湿法消解-火焰原子吸收光谱法测定铋精矿中银含量

由于铋精矿中含有大量的硫元素和硅元素,测定铋精矿中银的含量时,王水无法将其完全消解,导致样品溶解不完全,使得测量结果偏低。本研究采取在样品前处理加入高氯酸与氟化氢铵的方法来消解硫元素和硅酸盐化合物,然后采用火焰原子吸收光谱仪(AAS)测定铋精矿中银的含量,有效解决了铋精矿中较高的硫含量和硅含量对样品溶解及测定过程中的影响。试验过程中,采用2.0 mL高氯酸、0.2 g氟化氢铵、王水体系溶解铋精矿,在体积比20%HCl介质条件下,利用火焰原子吸收光谱仪测得铋精矿样品中的银含量,结果表明,本试验方法检出限为0.0066μg/mL,低于测定下限0.022μg/mL,表明本试验方法可行,能够满足铋精矿中银含量的测定要求;利用该方法测定样品中银含量,相对标准偏差(RSD,n=7)为0.20%~1.95%,加标回收率为97.7%~105.0%;综合元素干扰测定过程中没有产生明显的基体效应干扰。该方法适用于铋精矿中50.0~10000.0 g/t银的测定,为企业和检测机构开展铋精矿中银含量的测定提供了一种更为简便、实用性更强的分析检测方法。

铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液浸出提铋

以铜烟灰浸出铜、锌之后的酸浸渣为原料,采用NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出铋并制取氯氧铋。在浸出铋过程中,考察了时间、硫酸添加量、液固比、温度以及NaCl浓度对铋浸出效果的影响。结果表明:NaCl浓度、硫酸添加量、时间和液固比对铋浸出率有显著影响,铋浸出率分别随NaCl浓度的升高、硫酸添加量的增加、液固比的增大呈增大趋势,随浸出时间的延长呈先增加后降低的趋势,随浸出温度的变化不明显;在NaCl浓度300 g/L、3倍理论硫酸添加量、时间2 h、温度60℃、液固比4∶1的最佳浸铋工艺条件下,Bi的浸出率>99%,>99%的铅和锡进入浸出渣;将含铋浸出液在温度70~90℃、pH值2.5~3.0的条件下水解0.5 h,可获纯度>99%、形态均一的氯氧铋。铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出工艺高效、便捷,结果可为铋回收提供参考。

浓硫酸预氧化-浸出工艺处理铋渣

采用火法工艺处理铜、铅阳极泥时,在分银炉氧化精炼过程中会产生氧化渣,即铋渣,其中富含金、银、铜、铋。采用火法工艺处理铋渣,除铜工序采用硫化法或融析脱铜方法,存在生产成本高、能耗高问题,且铜渣会夹带金银,导致金银分散。现有采用湿法处理铋渣的工艺均存在含氯废水产生量大的问题,增加了废水处理成本。本文采用浓硫酸实现铋渣中氧化亚铜及单质铜的氧化,然后在稀硫酸的条件下分离铜、铋,浸出液经电积获得黑铜粉,浸出渣经转炉还原熔炼可获得粗铋。条件试验结果表明,在料酸比1:0.65、液固比5:1、反应温度75℃、反应时间1.5 h、搅拌速率250 r/min的条件下,铋渣浸出渣中铜的含量可降至0.1%以下,铋可以富集到46%以上。该方法在不产生含氯废水的条件下实现了铋渣中铜的开路,具有良好的经济与环保效益。

硫化铋精矿固硫焙烧-选矿联合工艺研究

文章提出一种硫化铋精矿固硫焙烧-选矿联合生产金属铋的工艺,以ZnO为固硫剂、碳粉为还原剂进行Bi_(2)S_(3)还原固硫焙烧,一步生成金属铋,后用重选分离。由热力学分析可知,温度升高有利于Bi2 S3发生还原固硫反应生成金属铋,加入碳粉和氧化锌量影响固硫效果和铋的生成;因此,开展了硫化铋和铋精矿的焙烧试验,经XRD和SEM检测表明,焙烧产物以硫化锌和金属铋为主,并形成了独立的颗粒,有利于后续选矿分离。该工艺具有能耗低、无低浓度SO_(2)产生等优点。

