臭葱石沉淀法脱除铜烟尘中的砷

以高砷铜烟尘的浸出液为研究对象,采用臭葱石法沉砷,研究了初始pH值、温度、氧气流速对沉砷过程的影响。实验结果表明: 在Fe/As摩尔比1.5、初始pH=4、温度90 ℃、氧气流速80 L/h条件下,沉砷率和沉铁率分别为91.24%和77.92%,沉砷渣中As、Fe含量分别为28.94%和25.04%。实验所得臭葱石颗粒尺寸较大、晶体结构稳定。     

用氯化亚铁稳定化处理含砷废渣的试验研究

通过"硫酸-硝酸法"浸出实验,以砷的浸出浓度为控制指标,用Fe Cl2为稳定剂,对含砷废渣进行了稳定化处理研究.考察了Fe/As摩尔比、p H值、废渣粒度、浸出温度和稳定处理时间对砷浸出浓度的影响,通过对比稳定化处理前后砷的形态变化,探讨砷的迁移转化规律.结果表明,砷的浸出浓度随Fe Cl2投加量增加而降低,当Fe/As摩尔比≥1.0,p H=6.5~7.5时,常温下稳定化处理时间≥60 min,砷浸出浓度低于2.5 mg/L且基本保持稳定,达到"危险废物填埋污染控制标准"的入场要求;随着浸出温度的升高,砷的浸出浓度略有升高;含砷废渣经稳定化处理后,砷从生物有效性和毒性大的形态逐渐转化为毒性小、稳定性高的形态,但废渣的矿物组成和化学组成不同,砷形态的迁移转化也略有不同.     

混合菌多样性分析及其浸出高砷金矿条件的优化

为了提高混合菌对高砷金矿的浸出, 对混合菌进行了生物多样性分析, 并对温度、矿浆浓度、初始pH值和接种量等工艺因素进行了优化, 然后通过正交实验研究矿浆浓度、初始pH值和接种量对混合菌浸出高砷金矿中As和Fe的影响。限制性片段长度多态性分析(RFLP)结果发现, 混合菌主要为Sulfobacillus属和Leptospirillum属。正交实验结果表明, 浸出As的最佳条件为矿浆浓度10%, 初始pH=1.5, 接种量30%; 浸出Fe的最佳条件为矿浆浓度5%, 初始pH=1.5, 接种量10%。在最佳条件下浸出20 d, As和Fe的浸出率分别达到97.12%和96.59%。     

湿法炼锌铜砷渣加压浸铜及同步固砷

针对湿法炼锌冶炼过程中产出的铜砷渣的综合回收利用,在研究铜砷渣矿物学组成及热分解特性的基础上,开展了加压浸出铜及同步固砷工艺与铜、砷元素的行为研究,结果表明,在反应温度为135 ℃、反应时间为4 h、液固比为25、硫酸浓度为50 g/L、氧分压500 kPa、铁砷摩尔比为1的条件下,浸出渣中铜含量仅为2.03%,浸出率达到97.72%,砷含量达到26.06%,浸出率仅为4.02%;浸出液中Cu的浓度达到20.47 g/L,As浓度小于0.63 g/L;铜砷分离效果好。在反应过程中,Cu₃As先发生氧化溶解,铜的浸出需要一定的时间,铜的浸出与砷的沉淀同时进行。浸出液pH值与浸出液中As浓度变化趋势基本一致,在反应前期砷与铁生成臭葱石产生的酸可以补充铜的浸出消耗的酸。     

碱性体系下As(Ⅲ)的催化氧化及其机理研究

研究了碱性体系下以高锰酸钾为催化剂空气氧化As(Ⅲ)的方法, 考察了溶液pH值、总砷浓度、空气流量、反应温度和反应时间等因素对As(Ⅲ)氧化效果的影响, 采用X射线衍射、扫描电镜、化学物相分析等方法对反应产物进行了表征。结果表明, 高锰酸钾具备超计量氧化的特点, 在As/Mn摩尔比升至21∶1时仍能高效地将As(Ⅲ)氧化; 溶液pH值通过影响产物性质而对氧化效果有显著的影响; 溶液总砷浓度升高, 氧化速率变慢; 增加空气流量或者升高温度会显著加快As(Ⅲ)的氧化速率。     

