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实施例是改进的晶体管结构及该结构的制造方法。具体地,实施例的湿法蚀刻形成具有改进的尖端形状的源和漏区,以通过改进短沟道效应的控制、增加饱和电流、改进冶金栅长度的控制、增加载流子迁移率并减小源和漏及硅化物之间的界面处的接触电阻来改进晶体管的性能。
本发明涉及一种从锐钛矿机械精矿获得具有低稀土和放射性元素含量的人造金红石的方法,包括下列顺序的操作:锐钛矿精矿在流化床或回转窑中的煅烧(1),其中在移除结合水后,水合氧化铁转化为赤铁矿,并使接下来的步骤需要的时间缩短;煅烧产物的还原(2),在流化床或回转窑内,使用氢气、天然气或者任何碳基还原剂,如:冶金焦炭、木炭、石油焦炭,石墨及其它,还原的结果为15冶金焦炭、木炭,石油焦炭,石墨及其它的转化,还原的结果为赤铁矿转化为磁铁矿;还原产物的干法或者湿法低强度磁性分离(3),低强度的非磁性部分的高强度、高梯度磁性分离(4),提取了硅酸盐、次级磷酸盐、独居石、钙锆钛矿、钛锆钍矿以及包含铀和钍的矿物;高强度、高梯度分离的磁性部分在搅拌槽或者柱形流化床内的浸出(5),使用对富含铁、铝、磷酸盐、镁、钡、钙、锶、稀土元素、铀以及钍的杂质提供溶解作用的溶液;对浸出产物的过滤;对过滤产物的干燥;对干燥产物的氧化(6),其中存在以下物质的混合物:碱金属硫酸盐(主要为锂、钠和钾),碱金属碳酸盐(主要为锂、钠和钾),磷酸(H3PO4),以及氯化钠;在水或压缩空气中对氧化产物的淬火;在搅拌槽或柱容器中对淬火产物的浸出(7),对二次浸出(7)得到的产物在带式过滤器中的过滤;该过滤产物在回转或流化床干燥器中的干燥;二次浸出产物的干法、高强度、高梯度磁性分离(8),其在稀土永磁体中进行,去除磁性部分,回收非磁性部分作为最终产品(P),即期望的人造金红石。
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本发明是有关一种高纯度硅材料的制造方法,包含以下步骤:挑选一特纯石英矿石为原料;将该石英矿石进行清洗及碎化的动作;以光学分析仪精准选择尺寸粒度为20mm~80mm的石英矿石;将石英矿石进行净化的动作;将石英矿石送入一冶金炉,并施以高温使石英矿石熔融;熔融的石英矿石与一纯碳还原剂进行碳热还原法及反应纯化,得到一液态硅;该液态硅通过该冶金炉的一阀门流入一容置桶;在该容置桶中进行吹气除湿法及炉渣处理法以除去液态硅的杂质;将液态硅倾倒进入一长晶炉的一铸件区域;在该铸件区域中以方向性固化法对液态硅进行固化之动作,以得到固态硅材料。
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本发明涉及一种通过湿法从在冶金过程中产生的工艺气体除去灰尘中的固体和硫氧化物的方法。在至少一个级联式洗涤器中将至少部分碱性液体供给至含有固体的气流中,以最晚在所述级联式洗涤器的水区中润湿气体和固体的过程中使碱性液体与待清洁的气体和固体混合,和引导含有碱性液体、润湿的气体和固体的混合物以在各个级联式洗涤器中进行级联喷淋,以从气体中除去硫和固体。
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本发明涉及一种硅粉,其中所述硅粉颗粒的尺寸在3至30μm之间,所述硅粉颗粒的粒径分数D10在3至9μm之间,并且其中所述硅粉颗粒没有或基本上没有附着于表面的尺寸小于D10的硅颗粒。根据本发明的硅粉通过湿法分级所生产的硅粉来生产。
本发明涉及一种用于从含有锌的溶液或悬浮液特别是硫酸锌溶液移除氟化物的方法,一种可通过这样的方法获得的脱氟的硫酸锌溶液,其用途,以及一种用于制备锌和氟化氢或氢氟酸的方法。该用于移除氟化物的方法包括(i)提供含有锌的溶液或悬浮液A,其中所述含有锌的溶液或悬浮液A还含有氟离子;(ii)向所述含有锌的溶液或悬浮液A加入溶液B,所述溶液B包含溶解的稀土元素的盐,由此形成固体和含有锌的溶液C,所述固体包括稀土元素氟化物;以及(iii)将所述固体与所述含有锌的溶液C分离,其中所述含有锌的溶液C具有比所述含有锌的溶液或悬浮液A低的氟离子浓度。