从钨冶炼渣中综合回收有价金属的试验研究

某钨冶炼渣中含有较多的钨、锡、钼、铋等金属元素,具有综合回收和利用价值。但试样中WO3主要存在于+37μm粒级,Sn主要存在于37～76μm粒级,Bi主要存在于19～76μm粒级、Mo相对分散.。针对这一特征,采用先浮钼,然后调低pH值浮硫化矿,之后采用硫化浮选的方法浮选渣中的氧化铋,接着浮选白钨,最后重选回收锡的工艺,获得的铋、钨、锡精矿主金属的品位分别为:8.34%、17.51%、35.39%,对应主金属回收率分别为:72.62%、53.23%、65.94%,取得了较好的结果。

软锰矿与硫化铋矿交互焙烧过程的热力学分析

提出利用软锰矿与低品位硫化铋矿交互焙烧反应可同时进行氧化锰的硫酸化焙烧和硫化铋的氧化焙烧2个焙烧过程从而实现二氧化硫的零排放的新工艺。首先从热力学角度并通过热重分析等手段在理论上论证新工艺的可行性。然后进行焙烧试验,研究物料配比n(MnO2)/n(S)对硫转化率及固硫率的影响。研究结果表明:软锰矿在交互焙烧过程中氧化锰转化成硫酸锰的固硫率非常高。当固定焙烧温度为923 K、焙烧时间为2 h和n(MnO2)/n(S)≥1.6时,固硫率大于99%,其硫转化率高达94%。原矿中铋在焙烧产物中主要以Bi2O3和Bi28O32(SO4)10形态存在,其他硫化物物相消失,表明在交互焙烧过程中硫化铋充分转化成氧化物。

硫酸溶液中的铋对铅酸蓄电池负极性能的影响

利用阴极极化、循环伏安和交流阻抗等电化学方法探讨了硫酸电解液中的铋对铅酸蓄电池负极性能的影响及其机理 .实验结果表明 ,在充电过程中 ,硫酸溶液中的铋 ( )离子会沉积到负极上 ,从而引起负极析氢过电位显著降低和充放电容量一定程度的下降 .铋的置换沉积使负极表面加快生成了 Pb SO4 膜 ,增厚的Pb SO4 膜对 H+ 、SO2 - 4离子的迁移可能起到了阻挡的作用 。

铋化合物极压抗磨性能及其硫-铋元素复合作用探讨

研究了环烷酸铋、石油磺酸铋、二烷基二硫代磷酸铋和硫代氨基甲酸铋4类含铋添加剂的极压抗磨性能,同时对铋金属元素与硫元素之间的极压抗磨复合效果进行了分析。结果表明,铋型添加剂具有良好的润滑性能,并与含硫添加剂之间具有良好的协同效应,添加剂化合物中同时存在硫、铋元素时也表现出了良好的复合效果。

硫掺杂橄榄状BiVO_4上可见光降解亚甲基蓝和甲醛水溶液性能(英文)

在无和有S源(Na2S或硫脲)存在的条件下, 采用十二胺辅助的醇-水热法制备了多孔单斜晶相结构的BiVO4-δ和不同含量S掺杂的BiVO4-δ光催化剂. 利用多种手段表征了催化材料的物化性质, 评价了它们在可见光照射下催化降解亚甲基蓝或甲醛的反应活性. 结果表明, 所制光催化剂为单斜白钨矿晶相结构, 具有多孔橄榄状形貌, 比表面积为8.4-12.5 m2/g, 带隙能为2.40-2.48 eV.在S掺杂BiVO4 表面同时含有Bi5+, Bi4+, V5+和V4+物种. S掺杂对BiVO4-δ光催化剂的活性影响很大. 在可见光下照射下, BiVO4-δS0.08光催化剂对亚甲基蓝和甲醛降解反应显示出最高的光催化活性, 这与其较高的表面氧物种浓度和较低的带隙能相关.

