"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%.     

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％。     

Leaching kinetics of low grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system

The leaching kinetics of low grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system was studied. The effects of ore particle size,reaction temperature and the sum concentration of ammonium ion and ammonia on the leaching efficiency of zinc were examined.The leaching kinetics of low-grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system follows the kinetic law of shrinking-core model. The results show that diffusion through the inert particle pores is the leaching kinetics rate controlling step. The calculated apparent activation energy of the process is about 7.057kJ/mol. The leaching efficiency of zinc is 92.1% under the conditions of ore particle size of 69μm, holding at 80℃ for 60min, sum ammonia concentration of 7.5mol/L, the molar ratio of ammonium to ammonia being 2:1, and the ratio (g/mL) of solid to liquid being 1:10.     

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%。     

直接法制取低功耗软磁铁氧体扩大试验研究

以铁屑、软锰矿和锌烟灰为原料,进行了10kg／次规模的直接法制取低功耗软磁共沉粉的实验室扩大试验。试验结果表明,共沉粉杂质元素含量低,配比准确,活性好。以本法制备的共沉粉为原料进行的单槽和多槽混合共沉粉的铁氧体工艺试验结果表明,由“直接法”所得共沉淀粉,经铁氧体工艺制备的锰锌软磁铁氧体产品的质量完全达到日本TDK公司的PC30、接近PC40指标,而且所有磁性能指标均超过国内某公司同类产品。