新疆某伴生铜钴矿降砷回收工艺研究

对新疆某含砷低品位铜钴矿进行了降砷选矿工艺试验研究,并对伴生钴进行了富集回收探索研究。通过流程及浮选药剂条件试验,确定在-74μm 80%的磨矿细度条件下,采用优先浮选铜、抑制剂抑砷、尾矿回收伴生钴工艺,得到了铜品位24.29%、铜回收率83.16%、As品位低于3‰的铜精矿产品,得到钴品位4.72‰、回收率58.04%的钴硫精矿产品。     

某高砷硫精矿砷硫分离技术研究

对某被药剂污染过的高砷硫精矿进行了砷硫分离研究。采用脱药-浮选-磁选联合工艺, 选用砷矿物的高效抑制剂HB, 较好解决了硫砷分离的难题, 获得了硫精矿硫品位47.43%、含砷0.67%、硫回收率75.31%, 高铁硫精矿硫品位33.67%、硫回收率18.96%, 砷精矿砷品位37.86%、砷回收率89.42%的技术指标, 实现了高砷硫精矿资源化利用。     

高砷硫精矿除砷的研究

采用正交试验设计的方法,找出了高砷硫精矿降砷时所使用药剂的最优水平组合以及影响因素的主次。通过对砷矿物的有效抑制剂的筛选,对含砷高达2．003％的高砷硫精矿采用简单的一次粗选、二次精选开路流程,所得硫精矿含砷仅为0．48％,可以满足硫酸厂对原料的要求。同时铜在硫精矿中得到了综合回收,铜的回收率达到43％。     

高砷铅硫精矿铅砷分离试验研究

以河北某高砷铅硫粗精矿为研究对象,开展了铅砷分离研究,铅硫粗精矿经再磨,使用石灰和腐殖酸钠作砷抑制剂,采用“一粗两扫三精”浮选闭路工艺,可获得铅品位和铅回收率分别为76.12%和94.89%的铅精矿以及砷品位和砷回收率分别为11.89%和90.35%的砷硫精矿,实现了铅砷高效分离。     

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

采用硫砷依次优先浮选、再磁选的流程,在酸性条件下对某含砷高硫难处理金矿进行硫砷分离.通过闭路试验,得到了高质量的硫精矿和含金砷精矿,实现了硫砷的有效分离,提高了金的回收率.     

某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65％的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究.采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺,在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526,有效降低金粗精矿中砷含量,获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83％、砷含量2.82％、砷回收率13.99％的金精矿和砷品位24.68％、砷回收率5...     

非洲某钴镍砷化矿选矿试验研究

非洲某钴镍砷化矿含镍3.05%、含钴0.23%,在完成矿石工艺矿物学研究的基础上,针对性地拟定了跳汰重选—浮选的试验原则流程,试验研究表明,该镍钴矿经过跳汰预抛尾、1粗3扫2精、中矿顺序返回浮选,可以获得镍品位为26.44%、钴品位为1.54%、镍回收率88.53%、钴回收率75.87%的镍钴综合精矿。     

非洲某钴镍砷化矿选矿试验研究

非洲某钴镍砷化矿含镍3.05%、含钴0.23%,在完成矿石工艺矿物学研究的基础上,针对性地拟定了跳汰重选-浮选的试验原则流程,试验研究表明,该镍钴矿经过跳汰预抛尾、1粗3扫2精、中矿顺序返回浮选,可以获得镍品位为26.44%、钴品位为1.54%、镍回收率88.53%、钴回收率75.87%的镍钴综合精矿。     

江西某地钴银矿冶金试验研究

以某低品位钴银矿浮选精矿为原料,在湿法提取冶金过程中先将砷固留在焙砂中,然后采用适宜的脱砷剂将其从浸出液中除去。用硫化法净化浸出液中的重金属离子,用萃取法分离镍、钴,最后用合格的含钴溶液帛取草酸钴产品。而银存留于浸出渣中待回收。     

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。     

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。     

云锡高砷高硫尾矿中有价元素的综合回收

云南个旧地区锡精选厂排出的高砷高硫尾矿中含砷、硫、锡等多种有价元素，其中的砷是造成污染的祸首，却又是物料中价值最高的。为综合回收利用该尾矿资源，减轻环境污染，研究了加药预处理后硫砷分离、焙烧提炼白砷、烧渣选锡的组合工艺。在小型试验取得良好指标的基础上，工业试生产273d，获利税216．3865万元。     