铋/硫掺杂活性炭的制备及其催化还原对硝基苯酚的活性

以硫掺杂的活性炭(AC)为载体,用浸渍法制备了Bi/AC-S催化剂。用X-射线衍射仪(XRD)、傅里叶变换红外光谱仪(FT-IR)和热重分析仪(TGA)对催化剂进行了表征。结果表明硫主要以单质的形式均匀分散在AC中。测试了几种含硫量不同的催化剂的性能,以掺杂硫的AC为载体制备的催化剂活性和重复性均有明显提高,其中含硫量为8%的催化剂Bi/AC-8%S性能较好,重复使用8次活性基本不变。进一步考察硼氢化钠用量对反应的影响。在下列反应条件下:100 m L 2 mmol.L^(-1)的4-NP溶液,0.03 g Bi/8%S-AC,n(硼氢化钠)∶n(4-NP)=30∶1,反应温度为30℃,测定反应速率常数k为0.934 min^(-1)。

氢化物发生-原子荧光光谱法测定硫磺中微量铋

本文建立了氢化物发生-原子荧光光谱法直接测定硫磺中微量铋的方法。为避免硫磺样品分解时使用大量的强酸和有毒试剂,采用微波消解,以HNO3-H2O2作为消化试剂,能够完全将硫磺消解,制备的溶液直接进行原子荧光光谱法测定铋。实验中对影响仪器测定的条件如负高压、灯电流、原子化高度进行了优化,并对载气、屏蔽气、硼氢化钾、酸度介质的影响进行了探讨。方法的检出限为0.023ng/mL,对升华硫磺、食品级硫磺、工业硫磺3种类型样品进行了精密度和回收率试验,回收率在96%～106%,相对标准偏差为0.92%～4.5%(n=7)。方法满足硫磺样品中微量铋的测定,并且避免了废气对环境的污染。

辉碲铋矿单矿物的化学分析

辉碲铋矿物经ＨＮＯ＿３－ＫＣＩＯ＿３溶解，用火焰原子吸收法或乙二胺四乙酸二钠络合滴定法测定Ｂｉ，火焰原子吸收法测定Ｔｅ、Ｆｅ、Ｃｕ，３，３＇二氨基联苯胺光度法测定Ｓｅ，硫酸钡重量法测定Ｓ。其结果与矿物化学成分理论值十分接近，主、次量元素平步青云行测定６次，其ＲＳＤ小于０．８％，痕量元素ＲＳＤ（ｎ＝６）小于１０％。

新显色剂间碘偶氮氯膦与铋的显色反应

本文较系统地研究了新显色剂２－（４－氯－２－膦酸基苯偶氮）－７－（３－碘苯偶氮）－１，８－二羟基－３，６－萘二磺酸（间碘偶氮氯膦）与铋的显色反应分光光度法测定铋。在硝酸和磷酸的混酸介质中，间碘偶氮氯膦与铋形成２：１的深色配合物：最大吸收波长在６８０ｎｍ，摩尔吸光系数为１．４８×１０￣５Ｌ·ｍｏｌ￣（－１）·ｃｍ￣（－１），该方法操作简便，灵敏度高，Ｂｉ（Ⅲ）在０～１８μｇ／２５ｍＬ范围内符合比尔定律，用拟定的方法测定了可锻铸铁中的微量铋，结果令人满意。

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定低碳高硫钢中铋的含量

采用电感耦合等离子体原子发射光谱法测定某低碳高硫钢中的铋含量。通过实验探讨了钢中基体元素及共存元素对铋元素分析谱线的光谱干扰情况,确定了合适的分析谱线和背景校正方法,铋元素的分析谱线为223.061 nm。根据某低碳高硫钢中铋元素含量范围,合成系列标准溶液,建立工作曲线,工作曲线的线性范围为0.01%～0.50%,线性相关系数r=0.999 8,方法检出限为0.002 79%,测量结果的相对标准偏差小于2.7%,加标回收率为98.2%～101.2%。

