提高仲钨酸铵结晶氨尾气冷凝氨水浓度的研究

研究了冷凝和蒸发面积比值、结晶温度及搅拌速度对仲钨酸铵结晶氨尾气冷凝氨水浓度的影响.结果表明:降低结晶温度及增加搅拌速度,均能够不同程度地提高结晶氨尾气回收液中氨的浓度;冷凝和蒸发面积比为3.9、结晶温度为110℃时,回收的氨水总浓度为9.9 mol/L.     

高纯Ta2O5粉体粒度特性控制研究

测定了一定HF浓度溶液中Ta(OH)5的溶解度,研究了高纯H2TaF7溶液中和沉淀过程,氨水中和、氨气中和、氨浓度以及加氨速度等因素对Ta(OH)5结晶动力学及其后续产物Ta2O5粉体粒度性能的影响.     

Ta2O5及Nb2O5氟含量的控制研究

以钽液和铌液为原料,经过氨气中和沉淀-洗涤-烘干-煅烧等工序制得Ta2O5、Nb2O5粉末,研究了洗水量、煅烧时间对产品氟含量的影响规律。结果表明,钽、铌氧化物与氢氟酸气氛接触一段时间后氟含量增加,由此可将Ta2O5、Nb2O5中的氟含量控制在0.07%～0.12%,满足国外光纤领域对钽铌氧化物的应用要求。     

高纯Ta2O5粉体粒度特性控制研究

测定了一定HF浓度溶液中Ta(OH)₅的溶解度,研究了高纯H₂TaF₇溶液中和沉淀过程,氨水中和、氨气中和、氨浓度以及加氨速度等因素对Ta(OH)₅结晶动力学及其后续产物Ta₂O₅粉体粒度性能的影响。      

废旧金刚石刀具在氨水-硫酸铵溶液中选择性溶解铜锌

研究了用NH_3·H_2O-(NH_4)_2SO_4溶液从废旧金刚石刀具粉末中浸出铜、锌。结果表明,在温度45℃、氨水浓度3.0mol/L、硫酸铵浓度1.0mol/L、浸出时间3h、液固体积质量比50mL∶1g、空气流量0.2L/min、搅拌速度200r/min条件下,铜、锌浸出率分别达64.67%和68.16%,初步实现了铜、锌的选择性分离。     

某毒砂金矿硫氰酸盐氨性体系加压氧化提金探索试验

对某毒砂金矿进行了硫氰酸盐氨性体系氧压提取金的探索试验,考察了反应温度、Cu2+浓度、浸出时间、液固比、氨水浓度、氧分压和硫氰酸铵浓度等对金浸出率的影响。结果表明,在下述优化条件下金浸出率为61.7%,即硫氰酸铵浓度3mol/L,液固比5∶1,反应温度150℃,浸出时间6h,搅拌速度750r/min,氨水浓度4.64mo/L,铜加入量1.5g/L。而经400℃焙烧预处理后金浸出率达到86.2%。     

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。     

硫氰酸盐—双氧水体系回收废电路板中的金

采用硫氰酸盐—双氧水浸金体系从废电路板中回收金和银,详细考察了硫氰酸盐浓度、双氧水浓度、溶液pH、固液比、温度和搅拌速度等对金银浸出率的影响。结果表明,在0.05 mol/L H2O2、0.4mol/L SCN-、固液比1/250、搅拌速度200r/min、室温(~15℃)浸取8h的条件下,金、银浸出率分别超过90%和79%,铅浸出率为9.7%。     

从贫化电炉渣浮选尾砂中氨浸铜的动力学研究

研究了采用(NH4)2CO3-NH3·H2O体系从湖北大冶某冶炼厂电炉渣浮选尾砂中浸出铜,考察了炉渣粒度、浸出温度、氨水浓度、固液质量体积比、碳酸铵用量、搅拌速度等因素对铜浸出率的影响。试验获得从电炉渣浮选尾砂中浸出铜的最佳条件为:炉渣粒度0～0.045mm,浸出温度80℃,氨水质量浓度70g/L,固液质量体积比1∶10,碳酸铵用量1.5g,搅拌速度500r/min。浸出过程前、后期受固膜扩散控制,浸出中期受扩散与化学反应共同控制。     

高炉瓦斯灰氨法浸出液萃取锌的研究

研究了高炉瓦斯灰氨法浸出液萃取锌的工艺过程。最佳浸出工艺条件为:浸出温度为30℃,浸出时间为60min,固液比为1∶5,搅拌速度为450r/min,氯化铵和氨水均为2.5mol/L。浸出液萃取锌的最佳试验条件为:P204为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂,P204体积分数为25%,萃取时间为40min,萃取温度为35℃,锌浓度为1.820g/L,浸出液初始pH值为9.5,A/O相比为1/1。在这些条件下,锌的萃取率可达97.41%。     

高纯Nb2O5粉体粒度特性控制研究

测定了一定HF浓度溶液中Nb（OH）5的溶解度,研究了高纯H2NbOF5溶液中和沉淀过程,氨水中和、氨气中和、氨水流速以及氨气压力等因素对Nb（OH）5结晶动力学及其后续产物Nb2O5粉体粒度性能的影响。     