白音乌拉煤田煤中砷含量及赋存特征探讨

通过对白音乌拉煤田勘探的煤芯煤样测试数据的统计分析,初步探讨了煤中砷的含量特征、赋存状态以及成因,结果表明:白音乌拉煤田煤中砷含量平均值达到了36.59μg/g,是中国煤中砷含量平均值的9.65倍,高度富集,属于四级含砷煤;煤中砷的含量与煤中无机的硫化物及黄铁矿关系密切,表明砷元素可能与煤中硫化物及黄铁矿结合的形式存在,另外与有机质结合也可能是煤中砷的重要赋存形式;目前的脱除技术对无机状态赋存的砷效果较好,而对与有机质结合的砷元素脱除效果不佳。     

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。     

河南某金矿石金砷浮选分离试验研究

河南某金矿石含金2.00 g/t，含砷1.24%，属高砷难处理金矿石。对该矿石采用石灰控制矿浆pH为抑制砷矿物所需的碱性，同时加入保护剂LA破坏金载体矿物黄铁矿表面因碱性条件而生成的氧化亲水膜，成功实现了金砷浮选分离，闭路试验所得金精矿金品位达68.00 g/t，金回收率达78.43%，砷含量仅为0.37%。机理分析表明，对于金载体矿物是硫矿物的含砷金矿石，由于砷矿物和硫矿物热力学稳定性的差异，在碱性条件下，通过加入保护剂LA破坏硫矿物表面的亲水氧化膜，实现金砷分离在理论是可行的，从而为试验结果提供了理论依据。     

铜冶炼污酸二级硫化分步除铜、砷工艺研究

为从污酸中二级硫化分步除铜、砷,以湖南某铜冶炼企业污酸为研究对象,在硫化沉淀理论指导下,考察了氧化还原电位(ORP)、硫化剂种类对污酸中铜、砷去除效率的影响。结果表明: 通过控制ORP可以优先选择性硫化沉淀铜。以H₂S为硫化剂,一级ORP为245 mV,二级ORP为10 mV,硫化沉淀后污酸中铜、砷含量分别为0.03 mg/L和0.22 mg/L; 而铜渣中铜、砷含量分别为3.09%和15.9%,砷渣中铜、砷含量分别为0.03%和23.90%,实现了二级硫化分步从污酸中除铜、砷。     

流化床煤燃烧过程中砷析出特性研究

通过流化床燃烧实验，研究了煤燃烧过程中砷的析出特性，并根据煤的浮-沉试验探讨了煤中砷的赋存形态.结果表明：砷析出率随燃烧温度的升高而增加，在600~700 ℃时，燃烧温度对砷析出率的影响较小， 700~900 ℃是砷析出的主要温度范围且燃烧温度对砷析出率的影响显著；砷析出率随燃烧时间的增加而增大，但前10 min是砷析出的主要阶段；砷在煤中主要以有机态和无机态两种形式存在，无机砷主要赋存在黏土矿物和硫铁矿中，砷析出率随煤中有机砷比例的增加而增大.     

含砷酸性废水中砷的氧化过程研究

研究了含砷酸性废水中As(Ⅲ)的氧化过程,分析了As-H2O系E-p H图,采用电解产生的H2SO5对As(Ⅲ)进行氧化和电解,对硫酸-砷混合体系中的砷进行氧化。试验结果表明,三价砷的氧化电位高于0. 3 V,且低于氧气析出电位,随着pH值的增大,砷的氧化电位逐渐降低。电解电压选取6 V,在此条件下会产生过一硫酸,加入0. 5 g/L硫氰酸铵抑制析氧副反应的发生,提高电流效率。对比了相同条件下单纯利用电解产生的过一硫酸氧化As(Ⅲ)和电解氧化As(Ⅲ)的效果,发现电解氧化As(Ⅲ)的氧化率要高于单纯过一硫酸的氧化率,说明在利用较高电压电解氧化三价砷时,其实质是电化学氧化和电解产生的过一硫酸氧化共同作用的结果。