废旧锌锰电池中锰和锌在硫酸/草酸溶液中的浸出行为

研究了用硫酸、草酸溶液从废旧锌锰电池材料中浸出锌、锰,考察了浸出时间、草酸浓度、搅拌速度、硫酸浓度和反应温度对锌、锰浸出率的影响。结果表明:硫酸溶液中加入草酸,可有效浸出锌锰电池材料中的锌和锰;在固液质量体积比1/20、硫酸浓度0.5 mol/L、草酸浓度0.25 mol/L、搅拌速度250 r/min、50℃条件下浸出120 min,锌、锰浸出率分别达98.81%和94.91%,浸出效果较好。     

用硫酸从废碱性电池中选择性浸出锌

废碱性锌锰电池的极性材料主要由锰氧化物、ZnO和石墨组成。基于锰氧化物和ZnO在酸性介质中的溶解性差异,研究了用硫酸浸出锌,并实现锌、锰分离,考察了硫酸浓度、液固体积质量比、浸出时间、浸出温度对锌、锰浸出率的影响。结果表明:在硫酸浓度1.0mol/L、液固体积质量比10∶1、反应时间1h、温度25℃条件下,锰浸出率为14%,而锌浸出率达99%。浸出渣的XRD图谱表明,锌几乎完全浸出,剩余成分主要为石墨和二氧化锰。     

用氨浸法回收处理废旧干电池

本文研究了用氨浸法回收废旧干电池的新工艺。干电池中的锌、锰分离比较彻底，并能获得纯度为98％以上的化工产品氧化锌和二氧化锰，锌、锰的回收率分别达到94．1％，和97．6％，干电池中的Hg及HgCl2以气钵形式加以冷凝回收，无二次污染。     

从锌电积阳极泥中回收锌和锰的试验研究

研究了采用水洗和还原浸出法从锌电积阳极泥中提取锌和锰,考察了洗涤温度、洗涤时间、洗涤方式及还原浸出时间、浸出温度、pH等对锌、锰回收率的影响。试验结果表明:洗锌过程中,温度对洗锌率影响较大;在液固体积质量比3∶1、温度80℃条件下,通过逆流洗涤,洗锌率达97%以上,渣中锌质量分数在0.07%~0.09%之间。用SO2作还原剂浸出锰,pH和SO2气体流量对锰浸出率影响不明显;60℃下,锰浸出率在99%以上。通过水洗和还原浸出,锌电积阳极泥中的锌和锰得到有效回收,且流程简单。     

电源用低损耗锰锌铁氧体的开发

电源用低损耗锰锌铁氧体的开发１概述近年来，随着电器向小型化及节能方向的迅速发展，也要求这些电器用的开关电源做到体积小、重量轻、效率高。开关电源的部件中，变压器在体积、电耗等方面占有很大的比例。因此，在改善变压器特征，特别是改善用于铁芯材料的锰锌铁氧体...     

用TBP从盐酸介质中萃取分离锌,锰的研究

研究了用 TBP从锌精矿和软锰矿的盐酸同槽浸出液中萃取分离锌、锰的适宜条件。经五级逆流萃取 ,锌的萃取率为 99.0 2 % ,锌、锰分离系数为 5584。初步探讨了萃合物的结构。     

由菱锰矿直接制备软磁材料用锌锰二元粉试验研究

研究了以菱锰矿及钢铁厂的高炉烟灰为原料直接制取软磁材料用锌锰二元粉。试验确定了共同浸出、净化、共沉淀、煅烧、洗涤的最佳条件。在最佳工艺条件下,锰、锌浸出率分别为99.2%和90.0%,净化后溶液中Si质量浓度为10mg/L,沉淀剂((NH4)2S)对锰、锌沉淀及二元共沉粉中钙、镁杂质质量分数有影响。洗涤除杂后,沉淀粉在800℃下煅烧2h,Ca、Mg及Si质量分数分别为0.033%、0.077%和0.010%,符合制备中档锰锌软磁铁氧体用锰锌二元粉要求。     

锰在锌电解中的作用

简述锰在锌电解生产中的作用 ,有锰与无锰锌电解的条件及实践 ,比较了向锌溶液中补充锰离子的几种方式 ,最佳方式是用黄铁矿与软锰矿单独反应制取硫酸锰溶液再加入电锌系统     

用硫化锌精矿浸出含银低品位锰矿的研究

用硫化锌精矿还原浸出含银低品位锰矿,锌、锰和银都得到提取。研究了浸出中的技术问题,指出硫人锌精矿的敏化对锰的提取尤为重要。     

共沉淀法制备超细锰锌铁氧体前驱体粉末

采用草酸铵共沉淀法,可以制备出球形、超细的锰锌铁氧体前驱体粉末,用该粉末作原料可制成性能优异的锰锌铁氧体材料。     

用二氧化硫浸出软锰矿制备的硫酸锰产品的净化、结晶研究

对用二氧化硫浸出软锰矿制备的硫酸锰产品的净化、结晶过程进行了研究。浸出液用软锰矿浆其中的Ｆｅ＾２＋氧化为Ｆｅ＾３＋后,加入石灰水调节ｐＨ值,可使其中的Ｆｅ、Ａｌ杂质形成沉淀除法;再加入ＳＤＤ除去重金属,经过滤、静置、蒸发、浓缩、结晶处理后,得到的硫酸锰产品质量达到ＧＢ８２１３－８７饲料级硫酸锰标准。     

