从CIGS废料中综合回收硒铜铟镓

以CIGS废料为原料,采用"硫酸化蒸硒—水浸—铜萃取—铟萃取—中和沉镓—碱化造液"工艺梯次回收硒、铜、铟、镓四种元素,并产出粗硒、阴极铜、精铟和金属镓产品。研究了蒸硒、水浸试验条件对分离效果的影响。在优化后试验条件下,蒸硒过程硒挥发率为99.5%,萃取过程铜、铟的萃取率分别为98.4%和99.9%,中和沉镓—碱化造液过程镓浸出率为99.5%。     

锌烟灰浸出液中铟、锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

锌烟灰浸出液中铟和锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

空气气氛下铜阳极泥硫酸化焙烧蒸硒过程研究

以铜阳极泥为原料,研究了在空气气氛下硫酸化焙烧蒸硒过程的影响规律和动力学,通过硫酸化焙烧蒸硒实验,研究了影响蒸硒过程的主要因素和控制过程,得到了焙烧蒸硒过程的动力学方程,可为优化铜阳极泥硫酸化焙烧蒸硒工艺提供理论指导。试验结果表明,铜阳极泥硫酸化焙烧蒸硒效果受焙烧温度和焙烧时间的影响较大,但受空气流速和酸矿比的影响较小。在焙烧温度723K、焙烧时间20min、空气流速为200L/h、酸矿比为0.75的较优条件下,蒸硒渣中硒含量由8.50%降至0.24%,硒挥发率为96.54%。蒸硒过程受化学反应动力学控制,表观活化能为42.509 kJ/mol。     

铜阳极泥综合回收试验研究

以铜阳极泥为原料,采用硫酸化焙烧蒸硒-酸浸脱铜-氯化分金-亚硫酸钠分银的火法-湿法联 合工艺对阳极泥进行综合回收。试验结果表明: 在上述联合工艺下,阳极泥中硒挥发率达到99.7%,粗硒产品中硒品位达93.6%; 铜浸出率达到95.8%,海绵铜中铜品位达到87.62%; 金浸出率达到99.2%,粗金产品中金品位为99.3%; 银浸出率达99.4%,粗银产品中银品位为98.1%。该工艺有效实现了铜阳极泥中硒、铜、金、银的综合回收。     

响应曲面法优化低砷锑铋铜阳极泥硫酸化焙烧蒸硒

为准确确定低砷锑铋铜阳极泥硫酸化焙烧蒸硒的最优工艺条件,通过响应曲面法进行优化,探究了焙烧温度、保温时间及酸泥比对蒸硒率的影响,建立了硫酸化焙烧蒸硒过程的二次回归方程。结果表明：焙烧温度和保温时间对蒸硒率影响显著,在焙烧温度为522 ℃、保温时间为22.34 min、酸泥比为0.333mL/g的最优条件下,模型预测蒸硒率为99.48%,而实验蒸硒率为99.12%,与预测值相差0.36%,匹配性良好,硫酸化焙烧过程响应曲面法模型可靠。     

高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液综合回收研究

针对高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液特点,提出“Lix984萃取提铜-MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁-MgO中和沉镍”综合回收工艺。结果表明,采用Lix984可选择性萃取99.79%的铜,其他金属离子基本不萃取,经模拟工业贫铜电解液反萃,铜反萃率达98.13%,得到富铜电解液,可电积制备金属铜; 萃铜余液通过MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁,铁沉淀率达99.20%,镍损失率仅0.60%; 沉铁后液通过MgO中和沉淀回收镍,镍沉淀率为99.91%,并得到镍含量24.13%的氢氧化镍粗产品; 沉镍后的高浓度硫酸镁沉淀后液,可用于回收镁。     

从铜阳极泥中提取精硒的工艺研究

以国外某铜阳极泥为原料,设计出了一套生产工艺流程,在温度为80~85℃、氢氧化钠浓度为250g/L、固液比为1∶4的条件下进行浸出,母液用1∶1硫酸调节pH值为4~5时沉硒,粗硒通过高温熔炼、氧化除碲得精硒.经过该工艺流程的处理,硒的一次回收率可达88.5%以上,精硒的质量可达99.5%.     

从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟

从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟,采用先蒸馏提取锗,镓和铟留在蒸馏残酸母液中,通过使用萃取剂A萃取镓,再用萃取剂P204萃取铟的方式生产,锗的回收率可达90％以上,镓回收率88％以上,铟回收率90％以上。     

硫酸介质中协同萃取锗和镓的研究

本文针对早先研究成功的《D_2EHPA萃铟-丹宁沉锗-A101萃镓工艺》存在的不足之处对在硫酸介质中萃取锗和镓进行了研究。在研究中首次发现了D_2EHPA和YW_(100)~(1))在硫酸介质中对锗和镓具有明显的协同萃取效应,进而又研究了影响协同萃取的诸因素,并据此设计了两个萃取工艺方案。由于锗的反萃取相当困难,本文还着重研究了锗的反萃取,并寻找出了一种高效、无毒、来源广和价廉的反萃剂——AN~(2))为试剂。最终获得了GeO_2精矿或高质量的GeO_2以及纯度为99.99％的金属镓。     