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一种制造溶剂萃取沉降器的方法,包括:在制造场地处(比如在工程车间中)制造多个自支撑式沉降器元件模块(2,3,4,5),所述自支撑式沉降器元件模块均具有符合集装箱标准的外部尺寸、强度以及搬运和固定装置(6);通过比如卡车、拖车以及集装箱船的运输装备将所述模块(2,3,4,5)作为普通货物运输至安装场地,所述运输装备能够搬运并运输集装箱标准兼容单元;以及在安装场地处将所述模块(2,3,4,5)组装成完整的沉降器。所述沉降器包括由多个自支撑式沉降器元件模块(2,3,4,5)组成的模块组(1),所述模块均具有符合ISO集装箱标准的外部尺寸、强度以及搬运和固定装置(6),以使得能够实现ISO兼容的可运输性。
锌和铅通常是同时存在于锌-铅矿及尾矿中。一种无污染的湿法冶金新方法,用于从铅(Pb)锌复合硫化矿、未经处理的碎岩石或者疏松的矿物颗粒、尾矿和/或包含硫化锌的成块或未成块的废矿中选择性沥滤和回收锌(Zn),而不需要冶炼和精炼操作。根据处理的沉积矿或给矿的具体类型,上述方法可以采用原位或异位方式进行。本发明提供了一种用于从含硫化锌的混合物和矿石中选择性沥滤锌的方法及浸出剂复合物,所述浸出剂包括:1)氧化剂,用于将存在的硫只氧化为元素硫,和2)足量的碱金属氢氧化物,以形成可溶的碱金属锌酸盐;延长浸出剂和固体的接触时间,从而在保持有效试剂浓度的同时在浸出液中获得想要的锌回收率和选择性;从残留固体中分离想要的浸出液;以及从浸出液中回收锌。
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本发明涉及附聚转筒以及在转筒内部进行的用于预处理矿物的矿物附聚方法,两者主要用于湿法冶金。该转筒和方法使用作为本发明的一部分的气体再循环系统和气体再循环步骤。此外,附聚方法包括在附聚转筒内发生的化学反应的工艺。附聚转筒、附聚方法和反应工艺可以获得具有低降解性和在试剂与附聚物之间更大的接触表面的均匀、稳定的附聚物。根据本发明的方法,在附聚转筒中产生的均匀的附聚物增加了随后的沥滤工艺的提取收率,减少了沥滤堆中沥滤溶液的优先通道的产生。此外,本发明的转筒和方法防止气体释放到大气中,其具有气体再循环系统,当密封时,该气体再循环系统将气体保持在附聚转筒和工艺中。该气体再循环不仅防止气体释放到大气中,而且还降低了操作成本,因为再循环气体被用作附聚工艺的一部分。
在一种用于从含有铂族金属的铬铁矿中回收铂族金属和铁铬合金的方法中,制备精矿,所述精矿包含矿石的大部分PGM和铬铁矿,使得精矿进行加热步骤,以便干燥和/或预热该精矿,之后在DC熔炉(14)中在还原条件下熔化已经预热的所述精矿,以便产生包含供料的PGM的熔融金属合金以及包含供料的铬的熔渣,将熔渣从熔炉(14)放出至AC熔渣炉(16)内,在AC熔渣炉(16)中对铁和铬进行还原,以便产生铁铬合金。利用湿法冶金方法从自熔炉(14)放出的金属合金中回收PGM。
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一种用于通过中和剂将在湿法冶金过程中产生的含有少量可溶性重金属的含铁残余物转换为稳定形式的方法和装置。将残余物进行淘选,并将淘选的残余物供给到还被供入了中和剂的至少一个稳定化或均化反应器(3)中,残余物和中和剂通过螺旋混合器(8)均匀地混合在一起,其中,混合器的直径与反应器的直径之比为0.75-0.99。
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描述了湿法冶金系统、方法以及组合物,其中采用亚化学计量量的基于胺的浸出剂来从原料或废弃材料中回收碱土。浸出剂可以被再生和再循环,以便用在随后重复多次的工艺中或在连续的工艺中被返回到反应器。在同一个反应器中且基本上同时地进行从原料提取碱土并沉淀所提取的碱土。
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本公开涉及用于锂电池阴极的前体化合物的生产。在还原条件下熔炼电池或其废料,从而形成适合进一步湿法冶金精炼的合金和熔渣。在酸性条件下浸提所述合金,产生载Ni和Co溶液,对其进行精炼。精炼步骤被大大简化,因为大多数易受所述精炼步骤干扰的元素集中在所述熔渣中。然后从所述溶液中沉淀出金属如Co、Ni和Mn,形成用于合成新电池前体化合物的合适的起始产物。
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本发明涉及湿法冶金处理红土矿石以便回收有价值金属。更具体地讲,本发明涉及结合红土矿石的浸提改善沉淀和固液分离的方法。根据所述方法,中和离开红土矿石浸提的浆料,之后导引所述浆料的一部分以便固液分离。铁通过中和所述溶液从固液分离溢流中沉淀出来,且将包含黄钾铁矾晶种的所形成的溶液导引到在工艺中的适当点以控制铁的沉淀并强化固体的过滤能力。
