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锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁 被引量:26
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作者 王纪明 彭兵 +2 位作者 柴立元 李密 彭宁 《中国有色金属学报》 EI CAS CSCD 北大核心 2012年第5期1455-1461,共7页
在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧... 在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。 展开更多
关键词 锌浸渣 铁酸锌 还原焙烧 磁选 铁回收
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热液中铅、锌、银共生分异的热力学探讨 被引量:26
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作者 尚林波 樊文苓 +1 位作者 胡瑞忠 邓海琳 《矿物学报》 CAS CSCD 北大核心 2004年第1期81-86,共6页
通过元素基本性质的对比以及热力学计算分析,探讨了热液中银、铅、锌的共生分异机制。在酸性至近中性条件下,氯配合物是它们在热液中的存在形式,其中锌氯配合物最稳定;在近中性到碱性条件下,硫氢配合物占主导地位,此时,银硫氢配合物相... 通过元素基本性质的对比以及热力学计算分析,探讨了热液中银、铅、锌的共生分异机制。在酸性至近中性条件下,氯配合物是它们在热液中的存在形式,其中锌氯配合物最稳定;在近中性到碱性条件下,硫氢配合物占主导地位,此时,银硫氢配合物相对最稳定。温度下降、[Cl ]降低、pH升高及f(O2)降低,引起银、铅、锌配合物溶解度减小,发生沉淀分离;对于硫氢配合物,其稳定性主要受pH及还原硫浓度的影响。因此,配合物的不同存在形式以及配合物稳定性之间的差异,使得它们对热液条件的改变做出不同的响应,从而导致了热液中银、铅、锌在成矿过程中的共生分异。 展开更多
关键词 共生分异 热力学 热液
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氯化钠-硫氰酸铵-溴化十六烷基三甲基铵体系浮选分离锌 被引量:24
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作者 李全民 卫伟 刘奇 《分析化学》 SCIE EI CAS CSCD 北大核心 2001年第2期205-207,共3页
研究观察到,在水溶液中Zn(Ⅱ)与硫氰酸铵、溴化十六烷基三甲基铵形成不溶于水的 三元缔合物,在少量氯化钠存在下此三元缔合物沉淀浮于水相上层并与水分成界面清晰的两 相,分相过程中Zn(Ⅱ)被定量浮选。实现了Zn(Ⅱ)与F... 研究观察到,在水溶液中Zn(Ⅱ)与硫氰酸铵、溴化十六烷基三甲基铵形成不溶于水的 三元缔合物,在少量氯化钠存在下此三元缔合物沉淀浮于水相上层并与水分成界面清晰的两 相,分相过程中Zn(Ⅱ)被定量浮选。实现了Zn(Ⅱ)与Fe(Ⅲ)、Al(Ⅲ)、Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)、Mn(Ⅱ),等离子的分离, 是一种无毒且更为简便、经济、快速的分离方法。 展开更多
关键词 浮选分离 硫氰酸铵 溴化十六烷基三甲基铵 氯化钠 萃取
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白烟灰浸出液砷与锌的分离与回收 被引量:21
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作者 赵玉娜 朱国才 《矿冶》 CAS 2006年第4期84-87,共4页
对硫化法共沉淀浸出液中的锌和砷的工艺进行了研究,在优化条件下,锌和砷的沉淀率分别为100%和99%;进一步研究了加铁盐氧化脱砷并分离锌和砷,分别得到砷酸铁及硫化锌产品。浸出液用氢氧化钠调节pH可分离出90%以上的砷,再加入硫化物可将... 对硫化法共沉淀浸出液中的锌和砷的工艺进行了研究,在优化条件下,锌和砷的沉淀率分别为100%和99%;进一步研究了加铁盐氧化脱砷并分离锌和砷,分别得到砷酸铁及硫化锌产品。浸出液用氢氧化钠调节pH可分离出90%以上的砷,再加入硫化物可将锌沉淀完全。而采用氢氧化钙调节pH为1左右,加入硫酸铁,可将95%以上砷分离。再调节脱砷液pH为4以上,控制Na2S/Zn摩尔比为1.5,可将Zn2+沉淀完全。在沉锌后的滤液中未检测出砷。 展开更多
关键词 白烟灰 分离
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Sulfidation roasting of zinc leaching residue with pyrite for recovery of zinc and iron 被引量:14
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作者 MIN Xiao-bo JIANG Guang-hua +6 位作者 WANG Yun-yan ZHOU Bo-sheng XUE Ke KE Yong XU Qiu-jing WANG Jing-wen REN Hui-chuan 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS CSCD 2020年第4期1186-1196,共11页
