摘要：
采用电炉直接还原熔炼工艺从红土镍矿中提取镍铁合金,研究了还原剂(焦粉)和熔剂(石灰石)配比对合金中镍品位、金属回收率及硫、磷在渣和合金中分配比(LS,LP)的影响及行为。综合考虑镍铁合金中镍的品位和金属回收率,试验确定了最佳熔炼条件:焦粉配比11%,熔剂配比11%。在最佳条件下,合金中镍品位为22.8%,镍回收率达97.6%,LS,LP分别为0.024和0.145。

摘要：
通过热力学研究了几种非氧化焙烧工艺处理辉钼矿的可行性工艺路线。采用高温真空分解法直接处理辉钼矿得到金属钼粉,可以直接用于炼钢,适宜的分解条件为:温度为1 700~1 900 K以及真空度小于100 Pa;气体产物硫可在392~490 K进行液化回收。选用氧化钙作固硫剂,碳作还原剂还原辉钼矿,可以得到Mo、Mo2C和CaS混合物,适宜的反应温度应控制在1 200 K以上。选用碳酸钠固硫剂,碳作还原剂还原辉钼矿,产物为Mo、Mo2C和Na2S,通过水洗可以得到纯度较高的钼粉,适宜反应温度应控制在900~1 100 K。

摘要：
结合已有的热力学数据,对采用硫化法镍阳极液中除铜过程进行了热力学平衡计算,计算了除铜终点各离子的平衡浓度,绘制出了298.15 K时体系中除铜终点logcMe-logcS图和c-pH图。计算表明,采用硫化法可以成功将镍阳极液中铜和部分铅、锌除去。对所绘的热力学平衡图分析表明,随着总硫浓度的增加,铜、铅、锌、镍依次沉淀;在酸性条件下,改变pH对除铜深度影响不大,但控制适当的pH有利于得到铜镍比较高的渣;此外,适当增加镍电解液中铜含量、降低镍电解液中镍含量有利于提高渣中的铜镍比。除铜实验表明,采用硫化法除铜可以得到含铜0.40 mg/L、铅3.94 mg/L、锌1.61 mg/L的除铜后液。

摘要：
采用循环伏安法、恒电位阶跃法和SEM技术研究了H2SO4-NH4F-SbF3体系中锑的电结晶机理。结果表明,锑电化学成核机理与电位有关,其电结晶按照包含成核阶段的螺旋位错生长机理进行。

摘要：
针对铜电解净化生产工艺中产生的砷铜渣,采用加压浸出、浸出液净化的处理工艺,使铜成为半成品进入下一道工序,整个过程铜浸出率98%左右,砷浸出率95%左右,锑铋大部分进入渣中,渣率约3%~5%;浸出液净化后含砷在1g/L以下,砷以砷酸钙形式开路。

摘要：
采用隔膜袋电解法从氯化铅和氯化亚铁的混合溶液中电解提取铅。通过维持隔膜袋里混合溶液小的静压头,避免含有三价铁离子的阳极液扩散进入阴极室。试验结果表明,在电流密度500 A/m2、阴极液中Pb2+质量浓度50 g/L、电解温度90℃、电解时间1.5 h的条件下,阴、阳极的电流效率分别达到95%、80%。

摘要：
在KCl-NaCl-NaF-SiO2熔盐体系中,以铂丝为参比电极、研究电极,高纯石墨坩埚为辅助电极,采用循环伏安法和计时电位法对硅离子的还原机理进行了研究,结果表明此电化学反应为扩散控制的不可逆电极过程;求得硅离子在熔盐中的扩散系数D=1.33×10-3cm2/s(CSi4+=1.21×10-4mol/cm3,T=1 073 K)。

摘要：
利用微波加热对我国一水硬铝石矿进行了活化焙烧的实验研究,以降低拜耳法溶出的温度。从微波添加剂、微波加热功率和微波加热时间对铝土矿的溶出性能的影响等方面进行了研究。并利用SEM技术对活化焙烧矿的微观形貌进行了分析。实验结果表明,微波加热焙烧的最佳工艺条件为:NaOH添加量100 kg/t,微波加热温度535℃,加热时间5 min。短时间的微波辐射就能使矿石的微观形貌发生显著变化。