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本发明涉及在湿法冶金方法中将类型I或类型II的单分散、大孔的阴离子交换剂用于提取有价值金属的用途。
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本发明提供了一种在湿态固体状态下同时结合浸出和吸附过程,从矿石、精矿、尾矿、矿渣或其他含金属固体中选择性地提取金属的湿法冶金工艺,在降低浸出剂消耗的同时提高金属回收率。该工艺包括以下步骤:(a)将所述含金属固体与酸性或碱性浸出剂、一种或多种吸附剂以及足量的水溶液混合,使所述含金属固体和所述吸附剂充分湿润而不形成矿泥,从而得到湿态固体;(b)在湿态固体中进行吸附浸出;(c)稀释所述湿态固体,加入水溶液制备矿浆;(d)从所述矿浆中分离带负载的吸附剂;(e)使用洗脱液将目标金属从所述带负载的吸附剂上洗脱(解吸附)至洗出液,然后将所述吸附剂返回所述混合步骤(a);以及(f)从所述洗出液中回收目标金属,以得到一种或多种最终金属产品,将所述洗脱液返回所述洗脱步骤(e)。
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本发明的目的在于一种制备含有螯合官能基团的新型杂分散螯合型树脂的方法,以及其以得自碱金属氯化物电解的盐水溶液中、还有在湿法冶金中吸附金属特别是碱土金属的化合物、重金属化合物和贵金属化合物,以及萃取碱土金属的应用。
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公开了操作铜或其它金属值浓缩器的方法。根据一些实施方式,所述方法可包括生产最终铜精矿;定期或连续分析所生产的最终铜精矿以获得所生产的最终铜精矿的品位值;并且如果/当所生产的最终铜精矿的品位值等于或大于最低可接受品位阈值时,转移所生产的最终铜精矿至下游熔炼操作;或如果/当所生产的最终铜精矿的品位值小于最低可接受品位阈值时,转移所生产的最终铜精矿至能够从所生产的最终铜精矿生产阴极铜或其它可出售铜产品的下游湿法冶金操作。还公开了能够实施前述方法步骤的铜浓缩器。
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本发明的名称是贵金属的回收方法。从固体回收选自铂[Pt]、钯[Pd]、铑[Rh]、钌[Ru]、铱[Ir]和金[Au]的金属(以下称为PM)的湿法冶金方法包括在酸性卤化物水溶液中溶解PM和贱金属。用取代的季铵盐(以下称为SQAS)沉淀PM,从酸性卤化物水溶液中的贱金属分离PM。用有机溶剂例如醇洗涤沉淀从多个PM-SQAS沉淀分离Au-SQAS。Rh-SQAS在强卤酸溶液中溶解,氧化以沉淀Pt-SQAS或者Ru-SQAS并分离。向Rh滤液加入SQAS,加热并冷却以沉淀从滤液分离的Rh-SQAS,通过转化成为Rh(OH)3纯化Rh-SQAS。煮沸过量于沉淀Au-SQAS、Pt-SQAS、Rh-SQAS和Fe(III)-SQAS所需的SQAS金属的最初酸性卤化物水溶液,冷却并分离具有Pb和Pd的滤液,分离Pb和Pd。氧化Pb和Pd滤液以沉淀Pb-SQAS和Pd-SQAS。在氨水中溶解Pd-SQAS,并从不可溶Pb分离Pd-SQAS。用NaNO2溶解Ir-SQAS以及从不可溶的Pt-SQAS分离,分离Ir-SQAS和Pt-SQAS浆。
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本发明描述了一种焙烧金属精矿的方法。将精矿颗粒供入焙烧炉中,在这里在流化床中在500‑1200℃的温度下对它们热处理以形成煅烧物。至少部分煅烧物作为固体部分与气流一起从焙烧炉中排出。直径比精矿颗粒的平均直径小至少50%的精矿颗粒作为小颗粒分离和/或来自气固部分的颗粒在至少一个步骤中作为小煅烧物颗粒分离和/或在另一个湿法冶金步骤中得到的颗粒作为其它颗粒。对所述小颗粒和/或至少部分所述小煅烧物颗粒和/或至少部分所述其它颗粒进行造粒,其中至少80%的粒料具有精矿颗粒平均直径的至少80%的直径。将所述粒料供入焙烧炉中。
