CN111996383A - 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 - Google Patents
一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN111996383A CN111996383A CN202010864430.3A CN202010864430A CN111996383A CN 111996383 A CN111996383 A CN 111996383A CN 202010864430 A CN202010864430 A CN 202010864430A CN 111996383 A CN111996383 A CN 111996383A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- arsenic
- slag
- copper slag
- copper
- sulfide
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G28/00—Compounds of arsenic
- C01G28/005—Oxides; Hydroxides; Oxyacids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0006—Preliminary treatment without modification of the copper constituent by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
- C22B30/04—Obtaining arsenic
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2002/00—Crystal-structural characteristics
- C01P2002/70—Crystal-structural characteristics defined by measured X-ray, neutron or electron diffraction data
- C01P2002/72—Crystal-structural characteristics defined by measured X-ray, neutron or electron diffraction data by d-values or two theta-values, e.g. as X-ray diagram
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,以黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,与铜渣混匀后,于惰性气氛下按1‑5℃/min的升温速率至1100‑1300℃下焙烧,得到含氧化砷和硫化砷的混合气体,然后向混合气体中通入空气,在800‑900℃下反应,氧化生成三氧化二砷和二氧化硫,最后经冷凝得到三氧化二砷产品。本发明以黄铁矿和硫化砷渣混合物料作为脱砷剂,可破坏铜渣中化学稳定性较高的含砷玻璃体结构,砷被还原为氧化砷和硫化砷释放,解决实际生产上高砷铜渣中砷与铜渣分离难的问题,实现砷的高效挥发以及定向收集,并达到以废治废的目的。
Description
技术领域
本发明属于火法冶金技术领域,涉及一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,利用黄铁矿和硫化砷渣混合物料作为脱砷剂提高高砷铜渣脱砷率,实现渣的无害化处理以及资源化利用。
背景技术
据估计,每年我国铜渣年产量超过2000万吨。在过去,我国通常将铜渣视为无用废物废弃在弃渣场,目前铜渣累计堆积量已超过一亿吨。然而,近年来,由于复杂难处理的物料日益增多,导致高砷复杂铜精矿进入铜熔炼系统,铜渣中砷含量也逐渐增大。利用传统方法堆存这些高砷积铜渣,不仅占用大量土地资源,还造成严重的环境污染和资源浪费问题。因此,铜渣的处理问题面临巨大挑战,必须对铜渣中的砷进行处理,并实现铜渣的资源化利用。实际上,在处理另外一种含砷固体废物-硫化砷渣,也面临此类问题。
据报道,硫化砷渣在氧气气氛下进行焙烧脱砷时,在600-900℃下就可脱除。而在惰性或者还原气氛中,低于500℃时不发生分解,高于500℃时可发生挥发反应。而当温度超过800℃后,硫化砷开始发生分解,产生硫蒸汽、砷蒸汽以及硫砷蒸汽。
铜渣的处理方法有火法、湿法以及火法-湿法联用。湿法除砷是其原理主要是将砷以Na3AsO3和Na3AsO4的形式浸出,使砷从固相转移进入浸出液中,之后分通过发浓缩结晶、石灰沉淀法、铁盐沉淀法、硫化钠沉淀法等方法分离富集砷。