Zinc leaching residue(ZLR) contains high content of valuable metals such as zinc and iron. However, zinc and iron mainly exist in the form of zinc ferrite, which are difficult to separate and recover. This study propo... Zinc leaching residue(ZLR) contains high content of valuable metals such as zinc and iron. However, zinc and iron mainly exist in the form of zinc ferrite, which are difficult to separate and recover. This study proposed a new process involving sulfidation roasting, magnetic separation and flotation to recover zinc and iron in ZLR. Through sulfidation roasting of ZLR with pyrite, zinc and iron were converted into ZnS and Fe3 O4. The effects of pyrite dosage, roasting temperature and roasting time on the sulfidation of zinc in ZLR were investigated. The results showed that the sulfidation percentage of zinc reached 91.8% under the optimum condition. Besides, it was found that ball-milling was favorable for the separation and recovery of zinc and iron in sulfidation products. After ball-milling pretreatment, iron and zinc were enriched from sulfidation products by magnetic separation and flotation. The grade of iron in magnetic concentrates was 52.3% and the grade of zinc in flotation concentrates was 31.7%, which realized the recovery of resources. 展开更多
关键词 zinc leaching residue sulfidation roasting RECOVERY zinc IRON magnetic separation flotation
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Selective separation of Cu(Ⅱ),Zn(Ⅱ),and Cd(Ⅱ)by solvent extraction 被引量:12
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作者 XIE Keng WEN Jiankang +1 位作者 HUA Yixin RUAN Renman 《Rare Metals》 SCIE EI CAS CSCD 2008年第3期228-232,共5页
An experimental investigation was presented on the separation of Cu(Ⅱ), Zn(Ⅱ), and Cd(Ⅱ) from a rich sulfate leachate of zinc slag by solvent extraction. The results of orthogonal experiments indicate that LI... An experimental investigation was presented on the separation of Cu(Ⅱ), Zn(Ⅱ), and Cd(Ⅱ) from a rich sulfate leachate of zinc slag by solvent extraction. The results of orthogonal experiments indicate that LIX 984N is highly selective and very efficient in the extraction of Cu(Ⅱ), and the analysis of variance indicates that the sequence of parameters according to their influence on the separation efficiency is phase ratio 〉 LIX 984N concentration 〉 pH value 〉 extraction time. The optimal condition for copper extraction is obtained as 25% of LIX 984N concentration, 7 rain of extraction time, 3:2 of phase ratio O/A, and pH = 1.7. The separation of Zn(Ⅱ) and Cd(Ⅱ) was performed after the copper extraction from the raffinate. Comparative analysis of the separation with di-2-ethylhexyl phosphoric acid (D2EHPA), D2EHPA-tributyl- phosophate (TBP) synergistic extracting system, and 2-ethylhexyl phosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester (HEHEHP) was made at pH = 2.0. It is demonstrated that the extraction efficiency with D2EHPA is improved after being saponified by sodium hydroxide, and D2EHPA-TBP synergistic extracting, as well as HEHEHP, has a superior selectivity to Zn(Ⅱ) over Cd(Ⅱ). 展开更多