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本申请涉及从含有硫酸镁的液体流出物的铵镁矾生产方法。本发明描述一种生产硫酸镁和水合氨复盐或铵镁矾((NH4)2SO4.MgSO4.6H2O)的方法,其使用最初来自生产如镍、铜、稀土的金属的湿法冶金方法的富含硫酸镁的液体流出物作为镁源。根据本发明,生产具有适合用于肥料混合物中的物理特性的铵镁矾的方法途径涉及沉淀所述铵镁矾复盐、过滤和热干燥的步骤。
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本发明涉及一种混合装置和混合方法,借助于它们,将互不相溶或很差地互溶的两种溶液混合在一起成为分散体。该混合装置包括至少三个螺旋条,所述螺旋条围绕轴向上旋转并且被支撑在轴上,以使得轴与螺旋杆之间的支撑结构基本上设置在水平位置上。该混合装置和混合方法尤其适合于混合在金属湿法冶金回收中所使用的溶剂萃取溶液,以形成分散体。
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本发明描述了一种用于从包含难处理、难加工或以其它方式对传统处理途径响应很差的矿石、精矿和其它材料在内的进料回收和分离有价元素(特别是,金和银)的湿法冶金工艺。特别是,所述工艺是一种整合到一种或多种现有的有价元素萃取工艺中的工艺。
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本发明涉及能够用作锕系元素配体的新化合物、所述化合物的合成以及它的应用。所述化合物具有以下通式(I):(式I)其中R1和R2相同或不同,为H、饱和或不饱和的直链或支链的C1-C12烃基、苯基、苄基、联苯基或甲苯基;R3为H、饱和或不饱和的直链或支链的C1-C12烃基、苯基、甲苯基或直链或支链的C1-C12烷氧基;而R4为H、饱和或不饱和的直链或支链的C1-C12烃基、苯基或甲苯基。本发明可用于以下领域:湿法冶金处理废弃核燃料。
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本发明涉及一种包括测量伽马射线光谱的用于量化液体介质中的放射性核素的方法,一种用于量化液体介质中的放射性核素的装置,以及用于量化湿法冶金加工介质中的放射性核素浓度,特别是量化铀矿开采溶液或铀回收溶液中铀和/或放射性铀衰变产物浓度,或者量化稀土元素加工溶液中钍和/或放射性232Th衰变产物的用途。
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本发明涉及一种方法,其中来自BMR(贱金属精炼)方法的富含铂族金属(PGM)残余物经过高温焙烧而除去污染物,通常是挥发性元素(例如,Se、Te、As、S、Bi、Os)并且获得焙烧产物。所述焙烧产物采用助熔剂熔炼以形成熔渣相和合金相,并且用来蒸发硫酸盐和像Pb、Te的重金属,并将稳定的氧化物化合物如SiO2和Fe、Ni、Co、Cu、Cr、Te、Bi的氧化物移去至所述熔渣相。将所述合金和所述熔渣相分离,然后将所述合金相熔化并用气体或液体雾化方法进行雾化从而形成能够溶解于水中以及在湿法冶金PMR(贵金属精炼)方法中进行处理的精细合金粒子。
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在浸出过程中对金属湿法冶金生产中的硫化金属精矿进行浸出的方法,将含有热水蒸气的废气从该过程导出并向该过程导入加热至升高的温度的酸溶液。通过将该浸出步骤的废气与该酸溶液直接接触来加热该酸溶液。
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本发明涉及湿法冶金并且本发明能用于从不同种类矿物原料中提取贵金属(钯、铂、金和银)。从包含碱和碱土金属氯化物的矿物原料中吸附提取贵金属的方法包括采用包含强碱和弱碱官能团的合成吸附剂从矿浆中吸附贵金属,随后解吸。将吸附剂分两步洗涤,第一步,用废矿浆的液相和水洗涤吸附剂,且第二步,采用硫脲的盐酸溶液解吸贵金属。然后将贵金属采用氢氧化铵溶液从硫脲溶液沉淀至混合精矿;并且,所述过程在带有脱水筛的六个阶式装置中进行,在每一装置中具有装载吸附剂的固定容量,采用包含60-80g/dm3硫脲和3-10g/dm3盐酸的溶液将贵金属在50-60℃的温度下解吸,在pH为8.7-8.8和温度为50-60℃下,采用氢氧化铵溶液沉淀贵金属。
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