火法-湿法联用工艺是高温处理过程中加入酸或碱,将含砷氧化物转化为盐,再通过水浸的方法将其转入浸出液中,再从浸出液中回收砷。这种方法虽然可以提高砷的选择性脱除,但回收的砷盐纯度不高,存在一定的污染问题。而且该工艺的生产能耗较高、试剂消耗量较大。相比之下,火法处理具有简单方便,流程短,经过脱砷后的铜渣可以直接外售,具有较高的经济效益。
现在回收砷的办法有很多,但大多数都运用在铜烟尘、铜电解液、阳极泥等方面,而且像铜冶炼的含砷烟尘中,砷主要以砷酸盐和氧化砷等独立含砷物相形式赋存,而高砷铜渣中的砷主要与矿物相结合,砷主要与磁铁矿、硅酸铁以及玻璃体等物相结合,即砷主要溶解在上述矿物相中(一般而言70%砷主要溶解在硅酸盐玻璃体中),这部分砷难以直接反应,其处理难度明显提高。
目前,在铜冶炼渣回收砷方面的研究较少,通常都是将高价砷先还原,例如可以利用低价氯化物沸点低的特点,采用SO2对溶液中的高砷进行还原,促使溶液体系中的高价砷转变为低价砷,然后再进行氯化-减压蒸发-水解处理系列操作,最终可以得到高纯度的氧化砷产品,但是这种方法流程长,工艺复杂;又如还可以通过添加碳粉可以将高价砷-还原成As(g)或As2O3(g),实现砷挥发去除;但碳还原存在显著缺陷,难以控制碳不与磁铁矿等含铁矿物反应,将其还原成金属铁,且容易与金属砷反应形成铁砷合金,进而抑制砷挥发。再如通过改变气氛促进渣中砷的挥发,在中性或者还原性气氛条件下可以将高价砷转变为As2(g)、As4(g)、As2O3(g)并挥发脱离,但是其处理效率低,铜渣中铁、砷被过还原与砷反应生成铁砷合金。
发明内容
针对现有高砷铜渣中砷与矿物相结合导致难以直接脱除的问题,本发明的目的旨在提供一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,以黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,于惰性气氛下,温度达到800℃以上时,硫化砷分解产生的硫基还原物质,与黄铁矿一起通过夺氧反应,联合破坏铜渣中化学稳定性较高的含砷玻璃体结构,促使砷被玻璃体网络结构游离释放后发生还原挥发反应,砷被还原为三氧化二砷和硫化砷,再经过氧化得到高纯度的氧化砷产品,解决实际生产中高砷铜渣中砷与铜渣分离难的问题,实现砷的高效挥发以及定向收集,并达到以废治废的目的。
为了实现上述技术目的,本发明采用如下技术方案:
一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,以黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,与铜渣混匀后,于惰性气氛下按1-5℃/min的升温速率至1100-1300℃下焙烧,得到含氧化砷和硫化砷的混合气体,然后向混合气体中通入空气,在800-900℃下反应,氧化生成三氧化二砷和二氧化硫,最后经冷凝得到三氧化二砷产品。
相对于现有技术采用的碱性物质、焦炭、煤等,本发明采用特定的脱砷剂黄铁矿搭配硫化砷渣对高砷铜渣进行脱砷,两者混合后,严格控制其升温速率,在一个相对缓慢地升温过程中,使得黄铁矿和硫化砷渣可以联合破坏高砷铜渣玻璃体结构,促使砷被玻璃体网络结构游离释放;然后在目标温度下焙烧,被游离释放的砷与黄铁矿和硫化砷分解产生的硫基还原物质发生还原反应,砷被还原为三氧化二砷和硫化砷挥发,然后通过空气氧化作用,将少部分硫化砷氧化为氧化砷,再经冷凝后实现定向收集。
优选的方案,所述铜渣为铜冶炼过程中产生的废渣或者中间渣,其中砷含量不低于0.3wt%。
优选的方案,黄铁矿和硫化砷渣的质量比为至少为1.5:1,进一步优选为1.5-2.5:1。发明人发现,不同的脱砷剂对高砷铜渣中砷挥发的影响较大。对比炭、铁、硫化钠、黄铁矿、硫化砷,发明人发现黄铁矿和硫化砷渣按照一定比例混合后挥发砷的效果最佳。
优选的方案,铜渣和脱砷剂均经过干燥,再粉碎至粒径小于2mm,混合均匀。
优选的方案,所述脱砷剂的质量占铜渣质量的比不低于8%。
更优选的方案,所述脱砷剂的质量占铜渣质量的比为8-10%,脱砷剂添加量越大越有利于硫基还原物质侵蚀并解聚铜渣中玻璃体砷;但是当搭配的脱砷剂添加量到达10wt%时,高砷铜渣中砷的挥发率已经接近最大值,继续添加,砷的挥发率增加不大且会显著增加处理成本。
优选的方案,所述的升温速率为1-3℃/min。发明人发现,当升温速率过快时,减少了黄铁矿和硫化砷渣分解产物与铜渣中玻璃体砷的反应时间,铜渣中化学稳定性较高的含砷玻璃体结构破坏不彻底,从而导致最终砷的挥发率降低。
优选的方案,焙烧温度为1200℃,焙烧时间为1-2h。发明人发现,硫基还原物质与渣中玻璃体砷的还原挥发反应主要发生在1100-1300℃温度区间内,且1200℃较优;若温度过低,该还原挥发反应受到抑制,砷的挥发率也随之降低。
优选的方案,冷凝温度为150~220℃。二氧化硫气体则采用常规工艺进行处理,如碱液吸收即可。
本发明的优势在于:
1、本发明采用特定的黄铁矿和硫化砷渣混合物料作为脱砷剂对高砷铜渣进行脱砷,其中,黄铁矿以及硫化砷分解产生的硫基还原物质通过夺氧反应可以破坏高砷铜渣玻璃体结构,促使砷被玻璃体网络结构游离释放;然后被游离释放的砷再与硫基还原物质发生还原反应,砷被还原为氧化砷和硫化砷挥发,再经氧化达到回收氧化砷以及降低铜熔渣中砷含量的目的。
2、本发明选取黄铁矿和硫化砷渣混合物料作为脱砷剂,黄铁矿可以促进铜渣中磁铁矿转变为硅酸铁,降低炉渣高温黏度,有利于渣中铜锍的沉降。而搭配硫化砷渣,不仅能够产生更多硫基还原物质,协同脱砷,且对渣型几乎没有影响。但是硫化砷分解会产生少部分硫砷蒸汽,因此需要对混合蒸汽进行氧化处理。
3、将含有硫化砷、硫蒸汽、二氧化硫和氧化砷的混合气体进行氧化处理,缓解了砷在治理过程中的环境压力,并且使砷硫分离,得到高纯度的氧化砷产品,与一般的湿法分离相比,简化流程,弱化工艺条件,有效的实现了砷硫的分离与综合利用。
附图说明
图1为实施例1中的采用不同脱砷剂的效果对比图。
图2为实施例2中得到的三氧化二砷产品,A为XRD图;B为产品实物图。
具体实施方式
为了更好的理解与实施,下面结合实施例详细说明本发明,以下实施例仅用于说明本发明,并不用来限制本发明的保护范围。
实施例1
本实例选用的是山东某铜冶炼厂熔炼之后的铜渣,其主要元素组成如表1,分别选取碳酸钠、碳、铁、硫化铜、黄铁矿、硫化砷渣、黄铁矿搭配硫化砷渣(质量比为7:3)作为脱砷剂,具体实施步骤如下:
表1山东某铜冶炼厂熔炼铜渣主要元素组成表(%)
元素 | Fe | Si | As | Cu | Pb | Ca | S | Zn |
含量(%) | 46.40 | 13.13 | 1.50 | 8.31 | 0.74 | 2.89 | 2.27 | 3.49 |
(1)分别取铜冶炼高砷熔炼渣和脱砷剂,低温烘干,分别破碎至粒径小于2mm,按照脱砷剂添加量为8wt%,将铜渣和脱砷剂混合均匀,得到混料;
(2)称取上述混料40g于氧化铝坩埚中,氮气保护下,将坩埚置于管式炉中,按3℃/min升温至1200℃,焙烧60min;
(3)焙烧过程中产生的混合烟气,通入空气气氛,以80mL/min的流速控制温度在850℃,反应完成后再通过空气冷却式冷凝器将温度降至150-220℃冷凝得到砷产品,二氧化硫气体用碱液吸收,处理后残渣可外售。不同脱砷剂的效果对比如图1所示,与其他脱砷剂相比,黄铁矿、硫化砷渣的脱砷率分别为84%和86.31%,高于碳、铁等脱砷剂,但都低于黄铁矿搭配硫化砷渣的混合物脱砷剂,其脱砷率高达97.57%。
实施例2
本实例选用的是山东某铜冶炼厂熔炼之后的铜渣,其主要元素组成同实施例1,选取黄铁矿搭配硫化砷渣(质量比为7:3)的混合物作为脱砷剂,硫化砷渣的主要元素组成如表2,具体实施步骤如下:
表2硫化砷渣主要元素组成表(%)
元素 | Fe | Si | As | Cu | Pb | Ca | S |
含量(%) | 0.25 | 0.12 | 43.67 | 1.58 | 0.12 | 0.33 | 39 |
(1)选取黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,分别取铜冶炼高砷熔炼渣和脱砷剂,低温烘干,分别破碎至粒径小于2mm,按照脱砷剂添加量为10wt%,其中黄铁矿添加量为7wt%,硫化砷渣添加量为3wt%,然后将铜渣和脱砷剂混合均匀,得到混料;
(2)称取上述混料40g于氧化铝坩埚中,氮气保护下,将坩埚置于管式炉中,按5℃/min升温至1100℃,焙烧60min;
(3)焙烧过程中产生的混合烟气,通入空气气氛,以80mL/min的流速控制温度在850℃,反应完成后再通过空气冷却式冷凝器将温度降至150-220℃冷凝得到砷产品,二氧化硫气体用碱液吸收,处理后残渣可外售。如图2所示,铜渣中的砷最后以三氧化二砷的形式冷凝回收,此时铜渣脱砷率为97.00%。
实施例3
本实例选用的是山东某铜冶炼厂熔炼之后的铜渣,其主要元素组成同实施例1,选取黄铁矿搭配硫化砷渣(质量比为7:3)的混合物作为脱砷剂,硫化砷渣的主要元素组成如表2,具体实施步骤如下:
(1)选取黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,分别取铜冶炼高砷熔炼渣和脱砷剂,低温烘干,分别破碎至粒径小于2mm,按照脱砷剂添加量为10wt%,其中黄铁矿添加量为7wt%,硫化砷渣添加量为3wt%,然后将铜渣和脱砷剂混合均匀,得到混料;
(2)称取上述混料40g于氧化铝坩埚中,氮气保护下,将坩埚置于管式炉中,按3℃/min升温至1200℃,焙烧90min;
(3)焙烧过程中产生的混合烟气,通入空气气氛,以80mL/min的流速控制温度在850℃,反应完成后再通过空气冷却式冷凝器将温度降至150-220℃冷凝得到砷产品,二氧化硫气体用碱液吸收,处理后残渣可外售。此时铜渣中的砷最后以三氧化二砷的形式冷凝回收,铜渣脱砷率为98.20%。
对比例1
本实例选用的是山东某铜冶炼厂熔炼之后的铜渣,其主要元素组成同实施例1,选取黄铁矿搭配硫化砷渣(质量比为3:7)的混合物作为脱砷剂,硫化砷渣的主要元素组成如表2,具体实施步骤如下:
(1)选取黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,分别取铜冶炼高砷熔炼渣和脱砷剂,低温烘干,分别破碎至粒径小于2mm,按照脱砷剂添加量为10wt%,其中黄铁矿添加量为3wt%,硫化砷渣添加量为7wt%,然后将铜渣和脱砷剂混合均匀,得到混料;
(2)称取上述混料40g于氧化铝坩埚中,氮气保护下,将坩埚置于管式炉中,按5℃/min升温至1200℃,焙烧60min;
(3)焙烧过程中产生的混合烟气,通入空气气氛,以80mL/min的流速控制温度在700℃,反应完成后再通过空气冷却式冷凝器将温度降至150-220℃冷凝得到砷产品,二氧化硫气体用碱液吸收,处理后残渣可外售。发现此时铜渣脱砷率为95.14%,但是回收的三氧化二砷产品中含有杂质。
对比例2
本实例选用的是山东某铜冶炼厂熔炼之后的铜渣,其主要元素组成同实施例1,选取黄铁矿搭配硫化砷渣(质量比为7:3)的混合物作为脱砷剂,硫化砷渣的主要元素组成如表2,具体实施步骤如下:
(1)选取黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,分别取铜冶炼高砷熔炼渣和脱砷剂,低温烘干,分别破碎至粒径小于2mm,按照脱砷剂添加量为10wt%,其中黄铁矿添加量为7wt%,硫化砷渣添加量为3wt%,然后将铜渣和脱砷剂混合均匀,得到混料;
(2)称取上述混料40g于氧化铝坩埚中,氮气保护下,将坩埚置于管式炉中,按5℃/min升温至900℃,焙烧60min;
(3)焙烧过程中产生的混合烟气,通入空气气氛,以80mL/min的流速控制温度在850℃,反应完成后再通过空气冷却式冷凝器将温度降至150-220℃冷凝得到砷产品,二氧化硫气体用碱液吸收,处理后残渣可外售。铜渣中的砷最后以三氧化二砷的形式冷凝回收,此时铜渣脱砷率72.06%。
对比例3
本实例选用的是山东某铜冶炼厂熔炼之后的铜渣,其主要元素组成同实施例1,选取黄铁矿搭配硫化砷渣的混合物作为脱砷剂,硫化砷渣的主要元素组成如表2,具体实施步骤如下:
(1)选取黄铁矿和硫化砷渣(质量比为7:3)的混合物料作为脱砷剂,分别取铜冶炼高砷熔炼渣和脱砷剂,低温烘干,分别破碎至粒径小于2mm,按照脱砷剂添加量为10wt%,其中黄铁矿添加量为7wt%,硫化砷渣添加量为3wt%,然后将铜渣和脱砷剂混合均匀,得到混料;
(2)称取上述混料40g于氧化铝坩埚中,氮气保护下,将坩埚置于管式炉中,按10℃/min升温至1200℃,焙烧60min;
(3)焙烧过程中产生的混合烟气,通入空气气氛,以80mL/min的流速控制温度在850℃,反应完成后再通过空气冷却式冷凝器将温度降至150-220℃冷凝得到砷产品,二氧化硫气体用碱液吸收,处理后残渣可外售。铜渣中的砷最后以三氧化二砷的形式冷凝回收,此时铜渣脱砷率90.6%。
Claims (9)
1.一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:以黄铁矿和硫化砷渣的混合物料作为脱砷剂,与铜渣混匀后,于惰性气氛下按1-5℃/min的升温速率至1100-1300℃下焙烧,得到含氧化砷和硫化砷的混合气体,然后向混合气体中通入空气,在800-900℃下反应,氧化生成三氧化二砷和二氧化硫,最后经冷凝得到三氧化二砷产品。
2.根据权利要求1所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述铜渣为铜冶炼过程中产生的废渣或者中间渣,其中砷含量不低于0.3wt%。
3.根据权利要求1所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述黄铁矿和硫化砷渣的质量比为至少为1.5:1。
4.根据权利要求3所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述黄铁矿和硫化砷渣的质量比为1.5-2.5:1。
5.根据权利要求1所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述脱砷剂的质量占铜渣质量的比不低于8%。
6.根据权利要求5所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述脱砷剂的质量占铜渣质量的比为8-10%。
7.根据权利要求1所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述的升温速率为1-3℃/min。
8.根据权利要求1所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述的焙烧温度为1200℃,焙烧时间为1-2h。
