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本文报道了150元BCCPD线阵电荷耦合图象传感器的结构特点和工作原理;分析了反型层的杂质分布、最大沟道电势与注入剂量、氧化层厚度和栅压等之间的关系。选测了BCCPD的转移效率等性能。 相似文献
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以锑金精矿与铅精矿为研究对象,采用热力学软件FactSage计算协同熔炼过程各金属硫化物反应趋势、Me-S-O系优势区图及物相平衡分配规律。热力学分析表明,控制适宜的氧分压和硫分压可实现协同熔炼过程处在Pb(l)+Sb(l)热力学稳定区域,协同熔炼过程Sb2O5与PbS发生交互反应生成金属Pb、Sb的趋势较大,有利于实现熔炼过程Sb的回收和Au的捕集。验证试验表明,在熔炼温度1 200 ℃、CaO/SiO2=0.40、Fe/SiO2=1.05、富氧浓度90%的条件下,锑金精矿与铅精矿协同熔炼过程可顺利进行,合金中Pb、Sb收率均大于88%,渣中Pb、Sb含量均小于1%,合金中Au含量达78 g/t。 相似文献
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基于富氧顶吹直接炼铅技术,提出硫化铅精矿搭配硫尾矿渣炼铅工艺,以实现硫尾矿渣的综合利用。熔炼过程渣型决定了炉渣的性质,进而影响熔炼过程能否顺利进行。根据熔炼过程渣相组成特点,以PbO-FeO-Fe2O3-SiO2-CaO-ZnO渣系为研究对象,采用FactSage热力学软件计算并绘制该渣系相图。研究温度、w(Fe)/w(SiO2)、w(CaO)/w(SiO2)及ZnO质量分数等因素对炉渣熔化温度及液相生成区的影响。理论研究表明,w(CaO)/w(SiO2)的变化对炉渣熔化温度的影响与w(Fe)/w(SiO2)不同,且w(CaO)/w(SiO2)影响更为显著。炉渣中ZnO质量分数在6%~14%范围内增大时,炉渣的熔化温度变化较小;但当ZnO质量分数进一步增大时,炉渣的液相区逐步减小。在保证熔炼过程顺利进行的前提下,渣中ZnO的质量分数可控制在8%~10%范围内,有利于增大炉渣的液相区面积。验证试验表明,在熔炼温度为1 150 ℃、w(CaO)/w(SiO2)= 0.3、w(Fe)/w(SiO2) =0.8条件下,采用富氧顶吹熔炼处理硫化铅精矿搭配硫尾矿渣可顺利进行,熔炼过程金属直收率为8%,渣中铅质量分数可达49.12%,烟尘率为13.18%。 相似文献
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对脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼过程Fe元素行为进行研究,利用X射线衍射、扫描电镜能谱、光学显微镜、电子探针、化学物相分析等手段对熔炼过程Fe元素走向及各相中赋存状态进行表征。结果表明:熔炼中间过程Fe主要富集于精矿颗粒外围FexSbyS复杂硫化物相,少量Fe以FeSb和FeS形式赋存于颗粒中心合金相;随反应进行,Fe不断向颗粒外围迁移,熔炼终产物粗铅锑合金中Fe以FeSb和FeSb_2形式存在,绝大部分Fe氧化造渣以硅酸铁(60.04%)和赤褐铁矿(Fe_2O_3,37.34%,质量分数)形式进入熔炼终渣。中间产物Fe_xSb_yS化合物的形成抑制锑硫化物氧化和挥发,其直接分解是铅锑合金中存在Fe-Sb合金相的主要原因。 相似文献
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针对目前废旧磷酸铁锂处理工艺存在耗能高、污染大等问题,探索了一种废旧磷酸铁锂电池正极材料氯化焙烧工艺。焙烧过程中,以NH4Cl作为氯化剂,实现锂和部分金属物相转型,形成可溶性的氯化盐。探究NH4Cl用量、焙烧温度、焙烧时间、气氛条件等对氯化过程的影响。试验结果表明,废旧磷酸铁锂正极材料经氯化焙烧转型,可实现Fe、Al在氧化性气氛中转化为Fe2O3、FeOCl和AlPO4等难溶物,在水浸过程中原料中的不溶性杂质和难溶的Fe、Al化合物进入渣相,Li部分转化为可溶性物质,从而选择性浸出至溶液。本方案能够选择性从废旧磷酸铁锂电池中提取最有价值的金属锂,实现资源的回收、高效利用。 相似文献
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基于砷、锑在酸性溶液中的溶解差异性,结合砷锑烟尘和冶炼污酸的成分特征,提出氧化酸浸分砷—湿法还原固砷的砷锑烟尘与冶炼污酸的联合处置工艺。结果表明,在过氧化氢加料系数1、过氧化氢质量分数30%、液固比5、温度30 ℃、浸出时间4 h、污酸酸度1 mol/L条件下,砷的浸出率可达99%以上,所得浸出渣锑含量高达90%,砷含量仅为0.2%,实现了高砷锑烟尘中砷和锑的初步分离;采用氯化亚锡二段还原工艺,在酸度12 mol/L,温度90 ℃,n(NaCl)/n(As)=3,还原剂系数1,反应时间4 h的条件下,砷还原率可达99.75%,反应后液中锑浓度为6.72 g/L,砷浓度仅为0.17 g/L,实现砷和锑的二次分离。 相似文献