关键词 solvent extraction selective separation copper(Ⅱ) zinc(Ⅱ) cadmium(Ⅱ) orthogonal experiment
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组合抑制剂柠檬酸钠和焦磷酸钠在某铅锌矿分离浮选中的作用 被引量:13
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作者 李健民 宋凯伟 +2 位作者 章晓林 李佳磊 刘殿文 《过程工程学报》 CAS CSCD 北大核心 2017年第3期500-505,共6页
在对某复杂多金属矿进行矿石性质研究的基础上,对其进行浮选分离.结果表明,矿石中矿物种类繁多,嵌布关系复杂,可综合回收的元素为铅、锌,主要以方铅矿、闪锌矿形式存在.铅矿物嵌布粒度细,氧化率高,与锌矿物共生关系密切,分离困难.采用... 在对某复杂多金属矿进行矿石性质研究的基础上,对其进行浮选分离.结果表明,矿石中矿物种类繁多,嵌布关系复杂,可综合回收的元素为铅、锌,主要以方铅矿、闪锌矿形式存在.铅矿物嵌布粒度细,氧化率高,与锌矿物共生关系密切,分离困难.采用铅锌依次优先工艺流程,阶段磨矿阶段选别,石灰为矿浆p H值调整剂,D421为铅矿物捕收剂,组合药剂焦磷酸钠和柠檬酸钠为闪锌矿和硫矿物抑制剂,经1次粗选、3次精选和1次扫选获得铅精矿;硫酸铜为闪锌矿活化剂,丁基黄药为锌矿物捕收剂,经1次粗选、2次精选和1次扫选获得锌精矿.闭路实验所得铅精矿铅品位为60.34%,铅回收率达81.31%,含锌6.74%;锌精矿锌品位为47.86%,锌回收率达93.11%,含铅0.62%.组合抑制剂焦磷酸钠和柠檬酸钠对闪锌矿具有选择性协同抑制作用,二者质量比为1:1时抑制效果最佳. 展开更多
关键词 分离 组合药剂 焦磷酸钠 柠檬酸钠
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腾冲高泥氧化锌矿选矿实验研究 被引量:11
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作者 冉金城 刘全军 +1 位作者 张治国 李涤非 《过程工程学报》 CAS CSCD 北大核心 2015年第4期559-566,共8页
针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究.结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在.经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小... 针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究.结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在.经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小于37?m粒级的颗粒)、沉砂磨矿后先磁选后浮选的流程,确定最佳磨矿细度为小于75?m的颗粒达91.74%,弱磁选电流为4 A,粗选药剂用量为碳酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠2 kg/t、硫化钠13 kg/t、KPR 2 kg/t.采用闭路选矿流程,得到锌品位为27.89%、回收率75.26%的氧化锌精矿和铁品位为61.25%、回收率51.65%的铁精矿.通过Zeta电位分析捕收剂KPR与异极矿的作用机理. 展开更多
关键词 氧化锌 洗矿 磁选 浮选 锌精矿 铁精矿
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铁酸锌纳米半导体电极制备及其光电化学性质研究 被引量:11
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作者 李纪连 李新勇 李文钊 《南昌大学学报(理科版)》 CAS 1997年第1期58-62,共5页
本文首次制备并表征ZnFe2O4纳米晶光伏电池。研究发现,ZnFe2O4纳米晶光伏电池具有对可见光敏感、不发生光腐蚀及较好的光电转换特性等优点。探讨了各种因素对其光电化学性质的影响。
关键词 铁酸锌 钠米半导体 光电化学性质 电极 光伏电极
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Selective reduction process of zinc ferrite and its application in treatment of zinc leaching residues 被引量:11
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作者 余刚 彭宁 +5 位作者 周兰 梁彦杰 周晓源 彭兵 柴立元 杨志辉 《Transactions of Nonferrous Metals Society of China》 SCIE EI CAS CSCD 2015年第8期2744-2752,共9页
