从砷锑烟尘中回收锑的试验研究

采用氯化—水解法从砷锑烟尘制取三氧化二锑,在砷锑烟尘经酸浸脱砷工序后,分别考察了水解时间、水解温度、稀释比对锑水解的影响和稀释比、氨水过量系数、反应时间及反应温度对氯氧锑脱氯的影响。结果表明,在稀释比为6∶1、温度为25℃和水解时间为1.5 h条件下水解,及在液固比为1.5∶1、反应温度为25℃、水解时间为0.5 h和氨水过量系数为1.5条件下脱氯,最后可得到砷锑烟尘中锑的回收率达到80.99%。     

高砷锑烟尘焙烧脱砷试验研究

高砷烟尘是铜、铅等冶金过程中产生的一种难处理副产物,回收其中有价金属之前,需要先脱砷。采用焙烧方法对高砷锑烟尘进行了脱砷预处理,考察了焙烧温度和焙烧时间对脱砷率的影响。结果表明:在焙烧温度550℃,焙烧时间120 min的条件下,采用流动空气,As、Pb的脱除率分别为41.51%和59.81%,需要进一步控制氧势以提高脱砷率。     

砷碱渣/高砷锑烟尘协同脱砷及有价金属回收

采用砷碱渣代替碳酸钠与高砷锑烟尘进行协同脱砷并回收其中的有价金属。将碳酸钠、低砷碱渣、高砷碱渣分别与高砷锑烟尘按一定比例混合,通过焙烧-浸出-过滤工艺得到含砷浸出液和有价金属富集渣。结果表明,当原料配比分别为m_碳酸钠∶m_{高砷锑烟尘}=0.8、m_低砷碱渣∶m_{高砷锑烟尘}=3.0、m_高砷碱渣∶m_{高砷锑烟尘}=1.0时,砷浸出率分别为97.5%、96.9%、99.2%; 铅、锑浸出损失少而富集于浸出渣中,渣中有价金属总含量大于68.7%,且浸出渣中砷含量小于1.0%。该工艺砷脱除率高、有价金属回收率高,证明将堆存的砷碱渣直接用作脱砷剂,可以实现以废治废、资源回收,有效降低脱砷成本。     

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。     

以精炼铋烟尘为原料冶炼锑工艺

以含砷精炼铋烟尘为原料, 采用盐酸浸出-水解-转化-还原熔炼工艺冶炼锑, 消除了其危害性并使其得到资源化。当固液比为1∶3, 反应时间为4 h, 反应温度为80 ℃, 盐酸用量为1.2倍理论量时, 盐酸浸出精炼铋烟尘, 锑浸出率可达99.5%。盐酸浸出液在稀释比为10∶1, 水解温度为25 ℃时, 水解1 h, 得到氯氧锑。氯氧锑在固液比为1∶1.6, 反应温度为25 ℃, 反应时间为1 h, 氨水用量为1.2倍理论用量时, 转化得到纯度为90.76%的三氧化二锑。实验探讨了三氧化二锑还原熔炼过程中温度、反应时间、还原剂无烟煤用量、熔剂碳酸钠用量对锑直收率的影响。当反应温度为1 100 ℃, 反应时间为45 min, 还原剂无烟煤用量和熔剂碳酸钠用量分别相当于三氧化二锑质量的4.9%和4.32%时, 还原熔炼所得金属锑含量为99.04%, 锑直收率达到93.2%。     

高砷铜烟尘中有价金属回收的实验研究

针对火法熔炼—湿法浸出工艺处理高砷铜烟尘有价金属回收率低,湿法浸出工艺处理高砷铜烟尘砷铁渣量大、会释放剧毒砷化氢气体的问题,采用低温硫化挥发的方法将砷与其他有价金属选择性地分离,实现了砷的去除和综合利用,砷以三氧化二砷产品的形式得以回收利用。挥发除砷后的焙砂采用加压硫酸浸出,浸出液中的铟采用P204萃取,反萃后利用锌粉置换得到海绵铟,萃铟后的浸出液采用锌粉置换得到海绵铜,锌通过浓缩的方式制成七水硫酸锌产品,锡铋铅入渣以铅冶炼原料得以回收。     

高砷铜烟尘中有价金属回收的试验研究

针对火法熔炼—湿法浸出工艺处理高砷铜烟尘有价金属回收率低,湿法浸出工艺处理高砷铜烟尘砷铁渣量大、会释放剧毒砷化氢气体的问题,采用低温硫化挥发的方法将砷与其他有价金属选择性地分离,实现了砷的去除和综合利用,砷以三氧化二砷产品的形式得以回收利用。挥发除砷后的焙砂采用加压硫酸浸出,铜、锌、铟大部分进入浸出液,锡、铋、铅入渣以铅冶炼原料得以回收。     

富砷锑矿石选矿研究与生产实践

研究辉锑矿与毒砂的浮选特性及其分选的药剂制度,提出了两种分选工艺,并列举了新近的研究成果。     

富砷锑金矿石浮选分离试验研究

对某富砷锑金矿石进行了浮选分离试验研究。在弱酸性条件下, 以硝酸铅作活化剂, 以丁基铵黑药作捕收剂, 采用浮锑抑砷工艺, 最终获得含锑63.18%、回收率95.05%的锑精矿和含金9.02 g/t、含砷9.32%、金回收率为65.06%、砷回收率为64.97%的金砷混合精矿。     