摘要：
研究了铝酸钠溶液晶种分解过程中的相对过饱和度、分解率、产品粒度分布和反应速率常数在不同温度下的变化情况。结果表明,在50~75℃,铝酸钠溶液的相对过饱和度随温度的升高而逐渐减小,产品的平均粒度和反应速率常数随温度升高而增大,铝酸钠溶液种分分解率在65℃时达到最大。在降温制度下,铝酸钠溶液种分的分解率为28.86%,仅略低于65℃时的分解率,而产品粒度大于65℃时的产品粒度,降温制度下的铝酸钠溶液种分既能保证分解率又能提高产品氢氧化铝的粒度。

摘要：
阐述了一种新型三烷基胺(N235,R3N,R=C8-C10)萃淋树脂合成方法,研究了N235萃淋树脂对铼(VⅡ)与钼(VⅠ)的提取作用,并通过等摩尔量系列法和斜率法对N235萃淋树脂提取铼的机理进行了探讨。结果表明在不同的酸度下可以通过该萃淋树脂实现钼(VⅠ)和铼(VⅡ)分离。

摘要：
研究了硫氰酸铵水溶液氧压浸出-铁粉置换法从湿法炼锌热酸浸出渣浮选银精矿、硫化锰银矿脱锰后渣中提银新工艺。试验结果表明,浮选银精矿与脱锰渣的银浸出率分别为大于95%与接近88%。

摘要：
从江西某铀矿酸性矿坑水中筛选出了一株JX嗜酸异养菌和一株氧化亚铁硫杆菌,将它们按不同的接种比例和接种时间接种于加了铀矿粉的9K培养基中,进行了联合浸铀试验。结果表明:加入异养菌后,浸出体系中Fe2+氧化速率、pH下降速度及Eh的上升速度都有所减慢;不同接种比例试验的铀的最终浸出率均在97%左右;不同接种时间试验的铀最终浸出率均在98%左右;JX异养菌的加入,对氧化亚铁硫杆菌浸铀没有起到明显的促进作用。

摘要：
研究了黄铁矿氰化剂提金过程,以及氰化钠浓度、浸出温度和氧化剂等对金浸出率的影响,研究了氧化剂强化浸金过程的机理。结果表明:常温时,在双氧水做氧化剂的前提下,氰化钠浓度0.05%,浸出时间12 h,金的浸出率可达94%以上。

摘要：
对某厂拜耳法生产氧化铝的副产物富钪赤泥进行了钪的酸浸工艺条件和动力学研究。考察了赤泥粒度、浸出温度、液固比对钪浸出率的影响,建立了钪的酸浸动力学模型。结果表明:颗粒直径65~80μm、反应温度90℃、液固比3∶1,钪的浸出率可达80%以上;钪的酸浸过程符合收缩未反应芯模型,动力学方程为1-(1-XB)2/3-2/3XB=Kt,活化能为19.55 kJ/mol,该反应主要受固膜扩散过程控制。

摘要：
以CuCl2.2H2O和SnCl2.2H2O为原料,NaBH4为还原剂,采用溶剂热法制备Cu10Sn3、Cu3Sn和Cu6Sn5金属间化合物。利用XRD、TEM、SAED对产物的物相、形貌及结构进行表征,考察了溶剂及原料配比对Cu-Sn金属间化合物形成的影响。结果表明,制备的三种产物颗粒尺寸分别为100~150nm、150~200 nm和300 nm;合金化进程是通过原子间相互吸附与扩散实现;反应初始阶段生成Cu10Sn3和Cu3Sn,其中Cu10Sn3是亚稳态,易转变为Cu3Sn。随着反应的继续进行,由于Sn原子不断向Cu3Sn扩散而最终形成Cu6Sn5。