从废钨渣中酸法回收钽铌的研究

阐述了从废钨渣中酸法回收铌钽的新工艺,采用稀酸脱硅-浓酸脱铁、锰-HF酸浸出-蒸发浓缩工艺,可处理氧化钽和氧化铌含量分别为0.14%和0.59%的钨渣。通过实验确定了最佳的处理条件,在最优条件下可得到含氧化钽8.0 g/L和氧化铌35.4 g/L的HF酸溶液,该溶液可直接用于工业生产,钽和铌的回收率达到80%以上。该工艺既可实现钨渣中钽、铌、硅等资源的回收利用,又可减轻大量钨渣堆存引起的环境污染问题。     

氧化钽喷涂及涂层熔炼实验

液态铈非常活泼,与很多涂层都发生反应。将钽坩埚表面氧化后熔炼铈已有比较满意的结果,但在石墨坩埚表面喷涂Ta2O5涂层的研究报道却很少。本文总结了石墨坩埚表面等离子及火焰喷涂Ta2O5涂层工艺。在大气中通过热震试验考核了氧化钽涂层相稳定性,在真空感应加热环境下对火焰喷涂氧化钽涂层进行了进一步的热震稳定性考核,采用SEM分析了涂层表面微观形貌,同时采用XRD技术分析了加热前后氧化钽涂层的组成变化,分析表明,火焰喷涂能够制备单一的Ta2O5涂层。石墨坩埚表面Ta2O5涂层熔炼实验表明,液态铈不侵蚀Ta2O5涂层。     

金属钽丝表面的X射线光电子能谱分析

用X射线光电子能谱（CPS）对金属钽丝表面进行了分析和研究。通过XPS全程宽扫描和窄扫描，分析了钽丝表面的元素成分和钽的化学态。分析结果表明，钽丝表面的元素成分为Ta，C，O，F，S，C1，P，Fe，Si，Ni，Cr，Ti，Nb，W，Al。对溅射5min前后的Ta4f峰进行曲线拟合，分别得到2个Ta峰和4个Ta峰，对拟合后各个Ta峰的相对位置进行分析，可以得出以上各个Ta峰的化学态；钽丝表面钽的化学态分别为，溅射前Ta2O5和TasSi3，溅射后Ta，Ta2O5，TasSi3。     

酸析法结晶钴铜矿浸出反萃液中的硫酸铜

采用酸析法结晶钴铜矿浸出反萃液中硫酸铜。结果表明,沉淀3h,结晶率可达第一个最大值80%左右,沉淀5h,结晶率下降至70%左右,此后随着反应时间的增加,结晶率增加;结晶过程随着溶液温度的降低,结晶率上升;结晶过程随着硫酸用量的增加,结晶率先升高后降低;结晶过程随着铜反萃液中Cu~(2+)浓度的增加,结晶率增加。最佳工艺条件为:室温、每100mL铜反萃液中加入30mL硫酸、沉淀3h,结晶率超过80%。结晶母液可循环利用,不会带来环境污染。     

电解锰企业的环境风险评价研究

电解金属锰在生产过程中的环境风险具有复杂性、隐蔽性等特点,容易被人忽视,课题组对数十家电解锰企业进行试验、分析,对其涉及的环境风险性物质、环境风险产生的环节、环境风险产生的机理和危害、环境风险的防范措施进行了系统的研究,针对电解锰企业的不同环节、不同环境风险物质,提出了科学实用的风险防范措施,以期能有效地解决电解锰企业...     

钽粉制备新工艺研究进展

文章评述了几种由氧化钽还原制取钽粉的新工艺,并阐述了不同方法的工艺原理、特点和产品特性.同时指出了不同方法生产钽粉的应用方向.     

钨精矿分解渣二次资源综合回收

以钨渣为二次资源,研究开发合理的回收工艺,将其中的钨、钽、铌、铁、锰加以回收利用,生产出市场需求的氧化铁和碳酸锰,钨、钽、铌得到富集后重新返回其冶炼过程加以利用。在选定的工艺条件下,从钨渣中回收的钨富集物含WO₃ 61.41%,钨回收率71.36%;钽铌富集物含(Ta₂O₅+Nb₂O₅)7.94%,钽铌回收率70.69%;氧化铁含Fe₂O₃ 90.49%,铁回收率84.75%;碳酸锰含Mn 43.68%,锰回收率83.25%。该工艺实现了资源综合利用的目的。     

Chemical beneficiation of the tantalum concentrates that form during the processing of the carbide wastes of hard alloys

The hydrochloric acid beneficiation of the artificial tantalum concentrates that form during the processing of the carbide wastes of hard alloys by their melting with sodium nitrate is studied. The chemical composition of the crude tantalum concentrate under study is as follows (%): 12.3 Ta₂O₅; 55.4 TiO₂; 7.4 Fe₂O₃; 3.0 WO₃; 2.5 SiO₂; Co₃O₄ + 8.1 NiO; and 8.3 Na₂O; and Cu, Ca, Al, and Cr impurities for balance. The hydrochloric acid processing of the crude product is shown to approximately double the quality of the tantalum concentrate and to yield a beneficiated product containing about 20% Ta. The optimal acid retreating conditions are as follows: the HCl concentration is 25–30%, the processing time is 6 h, the temperature is 110°C, and the liquid/solid ratio is 7. The tantalum losses with an acid solution is <5%.