取分离磷和砷及其机理。磷和砷的萃取受萃取酸度、N1923浓度、钼浓度的影响,在pH5.5～7.0的介质中能有效地分离磷和砷。负荷有机相是磷、砷杂多酸阴离子和钼酸阴离子络合物的混合物,磷和砷只能以双中心结构形式的P_2Mo_5和As_2Mo_6阴离子被萃取。萃取以溶剂化历程进行,由于萃合物同时具有酸碱性质,在分子内部发生质子转移而生成离子缔合物。     

冶金煤气预还原-冷却烧结矿工艺的提出与展望

根据目前国内外抑制烧结矿粉化技术的研究进展,同时借鉴了竖罐式余热回收装置,提出了利用烧结矿余热在竖炉内使用冶金煤气预还原-冷却烧结矿的新工艺。研究表明,该工艺利用冶金煤气对高温烧结矿进行预还原、冷却,能大幅度改善烧结矿在高炉内的低温还原粉化,同时兼顾实现烧结矿余热的高效利用。随着烧结矿冷却速率的降低,烧结矿中的Fe_2O_3逐渐消失,FeO含量逐渐增加,烧结矿的还原粉化指数RDI_(+6.3)和RDI_(+3.15)有显著的增加,RDI_(-0.5)逐渐降低。研究结果为实现该工艺在生产实际中的应用提出待解决的关键问题。     

铜镍硫化矿的冶炼新工艺研究

文章介绍了采用H_2及CO对铜镍硫化矿进行还原焙烧—浸出,以获得高品位冰铜(或金属铜);浸出液高温水解分离铁、镍的冶炼新工艺。它具有方法简单,只经还原、浸出、氧化水解等三个工序,即可彻底解决铜、镍、铁的分离,并使硫成元素硫、铁成Fe_2O_3回收;试剂盐酸及氧化钙均可再生,达到无废渣,无污染,综合回收全面,回收率高等显著优点。本文着重研究了用H_2及CO还原一浸出的效果和高温氧化水解分离镍、铁以及CaCl_2高温水解的效果。试验表明,脱铁、脱硫率可达98～99％以上;浸出和分离的总回收率,镍>90％、铁99％以上;分离液中的铁含量可降至0.030(克/升)以下。     

碱性水溶液中亚砷酸硫化过程的热力学

为优化高碱条件下硫代亚砷酸萃取工艺,研究碱性水溶液中亚砷酸硫化过程热力学。基于已有的热力学数据,绘制了298K条件下As~(III)-S-H_2O系各种As~(III)离子随pH及S/As摩尔比变化的浓度曲线,分别讨论了pH和硫化剂加入量对亚砷酸硫化过程的影响以及硫化反应产物形态。结果表明,在碱性介质中,亚砷酸硫化反应在热力学上是可行的。在高碱条件下,亚砷酸硫化反应可能受抑,通过提高硫化剂用量,可强化硫化过程。     

砷化铕的晶体化学

最近对 Eu_5As_3,Eu_4As_3,Eu_5As_4,Eu_2AS_2,Eu_2As_3,Eu_2As_2,EaAs_3和几种与其密切相关的铕化物晶体结构的准确测定提供了详细研究有多价作用的 Eu 和 As 元素的晶体化学坚实基础。本文对结构的分析是采用多面体的原子体积(PAV),Pauling金属半径,双向轨道和分配位数系数(PCNC)计算的,虽然 Eu 在这些化合物中主要是二价,但也常     

利用气体还原炉渣中Nb的研究

为制造高质量的铌铁合金而研究了含铌熔渣的气体还原反应。试验在高纯MgO或纯铁制造成的坩埚中进行。用H_2气、CO气体或二者混合气体对含氧化铌熔渣做还原试验研究。其结果如下:(1)在1450℃时,渣中氧化铁和P_2O_5很容易被H_2气还原,而且CO气体还原则是很微小的。(2)在1350～1450℃的温度范围内,除FeO、Fe_2O_3和P_2O_5以外,熔渣中其他几乎不被H_2或CO气体所还原。(3)渣中MgO含量的增加可以促进FeO和H_2气的还原反应。(4)还原渣中的(FeO％)和(P_2O_5％)二者之间的关系可用下式表示:(P_2O_5％)=0.037(FeO％)+0.04还原气体、熔融炉渣、氧化铌、铌铁是本研究的重点。     

在硫酸-伯胺萃取体系中铈还原反萃取机理的探讨

本文探讨了在硫酸介质中用伯胺萃取分离Th~(4 )和Ce(4 )时铈的还原反萃取机理。通过计算和试验说明,铈的络阴离子先被置换下来后再被H_2O_2还原为Ce~(3 ),从而达到铈、钍分离的目的。对反萃取的影响因素也进行了探讨。根据其基本认识所提出的工艺条件,大大降低了H_2O_2的消耗量。     

砷害治理与白砷提取流程的选择

<正>我国的主要铜、铅、锌、锡冶炼厂,每年由原料带入的砷量达5000吨左右。在冶炼过程中,砷除了一部分以As_2O_5形态固结在渣中,毒性较小而无污染外,其余的则进入废水、废气,或富集于中间产品,造成污     

钢液中钙-砷平衡的研究

在氩气气氛下钼丝炉内,用密封电融氧化镁坩埚直接合成Ca_3As_2-CaC_2渣。在1520、1560和1600℃进行了钢液中钙、砷平衡的研究。用扫描电镜能谱定量分析鉴定了平衡产物为Ca_3As_2。根据化学反应式: 3(CaC_2)+2[As]=(Ca_3As_2)+6[C] lgK=lga_(Ca_3As_2)-3lga_(CaC_2)+lgR;R=a_C~6/a_A~2。通过实验测定R值,再应用变通的Gibbs-Duhem方程求二元系各组元活度的方法,得到1520℃时, Ca_3As_2在二元渣系中的活度为: 实验测得1520℃时, 3[Ca]+2[As]=(Ca_3As_2) lgK'=9.867-3.00{2[％Ca]+1.60[％As]} 其中可以证明,该温度下lgK=9.867,(?)=-3.00。1560、1600℃的平衡实验是在Ca_3As_2饱和的二元渣系中进行的,分别测得lgK=9.754和9.299。回归处理后得到: 3[Ca]+2[As]=(Ca_3As_2) lgK=23780/T-3.339 进而算得: 3Ca_((g))+As_(2(g))=Ca_3As_2 ΔG°=-702300+130.46T,J