高砷锑烟尘浸出毒性研究

为了评价高砷锑烟尘对环境的影响,模拟酸雨、淡水、盐碱地等自然环境,采用去离子水、硫酸-硝酸混合溶液、醋酸缓冲溶液、NaOH溶液(pH=10、pH=11、pH=13)6种浸出剂测定了As、Sb的浸出毒性。结果表明,浸出温度20 ℃时,在去离子水、硫酸-硝酸、醋酸和NaOH体系中As最低浓度分别为1.66、1.62、0.82和1.59 g/L,最高浓度分别为2.13、2.11、1.13和2.77 g/L;Sb最低浓度分别为2.65、2.36、0.41和0.53 g/L,最高浓度分别为2.96、2.68、0.72和2.98 g/L。随着浸出温度升高,浸出液中As、Sb浓度更大。     

H3AsO4-FeSO4-K2SO4-H2O体系中水热矿物化固砷研究

本文在H3AsO4-FeSO4-K2SO4-H2O体系中研究了K+对水热臭葱石矿化沉砷过程中砷铁沉淀率、沉砷渣物相组成及转变规律的影响。结果表明：K+存在与否对沉砷渣物相组成影响显著,处于过饱和状态的Fe(III)除As(V)共沉淀生成臭葱石(FeAsO4?2H2O)并自身水解沉淀为碱式硫酸铁(Fe(OH)SO4)外,还会与K+结合以黄钾铁矾（KFe3(SO4)2(OH)6）形态竞争析出。当初始K+浓度为5 g/L、初始砷浓度10 g/L、初始铁砷摩尔比1.5、初始pH为1、反应温度160 ℃、搅拌转速500 r/min、反应时间3 h、氧分压0.6 MPa时,砷、铁沉淀率分别为96.7 %、96.5 %;沉砷渣物相组成主要为臭葱石、黄钾铁矾、碱式硫酸铁,其含量分别为65.0 %、24.2 %、10.8 %,臭葱石以大颗粒多面体状晶体形式产出,不规则晶体形态的黄钾铁矾小颗粒分散于其中;沉砷渣中 As、Fe、K、S含量分别为 23.39 %、25.72 %、1.84 %、4.09 %。通过将臭葱石矿化沉砷初始铁砷摩尔比控制在合理范围内可有效抑制亚稳态黄钾铁矾物相的形成,实现砷的高效沉淀、提高沉砷渣中砷含量并降低其产量。     

高砷铅阳极泥预脱砷研究

采用一种新的高效碱性脱砷剂A, 用全湿法流程对高砷铅阳极泥进行预脱砷; 考察了浸出时间、液固比、浸出剂浓度、阳极泥粒度以及浸出温度等对脱砷效果的影响; 在最佳脱砷条件下As、Sb、Pb的浸出率分别为96.32%, 9.04%与13.15%, 脱砷后的阳极泥含砷0.28%。脱砷后液采用石灰乳可将61.7%的As从溶液中沉淀脱除。     

基于无定形砷酸铁沉淀的铜冶炼污酸除砷研究

针对传统石灰?铁盐污酸处理工艺产出的中和渣含砷高、不能进入柔性填埋场堆存的现状,采用基于无定形砷酸铁沉淀的预中和?铁盐沉砷方法,降低石灰?铁盐污酸处理流程中和渣砷含量,确保含砷渣能够进入柔性填埋场。热力学分析发现,砷酸铁稳定存在的pH值为0～5.2;在pH＝4～5时,As-Fe-H₂O体系中砷酸铁可以形成并稳定存在,同时不会产生Fe(OH)₃沉淀。研究表明,石灰乳预中和过程终点pH为4.5时,没有砷酸钙沉淀产生或少量产生,预中和石膏含砷小于3%。铁盐沉砷过程温度和初始pH值的升高,有利于降低沉砷后液As浓度、增加As沉淀率和沉砷渣中As含量;但提高初始铁砷摩尔比和初始砷浓度,并不利于砷的沉淀。在低温(40oC)及较短的时间(1h)的条件下,单独采用空气或者80%氧气作氧化剂,难以获得较好的沉砷效果,必须加入适量的H₂O₂,以提高As₃₊^{离子的氧化效率。在优化条件下,沉}砷后液平均砷浓度为2.80g/L,沉砷渣平均含砷27.01%,沉砷渣为疏松多孔的无定形砷酸铁,砷沉淀率为71.62%。沉淀反应是无定形砷酸铁生成过程的限制步骤。     