9.根据权利要求1所述的一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法,其特征在于:所述的冷凝温度为150~220℃。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202010864430.3A CN111996383B (zh) | 2020-08-25 | 2020-08-25 | 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202010864430.3A CN111996383B (zh) | 2020-08-25 | 2020-08-25 | 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN111996383A true CN111996383A (zh) | 2020-11-27 |
CN111996383B CN111996383B (zh) | 2022-01-25 |
Family
ID=73471078
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202010864430.3A Active CN111996383B (zh) | 2020-08-25 | 2020-08-25 | 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN111996383B (zh) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112811399A (zh) * | 2020-12-29 | 2021-05-18 | 耒阳市焱鑫有色金属有限公司 | 一种旋涡炉自热挥发含铼硫砷酸泥综合回收铼硫砷的工艺方法 |
CN113862493A (zh) * | 2021-09-27 | 2021-12-31 | 红河砷业有限责任公司 | 有色冶炼含砷物料协同处理与利用的方法 |
CN114410969A (zh) * | 2021-12-30 | 2022-04-29 | 济源豫光有色冶金设计研究院有限公司 | 一种从黑铜泥中分步回收铜、砷的方法 |
CN114752754A (zh) * | 2022-04-26 | 2022-07-15 | 昆明理工大学 | 一种从黑铜泥中脱除砷的方法 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4626279A (en) * | 1983-06-06 | 1986-12-02 | Boliden Aktiebolag | Method for processing copper smelting materials and the like containing high percentages of arsenic and/or antimony |
CN106222398A (zh) * | 2016-08-25 | 2016-12-14 | 北京矿冶研究总院 | 一种含砷物料焙烧深度脱砷的方法 |
CN108504872A (zh) * | 2018-04-16 | 2018-09-07 | 北京科技大学 | 一种综合处理白烟尘及硫化砷渣的方法 |
CN109321755A (zh) * | 2018-11-27 | 2019-02-12 | 中南大学 | 一种铜冶炼烟尘脱砷的方法 |
CN111004917A (zh) * | 2019-10-25 | 2020-04-14 | 湖南腾驰环保科技有限公司 | 一种硫化砷渣综合回收的工艺 |
CN111154984A (zh) * | 2020-01-19 | 2020-05-15 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 一种分离高铅高砷铜渣中的铅、砷、铜的方法 |
-
2020
- 2020-08-25 CN CN202010864430.3A patent/CN111996383B/zh active Active
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4626279A (en) * | 1983-06-06 | 1986-12-02 | Boliden Aktiebolag | Method for processing copper smelting materials and the like containing high percentages of arsenic and/or antimony |
CN106222398A (zh) * | 2016-08-25 | 2016-12-14 | 北京矿冶研究总院 | 一种含砷物料焙烧深度脱砷的方法 |
CN108504872A (zh) * | 2018-04-16 | 2018-09-07 | 北京科技大学 | 一种综合处理白烟尘及硫化砷渣的方法 |