低品位金氰络合离子溶液电解及参数选择的研究

通过选择具有代表性的堆浸贵液对低品位金氰络合离子进行电解提金试验研究，推导出槽电压与溶液金品位的关系式和电解电流与溶液金品位的关系式，从理论上研究证明在工艺上和经济上的可行性，同时通过试验证明所推导的公式具有一定的准确性。研究结果表明低品位金氰络合离子进行电解提金。可降至金品位０．０７ｍｇ／Ｌ水平，堆浸贵液可直接进行电解提金。     

攀枝花硫钴精矿浸出净化液镍钴分离及钴产品制备的试验研究

本文介绍了攀枝花硫钴精矿浸出净化液镍钴分离及钴产品制备的试验研究。钴镍分离采用P507萃取，钴的萃取率大于99．5％，镍的萃取率在0．01％以下。有机相用硫酸反萃得到硫酸钴溶液，用盐酸反萃得到氯化钴溶液。由氯化钴溶液可制取纯氧化钴粉；由硫酸钴溶液可制备结晶硫酸钴；由萃余液可沉淀出碳酸镍粗产品。     

铁粉预还原—硫化亚铁脱除高酸性硫酸铁溶液中的砷

焙烧氰化法提金尾渣经酸浸后产出大量酸性硫酸铁溶液,因其中含有较高的砷而限制了其高值化利用。采用铁粉预还原—硫化亚铁脱砷对溶液中的砷进行脱除研究。结果表明,溶液中砷的存在形式及分布与溶液体系电位密切相关,铁粉可以有效降低溶液电位,经铁粉预还原后硫酸铁溶液中的砷可用硫化亚铁有效脱除。当铁粉添加量为溶液中铁含量的0.6倍,溶液加入36.6g/L的FeS,搅拌30min,可使溶液中砷含量由0.253g/L降低至4.79mg/L。空气对脱砷过程有不利影响。     

硫酸亚铁铵返滴定法快速分析锡基合金中的铅

试样中大量锡、锑以盐酸溴饱和溶液溶解挥发除去，在凝聚剂硝酸锶存在下，铅离子与k2Cr2O7标准溶液在PH3～4以PbCrO4快速形成沉淀析出。过量的k2Cr2O7标准溶液用硫酸亚铁铵标准溶液滴定，间接求出铅含量。分析结果表明，本法分析周期缩短，方法的精密度和准确度达到国标允许误差范围要求。     

离子交换法除杂制备钼酸铵

通过离子交换树脂净化钼酸铵溶液,从而使制备的钼酸铵纯度提高。试验表明,所采用的JC-1螯合树脂能较好的净化钼酸铵溶液中的杂质金属离子,净化后钼酸铵溶液中二价金属离子含量基本小于1 mg/kg,同时制备的四钼酸铵纯度提高,且晶体形貌相对普通钼酸铵没有改变。     

低铜高铁高酸溶液萃取性能研究

对Lix984H在高酸高铁溶液中的萃取性能进行试验研究和工业验证。结果表明,增大溶液中的铜浓度、加大铜铁比例、降低溶液的酸度、适当增大相比和控制萃取率,有助于提高萃取过程的铜铁选择性,降低试剂单耗。     

从石煤酸浸液中萃取分离钒钼

采用P204作为萃取剂富集分离石煤酸浸液中的钒和钼,考察了溶液pH值、反萃剂种类、反萃剂浓度、反萃相比对钒钼富集分离的影响.研究结果表明：经过Na2S2O3还原后的溶液,钒的萃取率可以达到84.1%,钼的萃取率可以达到81.1%;采用1.5 mol/L的硫酸溶液反萃负载钒和钼的有机相,钒的反萃率可以达到99%以上,钼不能被反萃;在O/A为（体积比）3∶1的条件下采用60 g/L的碳酸氢铵溶液可以将钼反萃,其反萃率为76.4%.采用不同的反萃剂,可以实现钒和钼的分离.     

Ti(C1-xNx)系固溶体粉末的组织结构研究

研究了碳热还原反应产业化制备的Ti(C1-xNx)系固溶体粉末的组织结构特征。结果表明,通过控制原料成分C／Ti的准确配比,可产业化制备出成分优良的不同单相Ti(C1-xNx)固溶体。粉末呈多角状和不规则形。Ti(C1-xNx)系固溶体的点阵常数与C或N含量有很好的对应关系。通过调整粉末中元素的固溶度,可控制粉末的晶体结构,进而控制材料的性能。     

Recovery of vanadium during ammonium molybdate production using ion exchange

The recovery of vanadium in ammonium molybdate production with raw sodium molybdate solution was studied. Experimental results showed that the vanadium and some of impurities P, As and Si can be adsorbed along with the molybdenum from the feed liquid by the weak base resin D314 in the pH range of 2.5-3.5 and then they can be eluted from the loaded resin with ammonia liquor. The vanadium can partially natural-precipitate from the eluted solution. The lower the pH value is and, the longer the standing time is, the less the vanadium remained in the solution will be. Standing for 24 h in pH value 6.9, the vanadium in the solution was reduced to 0.51 g/L V₂O₅. It was found that the precipitate is ammonium isopoly-vanadate and it is impure. By washing the precipitate with hydrochloric acid and ammonia solution sequentially and then roasting at 500 °C for 2 h, the product of V₂O₅ with the purity 99.12% was obtained. The impurities P, As and Si in the stood solution were removed by purifying with MgCl₂ under the pH value range of 8.0-9.0 at 60-80 °C for about 2 h, while the removal of the vanadium in the solution was performed by adsorbing with the strong base resin D296 in pH value about 7.0. The devanadiumized solution can be used to produce high-quality ammonium molybdate. The loaded vanadium resin was eluted with HCl 6 mol/L and, the eluted solution was returned to adjust the sodium molybdate solution pH value. The vanadium can be effectively separated and recovered in the process.