摘要：
采用电炉直接还原熔炼工艺从红土镍矿中提取镍铁合金,研究了还原剂(焦粉)和熔剂(石灰石)配比对合金中镍品位、金属回收率及硫、磷在渣和合金中分配比(LS,LP)的影响及行为。综合考虑镍铁合金中镍的品位和金属回收率,试验确定了最佳熔炼条件:焦粉配比11%,熔剂配比11%。在最佳条件下,合金中镍品位为22.8%,镍回收率达97.6%,LS,LP分别为0.024和0.145。

摘要：
通过热力学研究了几种非氧化焙烧工艺处理辉钼矿的可行性工艺路线。采用高温真空分解法直接处理辉钼矿得到金属钼粉,可以直接用于炼钢,适宜的分解条件为:温度为1 700~1 900 K以及真空度小于100 Pa;气体产物硫可在392~490 K进行液化回收。选用氧化钙作固硫剂,碳作还原剂还原辉钼矿,可以得到Mo、Mo2C和CaS混合物,适宜的反应温度应控制在1 200 K以上。选用碳酸钠固硫剂,碳作还原剂还原辉钼矿,产物为Mo、Mo2C和Na2S,通过水洗可以得到纯度较高的钼粉,适宜反应温度应控制在900~1 100 K。

摘要：
结合已有的热力学数据,对采用硫化法镍阳极液中除铜过程进行了热力学平衡计算,计算了除铜终点各离子的平衡浓度,绘制出了298.15 K时体系中除铜终点logcMe-logcS图和c-pH图。计算表明,采用硫化法可以成功将镍阳极液中铜和部分铅、锌除去。对所绘的热力学平衡图分析表明,随着总硫浓度的增加,铜、铅、锌、镍依次沉淀;在酸性条件下,改变pH对除铜深度影响不大,但控制适当的pH有利于得到铜镍比较高的渣;此外,适当增加镍电解液中铜含量、降低镍电解液中镍含量有利于提高渣中的铜镍比。除铜实验表明,采用硫化法除铜可以得到含铜0.40 mg/L、铅3.94 mg/L、锌1.61 mg/L的除铜后液。

摘要：
采用循环伏安法、恒电位阶跃法和SEM技术研究了H2SO4-NH4F-SbF3体系中锑的电结晶机理。结果表明,锑电化学成核机理与电位有关,其电结晶按照包含成核阶段的螺旋位错生长机理进行。

摘要：
针对铜电解净化生产工艺中产生的砷铜渣,采用加压浸出、浸出液净化的处理工艺,使铜成为半成品进入下一道工序,整个过程铜浸出率98%左右,砷浸出率95%左右,锑铋大部分进入渣中,渣率约3%~5%;浸出液净化后含砷在1g/L以下,砷以砷酸钙形式开路。

摘要：
采用隔膜袋电解法从氯化铅和氯化亚铁的混合溶液中电解提取铅。通过维持隔膜袋里混合溶液小的静压头,避免含有三价铁离子的阳极液扩散进入阴极室。试验结果表明,在电流密度500 A/m2、阴极液中Pb2+质量浓度50 g/L、电解温度90℃、电解时间1.5 h的条件下,阴、阳极的电流效率分别达到95%、80%。

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在KCl-NaCl-NaF-SiO2熔盐体系中,以铂丝为参比电极、研究电极,高纯石墨坩埚为辅助电极,采用循环伏安法和计时电位法对硅离子的还原机理进行了研究,结果表明此电化学反应为扩散控制的不可逆电极过程;求得硅离子在熔盐中的扩散系数D=1.33×10-3cm2/s(CSi4+=1.21×10-4mol/cm3,T=1 073 K)。

摘要：
利用微波加热对我国一水硬铝石矿进行了活化焙烧的实验研究,以降低拜耳法溶出的温度。从微波添加剂、微波加热功率和微波加热时间对铝土矿的溶出性能的影响等方面进行了研究。并利用SEM技术对活化焙烧矿的微观形貌进行了分析。实验结果表明,微波加热焙烧的最佳工艺条件为:NaOH添加量100 kg/t,微波加热温度535℃,加热时间5 min。短时间的微波辐射就能使矿石的微观形貌发生显著变化。

