共沉淀法制备锰锌软磁铁氧体前躯体共沉过程中钙、镁深度脱除的热力学分析

通过对Fe(Ⅱ)-Mn(Ⅱ)-Zn(Ⅱ)-Ca(Ⅱ)-Mg(Ⅱ)-NH3-NH4HCO3-H2O体系的热力学分析，得到各金属离子浓度与pH的关系，从而确定共沉法制备锰锌软磁铁氧体前躯体共沉过程中钙、镁深度脱除的共沉区域。热力学分析结果表明，溶液中钙、镁的含量随着体系pH的增大而降低，在相同条件下镁的溶解度大于钙的溶解度。为减少进入共沉粉中的钙、镁含量，需要保证在铁、锰、锌共沉完全的基础上降低体系的pH。当溶液中[C]T=0．1mol／L，[N]T=1．0mol／L时，pH控制在6．23～6．50之间可以大大降低进入共沉粉中的钙、镁含量。确定共沉过程钙，镁深度脱除的共沉区域，对于生产高纯锰锌软磁铁氧体前躯体具有重要的指导意义。     

"牺牲"阳极法合成乙醇钽研究

研究了“牺牲“阳极法电化学合成乙醇钽过程中,添加剂种类与浓度、电解液温度、阴阳极极距和电流密度的影响.选取最佳合成条件为:四甲基氯化铵0.04 mol/L,温度为电解液的沸腾温度,极距约2 cm,电流密度220 A/m2.电合成的混合液经常压蒸馏和减压蒸馏,得到产品用红外光谱、拉曼光谱和元素分析进行表征,确定了产品为乙醇钽.电合成的电流效率大于95%,产品蒸馏时钽的直收率82.8%.     

高锰高砷硫化银精矿湿法提银扩大试验

以广西凤凰高锰高砷硫化银精矿为原料,进行了全湿法提银扩大试验,结果表明银的直收率和总回收率达到91 59%和95 67%;锰和铅回收率分别为99 18%和87 41%;粗银粉和铅精矿品位分别为32 565%和72 43%。同时该工艺防止了硫、砷、铅等有毒元素对环境的污染,脱锰产生的H2S经两级碱吸收即全部以Na2S·9H2O的形式回收。     

多元醇还原制取球形钴粉

以自制 Co(OH) 2 为原料 ,乙二醇为溶剂和还原剂 ,制得了分散性很好的球形超细钴粉。研究了单位体积乙二醇中 Co(OH) 2 加入量对钴粉的粒径和形貌的影响。用SEM、XRD、BET和激光粒度分析仪测试粉体的粒子形貌、晶体结构、比表面积和粒度分布。测试结果表明多元醇还原的钴粉为球形 ,以面心立方晶体为主 ,还有微量的简单六方 ;钴粉粒度分布较窄 ,平均粒径为 0 .88μm,比表面积为 3 .46m2 /g,钴含量 >99.5 %。     

Concentrating Ge in zinc hydrometallurgical process with hot acid leaching-halotrichite method

1　INTRODUCTIONInthezincconcentratesfromHuidongLead zincMinelocatedinsouth westofChina ,therearerichraremetalssuchasGewhichhasverywideapplica tionsandhighvalue .However ,Gewaslargelywast edbecauseitwasdispersedinalotofresidues(halotrichiteresidue ,Ge Feresidueandhighacidleachedresidue)intheconventionalzinchydrometal lurgicalprocessforthezincconcentrates[1] .InordertoconcentrateandrecoverGe ,anovelhydrometal lurgicalprocess ,ie ,thehotacidleaching halotrichitemethodofzinchasbeendevelope…     

锌焙砂氨法生产高纯锌

介绍了用NH3-NH4Cl水溶液浸出锌焙砂，制取高纯锌的新工艺，Zn的平均浸出率约93％，电锌含Zn＞99．999％，杂质元素Cu、Cd、Co、Ni、Fe、As、Sb均小于0．0001％，Pb＜0．0003％。     

铋冶炼工艺研究现状及发展趋势

评述了火法炼铋、湿法提铋工艺研究现状及其发展趋势。明晰了研究阶段和工业生产实践的铋冶炼工艺流程特点、适用范围和存在的问题。提出了一种采用甲基磺酸为浸出剂,对硫化铋精矿进行氧压浸出提铋方法,此方法具有铋浸出率高,对反应釜腐蚀小,过程不产生SO₂的优点,有很好的发展前景。     

高碳镍钼矿碱性还原熔炼-水浸分离与提取镍钼

在理论分析的基础上,以贵州遵义镍钼矿为原料,提出了镍钼矿碱性还原熔炼?水浸提钼的清洁冶金新工艺,考察了Na2CO3用量、温度、还原剂用量、反应时间对镍还原率及钼浸出率的影响,在最优条件下进行了扩大实验. 结果表明,在碱性介质及强还原气氛下,镍钼矿中的镍被还原成高品位镍铁合金,钼转化为可溶性的钼酸盐;最佳工艺条件为Na2CO3用量为理论量的2倍、熔炼温度1000℃、还原剂添加量为镍钼矿的5wt%、反应时间1.5 h. 最佳条件下扩大实验金属镍回收率为94.92%,金属钼挥发率为9.36%,浸出率为99.94%,固硫率接近100%,得到了高品位镍铁合金和含钼浸出液,镍钼有效分离.     

从高酸浸出锌渣回收银

本文针对某锌冶炼厂高酸浸出渣含银高的特点,采用硫酸化焙烧-水浸脱锌铁-氯化浸银-冷却结晶PbCl2-铅片置换沉银的工艺,对高酸浸出渣开展了回收银的研究。结果表明,锌和铁的浸出率分别达到92．66％和94．67％,浸出液返回炼锌主流程生产电锌;银和铅的浸出率分别达到94．17％和97．89％;用铅片置换得到粗银粉,银置换率达到99%以上。     

含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO2-Fe2O3-ZnO五元渣系相平衡研究

在1 000~1 250 ℃范围内,采用高温平衡-淬冷-EDS方法研究了含铅固废协同冶炼过程PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO五元渣系在空气气氛下的相平衡规律。研究结果表明,渣中存在的主要物相有尖晶石(Zn_xFe_3-yO_4+z)、红锌矿(ZnO)、黄长石(Pb_vCa_2-vZn_wSi₂O₇)、赤铁矿(Fe₂O₃)、磁铁铅矿(PbFe₁₀O₁₆)和硅钙石(Ca_2-tPb_tSiO₄)。在1 250 ℃、1 200 ℃、1 170 ℃、1 130 ℃和1 100 ℃下,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系的液相点分布测试结果与MTDATA6.0软件模拟液相线基本吻合。在1 000~1 250 ℃范围内,随着结晶过程的进行,PbO-CaO-SiO₂-Fe₂O₃-ZnO体系液相成分中Fe₂O₃含量从16.83%减少到7.67%,ZnO含量从7.62%减少到2.98%,(PbO+CaO+SiO₂)含量从75.55%增加到89.36%。