湿法炼锌浸出渣湿法和火法联合处理工艺

为了综合回收锌浸渣中的有价金属,进行了弱酸渣酸浸减量化研究,减量后的渣进回转窑处理,酸浸混合液采用锌精矿还原处理－铁粉置换沉铜－锌焙砂预中和－氧化锌粉中和沉铟工艺来分离回收有价金属。采用酸浸工艺和回转窑工艺联合处理锌浸渣,可减少入窑渣量,降低能耗。结果表明,锌浸渣经酸浸可减量50%以上,锌粉中和沉铟工艺可实现锌回收率大于90%,铜回收率大于99%,沉铟后液铟小于5 mg/L。减量后的渣可富集铅、银等金属,该渣送回转窑挥发处理,产出的氧化锌烟尘可用于中和沉铟,中和过程既可使氧化锌中的锌预先浸出,又可进一步富集铟。该工艺可实现锌浸渣的无害化处理和资源综合利用。     

从还原挥发氧化锌烟尘中提锌、铟工艺研究

为了从还原挥发的氧化锌烟尘中提锌、铟, 设计了浓酸熟化、三段浸出、萃取提铟、中和除杂工艺流程, 经探索试验和周期试验结果表明: 锌浸出率为99.63%, 铟浸出率为95.13%, 铟萃取率为99.63%, 铁、砷、锑的脱除率(%)分别为: 85.01、95.22、94.92, 流程畅通, 运行稳定, 达到了有效回收锌、铟和脱除杂质的目的, 可为处理类似氧化锌烟尘提锌、铟建厂提供参考。     

含铟锌渣氧粉加压氧化浸铟的工艺研究

研究了含铟锌渣氧粉在加压和加入氧化剂的条件下与工业硫酸反应时硫酸初浓度、浸出时间、反应温度、氧化剂用量等工艺条件对铟浸出效果的影响。研究结果表明,加压和加入氧化剂高锰酸钾对锌渣氧粉的浸出有较好的强化作用,能明显提高铟浸出率。其最佳工艺条件：硫酸初浓度为400 g/L,反应时间为120 min,反应温度为120 ℃,高锰酸钾用量为矿样量的4%,液固比为8,反应压强为0.5 MPa,搅拌器转速为400 r/min。在此条件下,锌渣氧粉的铟浸出率可达到90.6%。     

加压氧化对锌渣氧粉中铟和锌浸出的影响

研究了含铟锌渣氧粉在加压和加入氧化剂的条件下与工业硫酸反应时,硫酸初浓度、浸出时间、反应温度、氧化剂用量等工艺条件对铟和锌浸出效果的影响。结果表明,加压和加入氧化剂高锰酸钾对锌渣氧粉中铟的浸出有较好的强化作用,能明显提高铟浸出率。其最佳工艺条件为:硫酸初浓度400g/L,反应时间120min,反应温度120℃,高锰酸钾用量为矿样量的4%。在此条件下,铟浸出率可达到90.6%。同时,加压氧化浸出工艺对锌渣物料中锌的浸出也有一定的强化作用。     

低冰镍加压酸浸工艺研究

本文研究了低冰镍湿法冶炼工艺流程,详细进行了低冰镍加压酸浸-萃取脱铜-中和除铁-中和沉镍的工艺研究。在优化试验条件下,加压浸出镍、铜的浸出率分别为91.56%,99.08%。浸出液经萃取脱铜-中和除铁-中和沉镍工艺使有价金属分别得到回收富集。     

加压氧化对锌渣氧粉中铟浸出率影响的试验研究

以含铟的锌渣氧粉为原料,以硫酸为浸出剂,研究了锌渣氧粉在高压釜中浸铟时氧化剂种类和用量、酸初始浓度等工艺条件对铟浸出率的影响。结果表明,加压和氧化对铟的浸出过程都有较好的强化效果。在液固比为8、反应时间为150min、搅拌速度为575r/min、反应温度为90℃、空气压力为0.5MPa(表)和硫酸初浓度为500g/L的浸出条件下,在双氧水用量为0.5mL/(g矿)、高锰酸钾用量为0.025g/(g矿)时,铟浸出率可达到90%以上,比无氧化剂常压浸出提高了13个百分点。     

锌冶炼过程中铟的富集与回收技术研究进展

摘要:随着铟的应用越来越广泛,人们对铟的需求量日益增加,有效地富集回收铟的技术也越来越收到重视。通过概述铟的应用领域、资源状况、主要来源和铟在锌冶炼过程中的走向与分布,以湿法炼锌渣和火法炼锌渣及副产物为提铟原料分类介绍了铟的富集与回收技术并分析了不同技术方法的优缺点,阐明了铟富集与回收技术的发展现状,总结了高温挥发富集/浸出-萃取-置换-电解是目前铟富集与回收的成熟工艺,指出了浸出效果和萃取率是决定铟富集比和回收率的关键且富氧直浸技术的应用和新萃取剂的开发是未来富集回收铟的发展方向。      

从锌尾矿渣硫酸化焙烧电收尘烟灰回收铟

某冶炼厂锌湿法冶炼尾矿渣硫酸化焙烧后所得烟尘含锌为15 %～20 %，含铟0.12 %～0.25 %，具有回收价值。采用高温低酸（硫酸）浸出工艺将其有价金属元素进行回收，将铅、铟、银等元素有效的富集在铟渣中。在浸出过程中采用氧压浸出液中和剂中和后溶液含酸pH值达到3.4左右的溶液（称为预中和液）浆化烟尘，溶液含锌量可有效达到电积工艺所需新液含锌浓度150～180 g?L-1的要求。在温度为75 ℃环境下低酸浸出后，锌的浸出率可达到75 %～85 %，铟的浸出率可超过95 %。可充分提高尾矿渣的利用价值，并且减少尾渣处理的难度，为企业创造附加价值。     

含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用

针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。