摘要：
研究了铝酸钠溶液晶种分解过程中的相对过饱和度、分解率、产品粒度分布和反应速率常数在不同温度下的变化情况。结果表明,在50~75℃,铝酸钠溶液的相对过饱和度随温度的升高而逐渐减小,产品的平均粒度和反应速率常数随温度升高而增大,铝酸钠溶液种分分解率在65℃时达到最大。在降温制度下,铝酸钠溶液种分的分解率为28.86%,仅略低于65℃时的分解率,而产品粒度大于65℃时的产品粒度,降温制度下的铝酸钠溶液种分既能保证分解率又能提高产品氢氧化铝的粒度。

摘要：
阐述了一种新型三烷基胺(N235,R3N,R=C8-C10)萃淋树脂合成方法,研究了N235萃淋树脂对铼(VⅡ)与钼(VⅠ)的提取作用,并通过等摩尔量系列法和斜率法对N235萃淋树脂提取铼的机理进行了探讨。结果表明在不同的酸度下可以通过该萃淋树脂实现钼(VⅠ)和铼(VⅡ)分离。

摘要：
研究了硫氰酸铵水溶液氧压浸出-铁粉置换法从湿法炼锌热酸浸出渣浮选银精矿、硫化锰银矿脱锰后渣中提银新工艺。试验结果表明,浮选银精矿与脱锰渣的银浸出率分别为大于95%与接近88%。

摘要：
从江西某铀矿酸性矿坑水中筛选出了一株JX嗜酸异养菌和一株氧化亚铁硫杆菌,将它们按不同的接种比例和接种时间接种于加了铀矿粉的9K培养基中,进行了联合浸铀试验。结果表明:加入异养菌后,浸出体系中Fe2+氧化速率、pH下降速度及Eh的上升速度都有所减慢;不同接种比例试验的铀的最终浸出率均在97%左右;不同接种时间试验的铀最终浸出率均在98%左右;JX异养菌的加入,对氧化亚铁硫杆菌浸铀没有起到明显的促进作用。

摘要：
研究了黄铁矿氰化剂提金过程,以及氰化钠浓度、浸出温度和氧化剂等对金浸出率的影响,研究了氧化剂强化浸金过程的机理。结果表明:常温时,在双氧水做氧化剂的前提下,氰化钠浓度0.05%,浸出时间12 h,金的浸出率可达94%以上。

摘要：
对某厂拜耳法生产氧化铝的副产物富钪赤泥进行了钪的酸浸工艺条件和动力学研究。考察了赤泥粒度、浸出温度、液固比对钪浸出率的影响,建立了钪的酸浸动力学模型。结果表明:颗粒直径65~80μm、反应温度90℃、液固比3∶1,钪的浸出率可达80%以上;钪的酸浸过程符合收缩未反应芯模型,动力学方程为1-(1-XB)2/3-2/3XB=Kt,活化能为19.55 kJ/mol,该反应主要受固膜扩散过程控制。

摘要：
以CuCl2.2H2O和SnCl2.2H2O为原料,NaBH4为还原剂,采用溶剂热法制备Cu10Sn3、Cu3Sn和Cu6Sn5金属间化合物。利用XRD、TEM、SAED对产物的物相、形貌及结构进行表征,考察了溶剂及原料配比对Cu-Sn金属间化合物形成的影响。结果表明,制备的三种产物颗粒尺寸分别为100~150nm、150~200 nm和300 nm;合金化进程是通过原子间相互吸附与扩散实现;反应初始阶段生成Cu10Sn3和Cu3Sn,其中Cu10Sn3是亚稳态,易转变为Cu3Sn。随着反应的继续进行,由于Sn原子不断向Cu3Sn扩散而最终形成Cu6Sn5。

