从含砷钼矿浸出液中脱砷

采用砷酸铵镁沉淀法对含砷钼矿的浸出液进行了脱砷研究。理论分析得到脱砷过程中浸出液pH=10、浓度为0．1moL／L时，溶液中砷浓度为3．2×10^-8mol／L。试验研究了pH值大小、NH4Cl、MgCl2用量对浸出液脱砷率、钼入渣率以及钼砷比（Mo／As）的影响。找到了脱砷的最佳试验条件，在该条件下砷的脱除率可达到99．71％；钼入渣率可降至2．36％；Mo／As可达8697．82，实现了含砷浸出液中砷的脱除。     

钨铁合金真空脱硫脱砷工艺的开发

介绍钨铁合金真空脱硫脱砷的生产工艺以及有关的影响因素。采用这种工艺，钨铁中砷的平均含量可以达到0．0352％，硫的平均含量可以达到0．0152％；合金中砷的平均脱除率可达27％，硫的平均脱除率可达76％。     

生物方法脱除铅锌精矿中的砷

用生物方法脱除铅、锌精矿中的砷均能降到冶炼标准。铅精矿含砷量从１．９７％降到０．３２％，脱砷率为８５％；锌精矿含砷量从０．８５％降到０．１０％，脱砷率为９３％     

高砷金精矿脱砷脱硫小型试验研究

采用管式炉焙浇法对怀化某矿的高砷金精矿进行了脱砷脱硫的小型试验研究，结果表明，在最佳焙烧制度下，脱胂率达９７．８０％，脱硫率９１．４８％，焙砂金浸出率可达９２．９６％。     

有色冶炼含砷废渣的脱砷现状及展望

随着我国有色冶金金属产量的逐渐增加,每年都会产生大量的含砷废渣、烟尘和废水,能否有效对其进行资源化和无害化处理,是制约企业能否持续健康发展的瓶颈问题。文章综述了当前国内外有色冶金工业中含砷废料脱砷的工艺和原理,主要包括火法、湿法和火法湿法联合脱砷工艺。火法脱砷主要是利用高温将As 以 As2O3 的形式脱除 ;湿法脱砷一般为用酸性或碱性介质进行浸出,使 As 以砷酸盐的形式脱除。对现有工艺存在的问题进行了讨论并对除砷新工艺提出展望。     

高锑粗铅火法精炼碱法脱锑的工艺实践

应用粗铅碱性精练的基本原理，对高锑粗铅进行脱锑，砷，锡的实验研究和工业实践。结果表明，锑，砷，锡的脱除率随时间延长而降低，铅直收率为80％－90％，锑渣率为10．23％－10．64％，锑的脱除率为98％。     

高砷次氧化锌混合碱浸出脱砷试验研究

采用Na2S-NaOH混合碱浸出工艺对高砷次氧化锌进行脱砷处理,考察了温度、时间、碱量和液固体积质量比等因素对砷脱除率的影响。试验结果表明,采用该湿法工艺,在最优工艺参数条件下,铅锌直收率分别在99％和98％以上,砷脱除率大于90％,且工艺相对安全,浸出液经Ca（OH）2固化除砷后可返回利用,对环境污染少。     

自含砷含碳难处理金矿中提取金的研究

针对甘肃省坪定金矿含量、砷高、金部分地赋存于脉石、脉石为碱性、属于难选难冶矿的特点，提出了氨水脱砷－石灰加压氧化－氰化新工艺。当原矿含金８．７ｇ／ｔ及１３．０％砷时，砷可脱除９５％，金可浸出８５％。技术及经济指标预计将较满意。     

高砷铅阳极泥选择性脱砷实验研究

对高砷铅阳极泥进行碱性体系通入空气脱砷试验,详细考察了碱用量、空气流量、脱除温度和反应时间对脱砷率的影响。结果表明,在氢氧化钠用量为1.4倍理论量、空气流量100L/h、液固比5∶1、温度80℃、阳极泥粒度0.15~0.178mm、脱除时间2h的最佳条件下,脱砷率达到95%以上。     

钢液和铁水硅钙合金脱砷研究

电阻炉上实验结果表明,硅钙合金对铁液脱砷产物是Ca3As2。[S]优先于[As]与硅钙合金反应,温度升高,脱砷反应平衡常数减小;10kg感应炉上实验结果表明,65％硅钙合金－35％CaF2熔剂,对铁液和钢液脱砷率可分别为30％－78％和30％－58％。     

从铜阳极泥中回收和制备碲粉

以铜阳极泥氧化硫酸浸出得到的含碲溶液为原料,经电解除铜、二氧化硫还原沉碲、亚硫酸钠洗涤除硒、盐酸洗涤除铜和砷等工序,可以得到碲品位99.75%的碲粉。     

从难处理贵金属酸泥中分离回收硒和碲

提出从贵金属酸泥中分离硒和碲的工艺。采用碱浸出时碲的浸出率能够达到77.7%,硒的浸出率为38.78%;中和过程中中和渣含碲72.88%,碲的沉淀率达到98%,硒的浸出率仅为4.3%,还原过程中还原效率达到99%以上,产出粗硒含硒81.55%。     