The traditional zinc hydro-metallurgy generates a large amount of zinc ferrite residue rich in valuable metals. The separation of iron is crucial for resource recycling of valuable metals in zinc ferrite residue. A no... The traditional zinc hydro-metallurgy generates a large amount of zinc ferrite residue rich in valuable metals. The separation of iron is crucial for resource recycling of valuable metals in zinc ferrite residue. A novel selective reduction roasting?leaching process was proposed to separate zinc and iron from zinc leaching residue which contains zinc ferrite. The thermodynamic analysis was employed to determine the predominant range of Fe3O4 and ZnO during reduction roasting process of zinc ferrite. Based on the result of thermodynamic calculation, we found thatV(CO)/V(CO+CO2) ratio is a key factor determining the phase composition in the reduction roasting product of zinc ferrite. In the range ofV(CO)/V(CO+CO2) ratio between 2.68% and 36.18%, zinc ferrite is preferentially decomposed into Fe3O4 and ZnO. Based on thermogravimetric (TG) analysis, the optimal conditions for reduction roasting of zinc ferrite are determined as follows: temperature 700?750 °C, volume fraction of CO 6% and V(CO)/V(CO+CO2) ratio 30%. Based on the above results, zinc leaching residue rich in zinc ferrite was roasted and the roasted product was leached by acid solution. It is found that zinc extraction rate in zinc leaching residue reaches up to 70% and iron extraction rate is only 18.4%. The result indicates that zinc and iron can be effectively separated from zinc leaching residue. 展开更多
关键词 zinc ferrite zinc leaching residue reduction roasting metal separation
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建水某铅锌矿选矿工艺研究 被引量:10
11
作者 乔吉波 简胜 +1 位作者 王少东 文书明 《矿冶工程》 CAS CSCD 北大核心 2012年第4期51-55,共5页
针对建水某铅锌硫矿石,采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程,可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿,锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿,及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿,有价元... 针对建水某铅锌硫矿石,采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程,可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿,锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿,及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿,有价元素得到了有效回收。 展开更多
关键词 铅锌硫矿 氧化锌矿 铅硫混选 硫化锌 浮选 重选
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CL-P_(204)萃淋树脂分离铟(Ⅲ)镓(Ⅲ)锌(Ⅱ) 被引量:11
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作者 刘军深 周保学 +2 位作者 杨子超 王秀山 阎居梅 《应用化学》 CAS CSCD 北大核心 1999年第3期76-78,共3页
铟、镓作为重要的电子工业材料,在高技术领域有着广泛的应用.但是由于它们都是非常稀有而且分散的金属,至今以其为主要成份的主矿床尚未发现,它们通常是以微量的组分共生于锌矿等矿物中,因此,有关从锌矿中分离铟、镓的研究具有重... 铟、镓作为重要的电子工业材料,在高技术领域有着广泛的应用.但是由于它们都是非常稀有而且分散的金属,至今以其为主要成份的主矿床尚未发现,它们通常是以微量的组分共生于锌矿等矿物中,因此,有关从锌矿中分离铟、镓的研究具有重要意义.由于铟、镓、锌3种离子的性... 展开更多
关键词 分离 萃淋树脂 CL-P204
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Separation of sulfide lead-zinc-silver ore under low alkalinity condition 被引量:10
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作者 孙伟 苏建芳 +1 位作者 张刚 胡岳华 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS 2012年第8期2307-2315,共9页
A complex lead-zinc-silver sulfide ore containing 2.98% Pb, 6.49% Zn and 116.32×10^-4 % Ag (mass fraction) from Yunnan Province, China, was subjected to this work. Research on mineral processing was conducted a... A complex lead-zinc-silver sulfide ore containing 2.98% Pb, 6.49% Zn and 116.32×10^-4 % Ag (mass fraction) from Yunnan Province, China, was subjected to this work. Research on mineral processing was conducted according to the properties of the lead-zinc-silver ore. Under low alkalinity condition, the lead minerals are successfully separated from the zinc minerals with new reagent YZN as zinc depressant, new reagent BPB as lead collector, CuSO4 as zinc activator and ethyl xanthate as zinc collector. The associated silver is mostly concentrated to the lead concentrate. With the process utilized in this work, a lead concentrate of 51.90% Pb with a recovery of 82.34% and a zinc concentrate of 56.96% Zn with a recovery of 81.98% are produced. The silver recovery in the lead concentrate is 80.61%. Interactions of flotation reagents with minerals were investigated, of which the results indicate that the presence of proper amount of Na2S can precipitate Pb^2+ and has a sulfidation on oxidized lead minerals. The results also show that NazCO3 and YZN used together as combined depressants for sphalerite can signally improve the depressing effect of new reagent YZN on sphalerite. 展开更多
关键词 lead-zinc-silver sulfide low alkalinity new flotation reagents lead-zinc separation silver recovery
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从钴渣中综合回收有价金属的研究 被引量:9
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作者 陈海清 刘亚雄 《湖南有色金属》 CAS 2006年第4期19-22,共4页
西北铅锌冶炼厂锌系统湿法冶炼工艺采用反向锑盐法净化除去硫酸锌溶液中的杂质。文章研究了从二段净化渣产生的渣中回收钴和其它有价金属的工艺,钴渣采用稀硫酸选择浸出,从浸出液中分别回收钴、镉、镍、锌,从浸出渣中回收铜、铅,Cu、Pb... 西北铅锌冶炼厂锌系统湿法冶炼工艺采用反向锑盐法净化除去硫酸锌溶液中的杂质。文章研究了从二段净化渣产生的渣中回收钴和其它有价金属的工艺,钴渣采用稀硫酸选择浸出,从浸出液中分别回收钴、镉、镍、锌,从浸出渣中回收铜、铅,Cu、Pb、Co、Cd、Zn的总收率分别达到100%、100%、90.33%9、6.80%和95.51%。 展开更多
关键词 钴渣 浸出 分离
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氰化尾渣综合回收试验研究 被引量:10
15
作者 李学强 庄宇凯 +1 位作者 冯金敏 徐忠敏 《黄金》 CAS 北大核心 2010年第9期43-45,共3页
根据氰化尾渣的特点,分别对其中的铅、铜、锌进行浮选,以达到分离回收的目的。通过对影响生产指标的主要因素进行对比试验,最终确定较为合理的工艺流程和工艺参数。
关键词 氰化尾渣 分离浮选 回收率
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云南某低品位铅锌硫化矿选矿工艺 被引量:9
16
作者 毕克俊 方建军 +1 位作者 张琳 薛晨 《过程工程学报》 CAS CSCD 北大核心 2016年第1期99-104,共6页
对云南某低品位铅锌硫化矿进行了选矿工艺实验研究,采用优先浮选工艺和所选药剂制度处理该矿石.结果表明,该矿具有有价矿物共生关系紧密、嵌布粒度细的特点,其铅、锌品位分别是1.29%和5.63%,实现了铅、锌分离,获得铅品位、回收率分别为5... 对云南某低品位铅锌硫化矿进行了选矿工艺实验研究,采用优先浮选工艺和所选药剂制度处理该矿石.结果表明,该矿具有有价矿物共生关系紧密、嵌布粒度细的特点,其铅、锌品位分别是1.29%和5.63%,实现了铅、锌分离,获得铅品位、回收率分别为51.56%和78.58%的铅精矿和锌品位、回收率分别为46.12%和78.36%的锌精矿. 展开更多
关键词 铅锌矿 优先浮选 分离
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铁酸锌在特性材料方面的研究与展望 被引量:9
17
作者 徐明 杨金林 +1 位作者 马少健 肖汉新 《材料导报》 EI CAS CSCD 北大核心 2016年第1期79-83,101,共6页
铁酸锌具有尖晶石型微观晶体结构特点,化学键牢固,原子堆积紧密,在锌冶金工业中用物理和化学方法均难以处理。铁酸锌的这种特殊结构使得其具有许多优良的性能如气敏特性、光催化活性、化学稳定性及铁磁特性。对近几年来国内外对铁酸锌... 铁酸锌具有尖晶石型微观晶体结构特点,化学键牢固,原子堆积紧密,在锌冶金工业中用物理和化学方法均难以处理。铁酸锌的这种特殊结构使得其具有许多优良的性能如气敏特性、光催化活性、化学稳定性及铁磁特性。对近几年来国内外对铁酸锌在材料特性、用途、实验室制备方法等方面的研究状况进行综述,对其在不破坏晶体结构的条件下从工业废渣中分离以达到工业化生产的可行性进行探究,拟定解决关键科学问题的实验探究方向。 展开更多
关键词 铁酸锌 材料特性 废渣分离
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氯化钠-硫氰酸铵-十六烷基氯化吡啶鎓-水体系浮选分离锌(Ⅱ) 被引量:9
18
作者 温欣荣 涂常青 《应用化学》 CAS CSCD 北大核心 2002年第8期776-779,共4页
研究了氯化钠 -硫氰酸铵 -十六烷基氯化吡啶 -水体系浮选分离锌 ( )的行为及其与常见离子分离的条件。结果表明 ,在 1.0 g固体 Na Cl存在下 ,当硫氰酸铵 (0 .1mol/L )和十六烷基氯化吡啶(0 .0 1m ol/L)溶液的用量均为 2 .0 m L 时 ... 研究了氯化钠 -硫氰酸铵 -十六烷基氯化吡啶 -水体系浮选分离锌 ( )的行为及其与常见离子分离的条件。结果表明 ,在 1.0 g固体 Na Cl存在下 ,当硫氰酸铵 (0 .1mol/L )和十六烷基氯化吡啶(0 .0 1m ol/L)溶液的用量均为 2 .0 m L 时 ,控制 p H值为 4.0 ,Zn( )可被该体系浮选 ,而 Cd( )、Co( )、Ni( )、Mn( )、F e( )、Al( )不被浮选 ,可实现 Zn( )与这些离子的定量分离 ,对合成水样的定量浮选分离 。 展开更多
关键词 氯化钠 锌(Ⅱ) 硫氰酸铵 十六烷基氯化吡啶Weng 浮选分离 有机溶剂
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氯化钠-硫氰酸铵-十二烷基二甲基苄基氯化铵体系浮选分离测定锌(Ⅱ) 被引量:9
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作者 涂常青 温欣荣 《冶金分析》 CAS CSCD 北大核心 2008年第10期64-67,共4页
研究了氯化钠-硫氰酸铵-十二烷基二甲基苄基氯化铵体系浮选分离锌(Ⅱ)的行为及其与常见离子分离的条件。结果表明,当固体NaCl用量为1.0 g,0.1 mol/L硫氰酸铵和0.001mol/L十二烷基二甲基苄基氯化铵溶液的用量均为3.0 mL时,实现了Zn^2+... 研究了氯化钠-硫氰酸铵-十二烷基二甲基苄基氯化铵体系浮选分离锌(Ⅱ)的行为及其与常见离子分离的条件。结果表明,当固体NaCl用量为1.0 g,0.1 mol/L硫氰酸铵和0.001mol/L十二烷基二甲基苄基氯化铵溶液的用量均为3.0 mL时,实现了Zn^2+与Al^3+,Fe^2+,Mn^2+,Ni^2+,Co^2+等离子的定量分离,据此建立了浮选分离测定锌(Ⅱ)的方法。该方法对合成水样中微量锌(Ⅱ)进行了定量浮选分离,浮选率为99.2%-100%。对电镀废水中的微量锌(Ⅱ)进行测定,结果与原子吸收光谱法相符,样品标准加入回收率为92.8%-96.4%,相对标准偏差(RSD)为1.8%。 展开更多
关键词 锌(Ⅱ) 浮选分离 测定 硫氰酸铵 十二烷基二甲基苄基氯化铵 电镀废水
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巯基葡聚糖凝胶分离富集微乳液增敏三甲氧基苯基荧光酮光度法测定痕量锌 被引量:8
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作者 魏琴 杜斌 +3 位作者 吴丹 张慧 李燕 欧庆瑜 《分析化学》 SCIE EI CAS CSCD 北大核心 2004年第11期1509-1512,共4页
研究了微乳液介质中 ,pH =10 .4时 ,锌与三甲氧基苯基荧光酮 (TM PF)显色生成稳定的 1∶2络合物 ,于 5 80nm处摩尔吸光系数为 2 .94× 10 5L·mol-1·cm-1,锌含量在 0~ 0 .4g/L范围内符合比耳定律。引入微乳液介质 ,显著... 研究了微乳液介质中 ,pH =10 .4时 ,锌与三甲氧基苯基荧光酮 (TM PF)显色生成稳定的 1∶2络合物 ,于 5 80nm处摩尔吸光系数为 2 .94× 10 5L·mol-1·cm-1,锌含量在 0~ 0 .4g/L范围内符合比耳定律。引入微乳液介质 ,显著改善了锌的显色条件 ,使体系灵敏度提高。采用吸附容量大 ,且机械性能好的巯基葡聚糖凝胶分离富集 ,消除了共存离子的干扰 ,降低了测定体系的检出限。用所拟方法测定了施尔康药品、奶粉、味精、血清、尿样和发样中的锌 ,相对标准偏差低于 3.7% ;回收率在 95 .2 %~ 10 5 %。 展开更多
关键词 巯基葡聚糖凝胶 分离富集 微乳液 三甲氧基苯基荧光酮 显色反应 分光光度法
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