摘要：
采用电炉直接还原熔炼工艺从红土镍矿中提取镍铁合金,研究了还原剂(焦粉)和熔剂(石灰石)配比对合金中镍品位、金属回收率及硫、磷在渣和合金中分配比(LS,LP)的影响及行为。综合考虑镍铁合金中镍的品位和金属回收率,试验确定了最佳熔炼条件:焦粉配比11%,熔剂配比11%。在最佳条件下,合金中镍品位为22.8%,镍回收率达97.6%,LS,LP分别为0.024和0.145。

摘要：
通过热力学研究了几种非氧化焙烧工艺处理辉钼矿的可行性工艺路线。采用高温真空分解法直接处理辉钼矿得到金属钼粉,可以直接用于炼钢,适宜的分解条件为:温度为1 700~1 900 K以及真空度小于100 Pa;气体产物硫可在392~490 K进行液化回收。选用氧化钙作固硫剂,碳作还原剂还原辉钼矿,可以得到Mo、Mo2C和CaS混合物,适宜的反应温度应控制在1 200 K以上。选用碳酸钠固硫剂,碳作还原剂还原辉钼矿,产物为Mo、Mo2C和Na2S,通过水洗可以得到纯度较高的钼粉,适宜反应温度应控制在900~1 100 K。

摘要：
结合已有的热力学数据,对采用硫化法镍阳极液中除铜过程进行了热力学平衡计算,计算了除铜终点各离子的平衡浓度,绘制出了298.15 K时体系中除铜终点logcMe-logcS图和c-pH图。计算表明,采用硫化法可以成功将镍阳极液中铜和部分铅、锌除去。对所绘的热力学平衡图分析表明,随着总硫浓度的增加,铜、铅、锌、镍依次沉淀;在酸性条件下,改变pH对除铜深度影响不大,但控制适当的pH有利于得到铜镍比较高的渣;此外,适当增加镍电解液中铜含量、降低镍电解液中镍含量有利于提高渣中的铜镍比。除铜实验表明,采用硫化法除铜可以得到含铜0.40 mg/L、铅3.94 mg/L、锌1.61 mg/L的除铜后液。

摘要：
采用循环伏安法、恒电位阶跃法和SEM技术研究了H2SO4-NH4F-SbF3体系中锑的电结晶机理。结果表明,锑电化学成核机理与电位有关,其电结晶按照包含成核阶段的螺旋位错生长机理进行。

摘要：
针对铜电解净化生产工艺中产生的砷铜渣,采用加压浸出、浸出液净化的处理工艺,使铜成为半成品进入下一道工序,整个过程铜浸出率98%左右,砷浸出率95%左右,锑铋大部分进入渣中,渣率约3%~5%;浸出液净化后含砷在1g/L以下,砷以砷酸钙形式开路。

摘要：
采用隔膜袋电解法从氯化铅和氯化亚铁的混合溶液中电解提取铅。通过维持隔膜袋里混合溶液小的静压头,避免含有三价铁离子的阳极液扩散进入阴极室。试验结果表明,在电流密度500 A/m2、阴极液中Pb2+质量浓度50 g/L、电解温度90℃、电解时间1.5 h的条件下,阴、阳极的电流效率分别达到95%、80%。

摘要：
在KCl-NaCl-NaF-SiO2熔盐体系中,以铂丝为参比电极、研究电极,高纯石墨坩埚为辅助电极,采用循环伏安法和计时电位法对硅离子的还原机理进行了研究,结果表明此电化学反应为扩散控制的不可逆电极过程;求得硅离子在熔盐中的扩散系数D=1.33×10-3cm2/s(CSi4+=1.21×10-4mol/cm3,T=1 073 K)。

摘要：
利用微波加热对我国一水硬铝石矿进行了活化焙烧的实验研究,以降低拜耳法溶出的温度。从微波添加剂、微波加热功率和微波加热时间对铝土矿的溶出性能的影响等方面进行了研究。并利用SEM技术对活化焙烧矿的微观形貌进行了分析。实验结果表明,微波加热焙烧的最佳工艺条件为:NaOH添加量100 kg/t,微波加热温度535℃,加热时间5 min。短时间的微波辐射就能使矿石的微观形貌发生显著变化。