Sb高效富集与As转化稳定化的砷碱渣清洁利用新技术工业试验

为了实现锑冶炼砷碱渣的清洁利用及无害化处置,设计了球磨浸出—重选收锑—废碱喷淋—氧化沉砷—砷稳定固化的砷碱渣清洁利用新工艺。结果表明:常温下液固比为4:1时,砷碱渣经球磨后水浸,球磨和浸出时间分别20 min和40 min,As浸出率为96.78%,碱浸出率为97.35%,实现Sb、As和碱高效分离;为提取回收浸出渣中锑资源,通过摇床高效富集回收Sb,回收率为40%~50%,且精矿中As < 1%,Sb≥10%,可通过冶炼系统回收;基于酸碱中和原理,浸出液（高砷废碱）进入锑冶炼中烟气脱硫喷淋系统与烟气中SO₂发生反应,烟气中SO₂和As含量达到排放标准,实现浸出碱液和烟气SO₂协同治理目的;向高砷废水加入H₂O₂对砷进行氧化,再加入脱砷剂（生物制剂）与砷发生沉淀反应而脱除,经两段脱砷后,废水中As含量降低至150 mg/m3, 脱砷效率分别为88.4%和92.5%;产生的脱砷渣采用铁盐稳定剂处理,在添加质量比为9%时固化体As毒性浸出浓度从348.67 mg/L降至0.65 mg/L,达到危险废物填埋场入场标准。工业扩大试验结果表明,新工艺可达到以废治废、清洁利用砷碱渣目的。      

高钙高铁煤渣处置含砷污酸的除砷行为及机理

针对重有色冶炼过程中的污酸处置长期存在危废产量大、环境成本高等难题,本文提出一种绿色工艺,结合高铁高钙煤渣特征,提出了高铁高钙煤渣无害化处置含砷污酸的新思路,达到去除污酸中砷离子且生成稳定含砷化合物的目的。研究了污酸与高铁高钙煤渣的在不同条件（加入量、反应时间、初始pH）的反应行为,并借助材料分析手段揭示了除砷机理。结果表明燃煤渣富含钙和铁氧化物,煤渣与污酸具有良好的反应效果和除砷作用。燃煤渣用于污酸除砷,最高除砷率可达98.31%,除砷能力最高可达82.52 mg/g,随着反应时间增加除砷效率和沉淀物稳定性明显提高。初始pH=0.98时,除砷效果最好,并且随着pH升高显著下降。煤渣中氧化铁溶于污酸,释放Fe3+,在氧化条件下沉淀砷酸根离子生成无定形砷酸铁,而后在Si、Al和Ca氧化物保护下,达到除砷固砷目的,形成浸出毒性低于5 mg/L的富砷沉淀渣。      

从某烟灰中选择性浸出锌的试验研究

以冶炼烟灰为原料选择性浸出锌, 考察了液固比、pH值、浸出温度和浸出时间对锌和砷浸出率的影响。试验结果表明: 在液固比2∶1、浸出pH值4.0、浸出时间90 min、浸出温度25 ℃条件下, 锌浸出率可达93.92%, 砷浸出率仅4.12%。     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

基于经济性分析的铜钴氧化矿浸出条件优化

针对铜钴矿浸出过程，单一强化控制参数，虽然可以提升铜、钴浸出率，但是也会相应造成浸出液游离酸偏高、杂质的超量溶出及辅料消耗增加等问题，经济效益并非最佳。针对某低品位氧化铜钴矿硫酸体系铜、钴浸出过程，考察了矿石粒度、浸出酸量、SO₂用量、液固比、浸出时间等对有价金属Cu、Co及杂质Fe、Mn、Si浸出的影响规律。在对单因素强化浸出措施进行经济效益分析的基础上，最终确定了适宜的工艺参数条件：磨矿时间5 min、终点pH值在1.5左右、吨矿SO₂用量6.37 kg、液固比3∶1 (mL/g)、浸出时间5 h。在该条件下，Cu、Co的浸出率分别为93.67%和75.90%,Mn的浸出率约为87.00%,Fe和Si的浸出率分别为2.66%和0.24%。     