砷共沉淀-电感耦合等离子体原子发射光谱法测定金精矿中硒和碲

采用硝酸-盐酸-高氯酸分解样品,以2.0 mL 1.0 mg/mL砷溶液作为聚集剂,滴加250 g/L氯化亚锡溶液和加入次亚磷酸钠(固体)作为还原剂,将溶液中硒、碲、砷还原成单质而共沉淀,再用硝酸-高氯酸溶解过滤后的沉淀,选择Se 196.090{171} nm和Te 214.281{157} nm为分析线,建立了电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定金精矿样品中砷和碲的方法。实验表明:砷共沉淀法可将硒、碲与样品中大部分干扰元素(银、铅、锌、硅、钙、镁、铝和铁等)分离,避免了基体的干扰;虽然金精矿中的金在共沉淀的过程中会被还原而部分析出,但干扰试验表明,与硒、碲元素同时从基体溶液中分离出来的金对测定的干扰可忽略。在选定的实验条件下,硒和碲的质量浓度在0.5～2.0 μg/mL范围内与其发射强度呈良好的线性关系,硒、碲校准曲线的线性相关系数(r)分别为0.999 2和0.999 1;方法中硒和碲的检出限分别为1.40和4.23 μg/g。按照实验方法测定金精矿实际样品中硒和碲,结果与分光光度法的测定值相吻合,相对标准偏差(RSD,n=8)分别为2.0%～2.4%和3.1%～3.3%。     

铂把精矿预处理脱硒碲试验研究

对由铜阳极泥产出的铂钯精矿,采用氧化焙烧--碱浸--酸浸预处理工艺除去硒碲,富集金铂钯,确定了最佳工艺条件.硒、碲脱除率分别达到98.53 %、95.27 %,浸出渣中碲质量分数为5.18 %、硒质童分数为0.29 %,为后续工序分离提纯贵金属创造了有利条件.     

共沉淀分离-电感耦合等离子体质谱法测定多金属矿石中硒和碲

多金属矿石样品具有基体复杂的特点,硒、碲元素在自然界的丰度低,若不对其进行有效的前处理,直接分解样品进行测量,会使得测定结果不准确及造成仪器污染。实验先采用硝酸-氢氟酸-高氯酸分解多金属矿石样品,然后在盐酸介质中,以铜盐为接触剂,用次亚磷酸钠将砷、硒和碲还原成单质后共沉淀,实现了硒和碲与其他元素的分离,消除了基体效应,再采用热硝酸溶解沉淀,采用电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)进行测定,建立了测定多金属矿石中硒和碲的方法。结果表明,选择铯(¹³³Cs)为内标校正基体效应和仪器信号的波动与漂移,硒、碲元素的校准曲线相关系数可达0.999,检出限分别为0.004、0.003 ng/mL。将实验方法应用于测定多金属矿石实际样品,测定结果与氢化物发生-原子荧光光谱法(HG-AFS)基本一致。将方法应用于测定多金属矿石标准物质,硒、碲的测定值与认定值吻合,硒和碲的相对标准偏差(RSD,n=7)分别为1.2%~8.5%,1.1%~6.2%。     

铜阳极泥加压浸出液中硒碲分离的研究

先通过脱除铜阳极泥加压浸出液中大部分的铜离子,再进行分步还原分离硒、碲,进而达到高效分离硒、碲的目的,硒、碲分离率＞98%。该方法解决了铜阳极泥加压浸出液在沉硒过程中硒不能完全沉淀、影响硒的直收率指标、后续沉碲尾料中硒含量偏高不利于碲精炼提取的问题。     

氢化物发生-原子荧光光谱法测定精碲中微量砷

提出了一种氢化物发生-原子荧光光谱法测定精碲中微量砷的方法。用硝酸溶解样品,氢氧化钾和盐酸调节溶液酸度至pH 5.5~6.5,碲水解沉淀析出。除去了大量基体后,溶液中碲量少于50μg/mL。在盐酸介质中用硫脲-抗坏血酸将砷(预还原为砷(Ⅲ),以标准加入法绘制校准曲线,氢化物发生-原子荧光光谱法测定砷量。方法的检出限为0.02μg/L,砷量在0.02~40μg/L范围内有良好的线性关系。方法操作简便、快速,应用于精碲中痕量砷的测定,测定结果与正戊醇萃取砷钼蓝分光光度法的结果相符,相对标准偏差为4.2%~8.5%,样品的加标回收率在93%~104%之间。     

快速除砷除硒炼锑新工艺

介绍了快速除砷除硒炼锑新工艺,用由多种化工原料配制而成的除砷除硒剂取代纯碱和铝粉,除杂效率高,锑火法精炼成本大大降低.     

ICP-AES测定酸泥中硒碲含量

研究建立了王水溶样—电感耦合等离子体原子发射光谱测定酸泥中硒、碲含量的分析方法,通过实验对仪器工作参数、分析线的选择等进行了研究,确定了合适的分析线和仪器分析条件,并对本方法进行了精密度和准确度实验。实验结果显示,硒的相对标准偏差(RSD,n=7)为1.40%~1.67%,加标回收率为99.4%~107.7%,碲的相对标准偏差(RSD,n=7)为1.82%~2.44%,加标回收率为95.0%~104.0%,满足样品中硒、碲分析测定要求。     

分碲液处理工艺研究

针对分碲液中碲与锡、铅、硒等杂质元素的不同特性，通过研究提出新工艺流程，并确定较佳的工艺参数。实践表明，新工艺流程可以实现分碲液中的锡、铅、硒元素有效脱除，杂质脱除效果明显。