摘要：
研究了铝酸钠溶液晶种分解过程中的相对过饱和度、分解率、产品粒度分布和反应速率常数在不同温度下的变化情况。结果表明,在50~75℃,铝酸钠溶液的相对过饱和度随温度的升高而逐渐减小,产品的平均粒度和反应速率常数随温度升高而增大,铝酸钠溶液种分分解率在65℃时达到最大。在降温制度下,铝酸钠溶液种分的分解率为28.86%,仅略低于65℃时的分解率,而产品粒度大于65℃时的产品粒度,降温制度下的铝酸钠溶液种分既能保证分解率又能提高产品氢氧化铝的粒度。

摘要：
阐述了一种新型三烷基胺(N235,R3N,R=C8-C10)萃淋树脂合成方法,研究了N235萃淋树脂对铼(VⅡ)与钼(VⅠ)的提取作用,并通过等摩尔量系列法和斜率法对N235萃淋树脂提取铼的机理进行了探讨。结果表明在不同的酸度下可以通过该萃淋树脂实现钼(VⅠ)和铼(VⅡ)分离。

摘要：
研究了硫氰酸铵水溶液氧压浸出-铁粉置换法从湿法炼锌热酸浸出渣浮选银精矿、硫化锰银矿脱锰后渣中提银新工艺。试验结果表明,浮选银精矿与脱锰渣的银浸出率分别为大于95%与接近88%。

摘要：
从江西某铀矿酸性矿坑水中筛选出了一株JX嗜酸异养菌和一株氧化亚铁硫杆菌,将它们按不同的接种比例和接种时间接种于加了铀矿粉的9K培养基中,进行了联合浸铀试验。结果表明:加入异养菌后,浸出体系中Fe2+氧化速率、pH下降速度及Eh的上升速度都有所减慢;不同接种比例试验的铀的最终浸出率均在97%左右;不同接种时间试验的铀最终浸出率均在98%左右;JX异养菌的加入,对氧化亚铁硫杆菌浸铀没有起到明显的促进作用。

摘要：
研究了黄铁矿氰化剂提金过程,以及氰化钠浓度、浸出温度和氧化剂等对金浸出率的影响,研究了氧化剂强化浸金过程的机理。结果表明:常温时,在双氧水做氧化剂的前提下,氰化钠浓度0.05%,浸出时间12 h,金的浸出率可达94%以上。

摘要：
对某厂拜耳法生产氧化铝的副产物富钪赤泥进行了钪的酸浸工艺条件和动力学研究。考察了赤泥粒度、浸出温度、液固比对钪浸出率的影响,建立了钪的酸浸动力学模型。结果表明:颗粒直径65~80μm、反应温度90℃、液固比3∶1,钪的浸出率可达80%以上;钪的酸浸过程符合收缩未反应芯模型,动力学方程为1-(1-XB)2/3-2/3XB=Kt,活化能为19.55 kJ/mol,该反应主要受固膜扩散过程控制。

摘要：
以CuCl2.2H2O和SnCl2.2H2O为原料,NaBH4为还原剂,采用溶剂热法制备Cu10Sn3、Cu3Sn和Cu6Sn5金属间化合物。利用XRD、TEM、SAED对产物的物相、形貌及结构进行表征,考察了溶剂及原料配比对Cu-Sn金属间化合物形成的影响。结果表明,制备的三种产物颗粒尺寸分别为100~150nm、150~200 nm和300 nm;合金化进程是通过原子间相互吸附与扩散实现;反应初始阶段生成Cu10Sn3和Cu3Sn,其中Cu10Sn3是亚稳态,易转变为Cu3Sn。随着反应的继续进行,由于Sn原子不断向Cu3Sn扩散而最终形成Cu6Sn5。