高砷铅阳极泥水蒸气焙烧脱砷实验研究

针对目前工业上难处理的高砷铜阳极泥 ,作者提出在水蒸气气氛中焙烧脱砷的新工艺。实验主要对反应气氛、焙烧温度、焙烧时间等影响因素进行了系统考查。结果表明 ,在水蒸气气氛下焙烧高砷铅阳极泥 ,脱砷率≥ 87% ,焙砂含砷 <3% ,脱砷效果明显好于空气气氛。同时 ,通过XRD分析 ,对焙烧脱砷过程中的物相变化及反应机理进行了探讨。     

铅阳极泥湿法脱砷工艺研究

以2种不同成分的铅阳极泥为原料研究了氢氧化钠溶液循环浸出预脱砷工艺。考察了液固比、氢氧化钠浓度、浸出温度和浸出时间等因素对脱砷效果的影响,得出最佳工艺条件为:液固比10∶1、氢氧化钠浓度2.5 mol/L、浸出温度80℃、浸出时间8 h,该条件下砷的浸出率可达94%以上。进行了沉砷后液的循环浸出实验,结果表明,砷的浸出率为94.41%,浸出液循环使用对脱砷效果没有影响。     

高砷硫化金矿真空脱砷工艺考察

用真空脱砷法处理湖南黄金洞金矿的高砷硫化金精矿,考察了溫度和残压对脱砷率的影响,分析冷凝物形态,提出了最佳脱砷条件。最后用硫脲浸金对脱砷效果作验证。     

铅阳极泥脱砷预处理研究

采用氢氧化钠溶液循环浸出法对铅阳极泥进行预脱砷,考察了液固比、氢氧化钠浓度、浸出温度和浸出时间对脱砷效果的影响;在液固比10∶1、氢氧化钠浓度2.5 mol/L、浸出温度80℃、浸出时间8 h的条件下,砷的浸出率可达94%以上;含砷浸出液经硫化钠沉砷后可返回浸出工序循环使用,硫化钠与砷质量比为3∶1时,沉砷率可达88%以上,同时回用浸出工序后,砷浸出率达94%以上,浸出液循环使用对脱砷没有影响。     

含碳砷金精矿焙烧浸出工艺的研究

通过对含碳、砷浮选金精矿的配比焙烧试验，进一步探讨二者比例关系的最佳结合点，在提高含碳、砷难选金相矿的选矿回收率方面做出了大胆的尝试，并取得了一定的成果。     

含砷铁矿石脱砷过程的热力学

采用HSC Chemistry 5.0热力学分析软件研究不同气氛和温度条件对华南含砷铁矿石中砷平衡组成及脱砷率的影响,并结合实验进行验证.结果表明:在惰性气氛中,增加Ar及初始As含量能降低体系的O2分压、提高脱砷率；在还原性气氛中,铁矿石脱砷体系气氛需要适宜的CO含量.当CO含量较高时,O2及CO2能削弱体系的强还原性气氛,促进脱砷；当CO含量较低时,O2的存在不利于脱砷,但CO2的影响微弱.不论在何种气氛中,提高温度均有利于脱砷,实验结果与热力学分析结果基本吻合.在氧化性气氛或强还原性气氛中,由于受动力学条件的限制,仍能获得一定的脱砷率.     

砷钴矿真空蒸馏脱砷研究

研究了砷钴矿真空蒸馏脱砷的可行性和规律性,考查了温度、残压、时间、粒径等因素对砷挥发率的影响,并进行了公斤级的扩大实验。实验表明:真空蒸馏是对砷钻矿进行脱砷的有效方法。在适当的条件下砷挥发率达89%~95%,粗砷品位达76wt.-%~97wt.-%。对粗砷进行真空重蒸馏,可获得品位为99.7wt.-%的元素砷。     

含砷硫难处理金矿石选冶工艺研究

对含砷，硫金矿的矿石性质以及主要矿物的嵌布特性，金的提取工艺进行了研究和比较，采用常规提金工艺流程以及达到理想的指标，而采用浮选法选出浮选精进行焙烧，焙砂及浮尾再用ＮａＯＨ处理后进行全泥氰化的选冶工艺流程，能获得较好的选冶技术指标，金浸出率可达８５％以上。     

砷抑制黄铜脱锌的机理研究

采用浸泡法、电化学和表面分析技术研究了砷对 H62和 H68黄铜脱锌的抑制作用。合金元素砷对两种黄铜有抑制作用.脱锌深厦 D 与含砷量 C 有如下经验关系:D=D/(I BC~n)。电镀砷抑制效果不如合金砷,溶液中砷离子对脱锌无影响。XPS 确定含砷黄铜腐蚀产物膜组成为 CuCl。合金砷的作用可能是改变阴伋反应过电位,有利于黄铜表面生成 CuCl 保护膜。     

含碳砷金精矿加碳酸钠氧化焙烧

将黄铁矿、砷黄铁矿和含砷金精矿与碳酸钠和碳混合,进行了氧化焙烧的理论分析和试验研究。结果表明,在７２３～９７３Ｋ温度范围内,黄铁矿和砷黄铁矿中的硫和砷氧化生成非挥发水溶性硫酸钠和砷酸钠。当用水浸出焙砂时,砷和硫全部转入溶液中。水浸渣用二氧化硫气体处理后,用氰化法浸出残渣,可使金的回收率达９５．５％～９６％。     