某锑矿综合回收白钨矿浮选试验研究

为了综合回收某锑矿脉内或近矿围岩中的白钨矿资源, 采用碳酸钠、水玻璃为调整抑制剂, 新型捕收剂E07为捕收剂, 采用常温浮选法, 在不改变锑浮选工艺的前提下选别白钨矿。通过小型闭路试验, 在获得锑精矿的基础上, 综合回收的白钨矿精矿WO₃品位70.08%, 回收率达到86.25%。     

直流电弧炉制备金属砷试验研究

采用直流电弧炉碳热还原三氧化二砷制备金属砷,原料三氧化二砷的纯度为98%。考察了炉盖温度、冷凝器温度以及还原剂的用量的影响因素。在试验条件:炉盖温度550～600℃,冷凝温度450℃±10℃,每小时进料2.5 kg的条件下,得到了纯度>95%的金属砷。分析了采用直流电弧炉碳热还原三氧化二砷能够得到金属砷,但金属砷纯度达不到99%以上的原因,提出了下一步试验的改进方向。     

金川冶炼烟气中硫资源的回收利用

金川集团有限公司镍铜冶炼中产生大量含硫烟气。1987年建成硫酸一车间用于回收硫资源,治理二氧化硫污染。之后,陆续建成了3个硫酸生产系统及1个亚硫酸钠生产系统。至2002年底,已经拥有硫酸500 kt/a、亚硫酸钠20 kt/a的生产能力,基本能满足对硫资源回收的需要。按照集团公司发展规划,目前开始建设500 kt/a的硫酸新系统,并对现有系统继续改造,扩大烟气利用量。作者对该公司硫酸生产发展前景和制约硫酸生产的因素进行分析。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

云南某高砷铜银矿石工艺矿物学研究

云南境内高砷铜(银)矿众多,为给该类型矿石的选冶研究提供参考,对某高砷铜银矿石开展了工艺矿物学研究。结果表明:(1)矿石构造主要为细脉浸染状、条带状、角砾状等构造;主要结构为他形—半自形—自形粒状、鳞片变晶、碎裂、交代残余等结构。(2)矿石中的金属矿物主要为黄铜矿、砷铁锑黝铜矿、毒砂、黄铁矿,硫铋铜矿、孔雀石少量,偶见蓝辉铜矿等;非金属矿物主要为石英、白(绢)云母、白云石、方解石、斜长石等。主要有用矿物为黄铜矿,其次为砷铁锑黝铜矿及硫铋铜矿;有害矿物主要为毒砂。(3)矿石属于高银硫化铜矿石,硫化铜占总铜的97.25%,94.07%的银分布在硫化铜矿物中,在浮铜过程中,银将随铜矿物的回收而得以综合回收。(4)黄铜矿、砷铁锑黝铜矿的嵌布粒度主要为0.01~0.1 mm,属细粒嵌布,对磨矿细度有一定要求。(5)矿石宜采用抑砷浮铜原则流程进行选矿,对含砷严重超标的铜银精矿宜采用焙烧或焙烧+湿法浸出的工艺进行降砷。     

扩散渗析法回收高砷污酸中硫酸的实验研究

扩散渗析法回收高砷污酸中硫酸具有良好的市场前景。本文主要考察实验室条件下静态扩散渗析中砷（Ⅲ）和硫酸的扩散渗析现象及通量、砷（Ⅲ）与硫酸之间的相互影响关系,该研究成果可为实际工业提供指导借鉴。结果表明：在3-15 %硫酸和1-3 g/L砷（Ⅲ）的浓度范围内,砷（Ⅲ）显示为定量扩散的特征,硫酸浓度对实验结果影响较小,砷（Ⅲ）通量增加幅度与初始砷（Ⅲ）浓度增加幅度基本一致,建立关联公式： （k≈7.0）,可以采用此参数预估砷（Ⅲ）泄漏;硫酸渗析系数随砷（Ⅲ）浓度增加而减少约5~25 %。综合本文实验数据,在24h静态扩散渗析基本稳定时硫酸的平均回收率约50 %,砷（Ⅲ）的平均泄漏率低于15 %。     

锑金精矿挥发特性及机理研究

研究了锑金精矿在氮气、氧气和一氧化碳三种气氛中的挥发特性, 通过综合分析Sb、S两种元素的挥发行为, 结合焙砂的微观形态分析, 研究了三种气氛中的挥发反应机理。结果表明, 锑金精矿在三种不同气氛下所发生的挥发反应各不相同。氮气气氛中, Sb₂S₃直接挥发;一氧化碳气氛中, 除部分Sb₂S₃直接挥发外, 还有一部分Sb₂S₃被还原成难挥发的金属Sb以熔融态的形式残留在焙砂中, 同时生成COS气态产物进入气相;氧气气氛中,Sb₂S₃被气相中的O₂氧化, 一部分生成难挥发的Sb₂O₄残留在焙砂中, 另一部分以Sb₂O₃的形态挥发进入气相。