某多金属矿重选中矿分选试验

为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明:试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮—摇床重选选铋—抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。

高硫含铋渣中铋的回收工艺优化

通过对高硫含铋渣中回收铋方法进行研究。试验表明,通过对高硫含铋渣中铜进行转型预处理,能使后续铜、铋有效分离,且工艺简单,生产成本低。转型预处理铋浸出率0.38%,铜转型率96.21%,铜基本残留在渣相中。盐酸浸铋工序脱硫率98.14%,铋浸出率95.47%,铜脱除率98.21%,实现了铋的较好回收。

云南某锡矿硫精矿中影响铜、铋选矿指标的矿物学因素研究

云南某锡矿硫精矿中铜品位为0.63%,铋品位为0.08%,具有综合回收的价值,但长期无法得到利用。通过工艺矿物学研究查明了影响铜、铋选矿指标的矿物学因素。研究结果表明,主要的铜矿物为黄铜矿,铋矿物包括自然铋和辉铋矿。黄铜矿的粒度粗但解离度低,需要进一步解离后才可能获得合格的铜精矿;铋矿物的原生粒度极细,是影响铋回收的主要原因。

柿竹园钼铋硫无氰回收新工艺工业化应用研究

以柿竹园东波选厂无水玻璃钼铋硫全浮精矿为研究对象,使用抑制剂T-706替代氰化钠,进行了无氰钼铋混合浮选-钼铋分离新工艺小型试验及工业化应用研究。结果表明,使用T-706替代氰化钠,取得了较好的试验指标,钼铋一粗三精三扫混合浮选、一粗五精三扫钼铋分离小型试验获得了钼品位47.32%、回收率93.45%、含铋0.98%的钼精矿,铋品位29.27%、回收率94.35%、含钼0.96%的铋精矿,以及硫品位35.98%的硫精矿;工业试验获得了平均钼品位46.28%、回收率80.84%的钼精矿和平均铋品位29.05%、回收率68.09%的铋精矿,实现了柿竹园东波选厂钼铋硫高效回收。

铜阳极泥定向脱除砷锑铋研究

铜阳极泥是提取稀贵金属的重要原料,现有的工艺技术均不理想。本文采用盐酸、硫酸与氯化钠的不同组合浸出体系对铜阳极泥进行了浸出试验,结果表明:单一盐酸、硫酸、氯化钠为浸出剂时,Au、Ag、Se、Pb、As、Sb、Bi无法得到有效分离;当浸出剂为盐酸、硫酸、氯化钠的两两组合时,只有以盐酸-硫酸为浸出剂时,定向脱除砷锑铋的效果较好,但含酸太高,易造成设备腐蚀且后续处理成本增加;当浸出剂为盐酸-硫酸-氯化钠时,As、Sb、Bi进入酸浸液,Au、Ag、Pb、Se进入酸浸渣中,实现了铜阳极泥定向脱除砷锑铋的目的,且降低了浸出液的酸度。通过XRD、SEM-EDS分析盐酸-硫酸-氯化钠浸出铜阳极泥前后固相中物相的变化,结果表明:浸出前后Ag、Se主要以Ag2Se、Ag Cl形式存在,部分Se转变为硒酸盐;Pb主要以PbSO_(4)形式存在。

富铼渣浸出工艺改进试验研究

针对某铜业公司铼酸铵回收系统铼浸出率不高及产品铼酸铵品位较低的现实情况,将原有的高酸氧化浸出改为单一双氧水体系氧化浸出,采取实验室小型试验研究方式,进行富铼渣浸出工艺改进试验研究。试验结果表明:在双氧水用量400 m L/100 g渣、时间120 min、浸出温度70℃条件下,浸出液中铼的浓度可达1 988 mg/L,相较原有生产工艺,铼浸出率得到大幅提高,平均达到90%以上;同时杂质铋、砷的浓度分别从110~150 mg/L和260~400 mg/L下降到33.62 mg/L和14.35 mg/L,杂质浸出明显降低。