含砷锑金精矿的生物预氧化-氰化浸金研究

采用嗜酸性氧化亚铁硫杆菌对含砷锑金精矿的生物预氧化-氰化浸金进行了研究。预氧化结果表明最佳生物氧化工艺参数为: 初始pH值范围为1.8～2.0, 矿石粒径-0.074 mm, 氧化温度为25～30 ℃, 摇床转速为140 r/min, 细菌接种量为20%, 液固比100∶2, 矿浆浓度1%～2%, 氧化时间12 d。浸出结果表明, 含砷、锑分别为10.37%和36.81%的金精矿如不经生物预氧化处理, 金浸出率仅41%左右;而经过12 d的生物氧化预处理, 金浸出率可达76.55%左右, 提高了35.62个百分点。生物预氧化可以脱除金精矿中的砷, 金的浸出率与砷的氧化率成正相关关系。研究结果能为生物预氧化含砷难处理金矿氰化浸金提供理论和技术指导。     

白烟灰浸出液砷与锌的分离与回收

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。     

Dissolution behaviour of a Turkish lateritic nickel ore

The atmospheric pressure sulphuric acid leaching characteristics of Adatepe (Eski?ehir, Turkey) laterite ore that has recently been put into operation was investigated. The effects of sulphuric acid concentration (5-95%), temperature (20-95 °C) and time (30-240 min) on leaching were determined by nickel, iron and arsenic analyses. The amounts of Ni, Fe and As in solution were observed to increase with increase of temperature from 20 °C to 70 °C for sulphuric acid concentrations between 5% and 95%. Further increase of temperature to 95 °C showed that the dissolution of Ni, Fe and As were increased until 60% sulphuric acid concentration and over 60% a decrease in the dissolution percentages was observed due to the probable formation of nickel and silicon containing ferric sulphate type compounds that cause nickel loss from the leach solution. Experimental results showed that maximum nickel dissolution of 99.2% at 95 °C could be reached in 120 min of leaching time for a sulphuric acid concentration of 60%. The congruency of Ni dissolution with respect to Fe was found to be congruent over about 25% Ni and 15% Fe dissolution values. XRD analyses on the residues obtained after leaching showed that it was not required to dissolve all goethite phase to reach maximum dissolution of nickel contained in the sample. An activation energy of 30.36 kJ/mole was determined for Ni dissolution showing that leaching is controlled by external diffusion and chemical reactions.     

P204-仲辛醇皂化萃取氰化尾渣酸浸液中铁的初步研究

采用P204-仲辛醇皂化萃取体系从金精矿氰化尾渣酸浸液中萃取分离铁, 初步研究其萃取机理, 并考察了萃取体系、P204浓度和料液初始pH值、含铁浓度及加入介质NaCl对Fe(Ⅲ)萃取的影响以及相比(O/A)、H₂SO₄浓度对Fe(Ⅲ)反萃的影响。实验结果表明：P204和仲辛醇对酸浸液中的Fe(Ⅲ)具有一定协同萃取效应, 仲辛醇作为萃取体系中的相转移试剂, 尤其能改善铁的反萃效率。同时, 采用氨水皂化后的萃取体系铁的提取率显著提高。P204、仲辛醇以及260^#溶剂油以1∶1∶2的体积比混合作为萃取体系, 在相比为2的条件下, 调整含铁10.18 g/L的原酸浸液的pH值接近2.0, 经过1级萃取, 萃余液中含铁低于0.25 g/L; 以25%(体积分数)的H₂SO₄反萃, 有机相中的铁基本被反萃完全。通过萃取和反萃, 铁离子溶液中杂质含量大大减少, 尤其是砷的含量。     

广西某低品位金矿氰化浸出助浸剂实验研究

广西某低品位金矿石含金量为1.29 g/t,脉石矿物以石英为主,有色金属铜、铅、锌等及有害元素砷的含量极低。对该矿石进行氰化浸金实验研究,分别考查磨矿细度、溶液pH值、氰化物用量、搅拌转速、浸出时间对金浸出效果的影响;通过单矿物氰化助浸实验,确定多种助浸效果较好的助浸剂,并按同一比例混合,获得了三种新型助浸剂A、B、C;针对广西某低品位金矿石,进行氰化浸出助浸实验。结果表明,矿样细度-0.074 mm 93.27%,溶液pH值为10.5,氰化钾用量为4 kg/t,搅拌转速为1500 r/min,浸出时间为24 h的实验条件下,金的浸出率为92.58%;而氰化钾用量减少至3 kg/t,其余条件不变的情况下,加入新型助浸剂A浸出18 h后,金的浸出率可达93%。新型助浸剂的加入有效地提高了金的浸出率,同时将氰化物的损耗降低了25%,浸出时间缩短了6 h以上。