含硫砷金矿一段焙烧脱除硫和砷的热力学研究

采用热力学软件FactSage7.0研究了某含硫砷金矿焙烧的热力学行为,探索一段焙烧脱除硫和砷的可行性。模拟结果表明,在较窄的氧含量范围内,可在较宽温度范围内实现硫、砷的一段焙烧脱除;氧含量过高时,改变焙烧温度不能实现硫和砷的同时脱除;通过添加适量的碳、或通入一氧化碳,可还原硫酸盐和砷酸盐,提高硫和砷的一段焙烧脱除率。     

采用控制氧化焙烧过滤法从铜精矿中提取砷（英文）

为了更高效处理含砷铜精矿,砷可以通过高温过滤尘土和低温分离冷凝氧化砷2个步骤进行提取。焙烧环境中的氧含量对精矿中的残余砷含量有重要影响。当氧含量较高时,形成的砷酸盐残留在精矿中。当氧含量较低时,形成的硫化砷会堵塞滤饼残。在700℃、氧含量为4%(体积分数)的条件下焙烧,得到精矿的残余砷含量最低,由11.8%降低到0.34%(质量分数)。在中试实验中,可通过控制进料速度间接控制氧含量,能将残余砷含量降低到0.48%(质量分数),同时,回收的As₂O₃纯度可以达到99.17%(质量分数)。基于砷在不同氧含量下形态变化的机理,提出控氧焙烧与两次过滤的新工艺,并且成功运用于中试,使铜精矿中的残余砷含量低于中国精矿矿物含砷量标准(0.5%(质量分数))。     

铝电解燃气焙烧工艺与焦粒焙烧工艺的对比

本论文对铝电解槽燃气焙烧工艺和焦粒焙烧工艺进行研究,通过工业试验对铝电解槽焙烧过程中电解槽炉膛、阴极钢棒、炉底等位置的温度变化对比分析,就两种工艺对电解槽焙烧质量、节能降碳、自动化控制等方面的影响进行总结,得出采用燃气焙烧工艺替代传统焦粒焙烧工艺的结论。     

高砷焊锡真空蒸馏脱铅砷

研究了真空蒸馏法处理高砷焊锡,探讨了温度、真空度和蒸馏时间对蒸馏过程的影响。结果表明:在温度为1151℃,真空度为13.33～26.66 Pa,蒸馏时间为60 min 的条件下,脱砷率达94.09%,脱铅率超过99%,所得粗锡的含锡量在98 wt.-%以上。     

二段脱铜液还原结晶法脱砷新工艺

对铜电解液脱砷方法进行研究,提出以二段脱铜液为原料,采用SO2还原结晶法脱砷新工艺。在二段脱铜液中通入SO2,将其中的As(Ⅴ)还原成As(Ⅲ),还原后的溶液通过蒸发结晶析出As2O3,达到二段脱铜液脱砷的目的。结果表明:当As(Ⅴ)浓度为12.41 g/L、H2SO4浓度为253.00 g/L、反应温度为60℃时,向二段脱铜液中通入SO290 min后静置90 min,二段脱铜液中As(Ⅴ)的还原率达到94.54%。还原后的溶液进行蒸发结晶,当蒸发前与结晶后的体积比(V0:V1)为3.5时,砷的脱除率达到91.33%,结晶产物为As2O3。与传统脱砷工艺相比,新工艺具有操作简单、成本低廉及砷的脱除效果明显等优势。     

氢氧化钠浸出含砷金矿中砷

随着易处理金矿的减少,含砷金矿已成为金提取的重要资源,但砷对金浸出有不利影响,需要在浸金之前进行去除。进行了氢氧化钠溶液浸出金矿中砷的研究,考察了浸出时间、氢氧化钠用量及液固比等因素对金矿中砷浸出的影响。氢氧化钠溶液可以将金矿中的Fe As S及As S分解为Fe S2和As2O3,通过正交实验及单因素实验获得了较优的砷浸出条件。在温度100℃、氢氧化钠用量500 kg/t、浸出时间2.5 h、液固比5:1的条件下,砷的浸出率达到80.10%。     

全湿法工艺处理砷铜渣的试验研究

针对铜电解净化生产工艺中产生的砷铜渣,采用加压浸出、浸出液净化的处理工艺,使铜成为半成品进入下一道工序,整个过程铜浸出率98%左右,砷浸出率95%左右,锑铋大部分进入渣中,渣率约3%～5%;浸出液净化后含砷在1g/L以下,砷以砷酸钙形式开路。     

高温焙烧高钛渣工艺的试验研究

以云南地区钛铁矿富集得到的高钛渣为原料,置于加热装置内焙烧,在1000℃下加热处理20min,利用XRD、SEM研究了高温焙烧对高钛渣相组成和微观结构的影响.结果表明:在高温条件下高钛渣中的锐铁型TiO2转化为金红石型TiO2.提出了一种高温焙烧高钛渣的新工艺,从生产源头消除了对环境的污染,实现钛资源的可持续发展.     

高硫、高砷难选金精矿的处理

通过对比试验确定了该高硫、高砷难选金精矿的最佳处理方法—焙烧氧化法。     

砷酸铜制备工艺过程热力学分析

绘制了Cu-As-H2O系电位－pH图、不同As浓度下lg[Cu]T[As]T)-pH图以及Fe-As(V)-H2O系lg[Fe]T-pH图等,分析了由墨铜渣制备胂酸铜过程的热力学。酸性氧化浸出可同时浸出Cu和As,pH＝2左右脱脱铁率可达99％以上。铜砷比和pH值的不同,可以得到不同形式的砷酸铜;CuHAsO4,Cu2AsO4OH,Cu5H2(AsO4)。在胂酸铜制备工艺条件下,所得砷酸铜分子式为Cu5H2(AsO4)4。热力学分析结果与XRD相一致。