CN109321755A (zh) * | 2018-11-27 | 2019-02-12 | 中南大学 | 一种铜冶炼烟尘脱砷的方法 |
CN111004917A (zh) * | 2019-10-25 | 2020-04-14 | 湖南腾驰环保科技有限公司 | 一种硫化砷渣综合回收的工艺 |
CN111154984A (zh) * | 2020-01-19 | 2020-05-15 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 一种分离高铅高砷铜渣中的铅、砷、铜的方法 |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112811399A (zh) * | 2020-12-29 | 2021-05-18 | 耒阳市焱鑫有色金属有限公司 | 一种旋涡炉自热挥发含铼硫砷酸泥综合回收铼硫砷的工艺方法 |
CN113862493A (zh) * | 2021-09-27 | 2021-12-31 | 红河砷业有限责任公司 | 有色冶炼含砷物料协同处理与利用的方法 |
CN114410969A (zh) * | 2021-12-30 | 2022-04-29 | 济源豫光有色冶金设计研究院有限公司 | 一种从黑铜泥中分步回收铜、砷的方法 |
CN114752754A (zh) * | 2022-04-26 | 2022-07-15 | 昆明理工大学 | 一种从黑铜泥中脱除砷的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN111996383B (zh) | 2022-01-25 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN111996383B (zh) | 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法 | |
CN109321755B (zh) | 一种铜冶炼烟尘脱砷的方法 | |
CN109110826B (zh) | 一种电池级硫酸镍的生产方法 | |
US4619814A (en) | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates | |
JP2016540891A (ja) | 銅処理方法 | |
CN110117723B (zh) | 一种富锗氧化锌烟尘浸出方法 | |
CN107445209A (zh) | 去除软锰矿浆浸出液中连二硫酸锰制备饱和硫酸锰浆液及硫酸锰的方法 | |
CN110029218B (zh) | 黄金矿山含氰尾矿渣综合利用方法 | |
CN110042255B (zh) | 一种多段控制气氛焙烧分离回收铜冶炼烟灰中有价金属的方法 | |
CN113088708A (zh) | 一种炼铜白烟尘与污酸资源化协同处理回收多金属的方法 | |
CN113528836B (zh) | 一种一步法分离回收酸泥中硒和汞的方法 | |
CN111235397A (zh) | 一种高效处理铜冶炼烟尘的工艺 | |
CN111926187A (zh) | 一种从酸泥中综合回收硒、汞、铅和银的方法 | |
CN108642306B (zh) | 一种石煤湿法提钒的方法 | |
CN111575502A (zh) | 一种从镍矿中提取镍元素的方法 | |
CN113862464B (zh) | 一种黑铜泥中铜及稀散金属回收的方法 | |
CN114231754A (zh) | 一种铜闪速熔炼工艺 | |
CN112941303B (zh) | 一种有色金属冶炼渣回收有价金属的方法 | |
CN106756038A (zh) | 一种从铜铅锌冶炼硫酸系统酸泥中分离硒汞的方法 | |
CN103820587A (zh) | 一种含砷富铁渣中挥发脱砷的方法 | |
CN115818586B (zh) | 一种汞硒酸泥与中和渣协同处理提取硒和汞的方法 | |
RU2627835C2 (ru) | Способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья | |
CN115011804B (zh) | 一种高砷锑铅阳极泥空气和水蒸汽协同焙烧脱砷方法 | |
CN115011803B (zh) | 一种高砷含锗中和渣还原转化焙烧脱砷方法 | |
Li et al. | Preparation of ZnSO4· 7H2O and separation of zinc from blast furnace sludge by leaching-purification-crystallization method |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |