某铂钯精矿氯化浸出工艺

对某铂钯精矿进行了工艺矿物学分析,确定铂钯矿物主要为碲铂钯矿、硫铂钯矿、砷铂钯矿、锡铂钯矿等矿物,铂钯元素在铂钯矿物中分布均匀。采用直接氯化浸出工艺浸出该矿中的铂钯,考察盐酸浓度、液固比、反应时间、反应温度、氯酸钠用量、氯酸钠滴加速率对铂钯浸出率的影响,确定最佳工艺参数,并对浸出渣进行物相分析,优化浸出方案。结果表明:在最佳条件为盐酸浓度4 mol/L、液固比4:1、反应温度95℃、反应时间9 h,氯酸钠溶液(625 g/L)用量与精矿的液固比为3.2:1(80 mL:25 g),滴加速度为12 mL/h;在最优条件下,铂、钯浸出率分别达到92.83%和99.7%。浸出渣物相分析显示,未能被浸出的铂被滑石、钠长石及金红石等矿物完全或部分包裹,导致铂浸出困难。     

铂钯精矿中氯化银的浸出预处理研究

铜阳极泥分铜液所得铂钯精矿中的银主要以氯化银(AgCl)形态存在，可用氨水或亚硫酸钠作为浸出剂去除银。绘制了Ag⁺与NH3、SO2- 3配体组分图，结合电位-pH图分析表明，氨浸的pH值范围为7.7~13.5，亚硫酸钠浸出宜在中性或碱性条件下进行。优化条件实验结果表明，银的氨浸浸出率为95.3%，碲浸出率为14.9%，有微量铂、钯浸出；以亚硫酸钠为浸出剂，银的浸出率为97.3%，碲浸出率为11.5%，金、铂和钯均不被浸出。亚硫酸钠更适于作为铂钯精矿预处理除银的浸出剂。     

沉铂钯后液中碲铋的分离与回收工艺

以铜阳极泥处理中的沉铂钯后液为原料,经过氢氧化钠沉淀、酸浸沉淀渣、SO_2还原后,得到碲粉和还原碲后液,在还原碲后液中加入氢氧化钠沉淀后过滤得到氯氧铋,在氯氧铋中加入氢氧化钠溶液脱氯制得氧化铋。结果表明:加入氢氧化钠调节沉铂钯后液pH为6、反应温度20~25℃、反应时间为1 h时,沉铂钯后液中碲和铋沉淀率分别达到99.91%和99.96%;沉铂钯后液得到的沉淀渣混酸浸出适宜条件是3 mol/L盐酸和1.5 mol/L硫酸体积比为2:1,H~+浓度为3 mol/L,反应温度为50℃,反应时间为2 h,铋和碲的浸出率分别为99.93%和98.21%;在富集碲铋的浸出液中通入SO_2还原,当SO_2流量为0.25 L/min、反应温度为70℃、反应时间为50 min时,碲的还原率为96.59%,还原碲粉中碲含量达到79.45%,砷和铋含量仅为0.003%和0.067%(质量分数);在SO_2还原碲后液中加入氢氧化钠调节溶液pH值为2,过滤后得到氯氧铋;在氯氧铋中加入6 mol/L氢氧化钠溶液,当液固比为3:1、反应温度为80℃、反应时间为2 h时,所得氧化铋产物中氧化铋含量达到93.80%。     

采用亚硫酸钠还原法从沉金后液中回收稀贵金属

以铜阳极泥沉金后液为原料,采用亚硫酸钠作为还原剂,研究Cl-催化剂和卤素复合催化剂还原稀散元素硒和碲以及捕集沉金后液中贵金属金、铂、钯的工艺,并通过XRD和SEM对还原产物分别进行物相分析和显微形貌表征。结果表明:当单一Cl-催化剂浓度为1.1 mol/L、反应温度为85℃、反应时间为2 h、体系硫酸浓度为368 g/L、亚硫酸钠用量为100 g/L时,硒、金、铂、钯还原率为100%,碲还原率为97.7%。采用复合催化剂条件下,当nNa Cl:nNa Br为1:2时,硒和碲的还原速率明显加快。还原产物主要成分为碲73.95%、铜12.35%、硒7.65%、金3.31%、钯0.95%、铂0.24%;还原产物中碲主要以单质状态存在,其形貌主要为柱状体。     

从铂钯精矿中氯化浸出Au、Pt、Pd

针对铜阳极泥处理过程中生产的铂钯精矿,以氯酸钠为氧化剂,采用湿法氯化浸出,使金、铂、钯等贵金属以氯配合物进入溶液。研究了浸出的最佳工艺条件。结果表明,金、铂、钯的浸出率均达到99%以上。     

复杂金精矿铁锍酸溶渣控电位氯化浸出富集贵金属金

以复杂难处理金精矿火法造锍捕金所得铁锍合金的硫酸浸出渣为原料,采用控电位氯化浸出工艺分离酸溶渣中的Cu、As、Sb等主要杂质元素,贵金属Au单向富集得到高品位金泥,Au泥经过硫酸化焙烧脱硫进一步富集贵金属金。结果表明:双电极体系控电位氯化浸出优化条件为[H~+]5mol/L、浸出电位380m V、液固质量比5:1、温度85℃和搅拌浸出2 h,所得渣率为28.2%,浸出渣中Cu、As、Sb含量分别降到0.18%、0.095%、0.084%,浸出率分别达到99.6%、99.8%、99.8%,浸出渣主要成分Si和S的含量分别为29.39%和22.72%,Au品位富集到2.609%;浸出渣硫酸化焙烧脱硫的烧成率为66.5%,S含量降至0.87%,脱硫率为96.2%,焙砂的主要物相为SiO_2和单质金,Au品位富集到3.937%。复杂金精矿铁锍合金酸溶渣通过控电位氯化浸出除杂—焙烧脱硫可将贵金属金有效富集。     

卤素离子催化作用下SO_2还原沉金后液及其热力学特征

以沉金后液为原料,采用SO_2为还原剂,研究在卤素以及卤素复合催化剂存在条件下还原沉金后液中的硒碲以及捕集贵金属金铂钯的工艺。结果表明:在85℃、硫酸浓度167 g/L、SO_2流量0.2 L/min的条件下,当Cl-催化剂浓度为1.1 mol/L、反应时间2 h,或当Br~-催化剂浓度为0.5 mol/L、反应时间3 h,或当I~-催化剂浓度为0.3 mol/L、反应时间2 h时,硒金铂钯还原率达到100%,碲还原率达到99.60%以上。采用卤素复合催化剂,当Na Cl与Na Br摩尔比为1:2时,有助于加快硒碲的还原,而且降低了催化剂的用量。SO_2催化还原后产物中含碲74.56%、铜11.85%、硒7.38%,贵金属金3.89%、铂0.19%、钯1.02%(质量分数);还原产物中碲以单质状态存在,产物形貌为球状体。热力学分析表明:硫酸浓度为167 g/L时,Se(Ⅳ)主要以H_2Se O_3形式存在,Te(Ⅳ)主要以H_3Te O_3~+形式存在;当溶液中有Cl~-存在时,溶液中H_3Te O_3~+在Cl~-缔合作用下逐渐转变为Te Cl_6~(2-),其电极电势较H_3Te O_3~+的正,促进碲的还原。     

基于田口法的铜阳极泥微波浸出工艺

基于田口方法,提出微波浸出铜阳极泥的优化方法,并对铜、碲、硒的浸出率进行信噪比分析。结果表明,固液比对铜、碲、硒浸出率的贡献率最大,贡献率分别达到60.83%、54.76%和62.05%。固液比是铜阳极泥微波浸出过程最重要的工艺参数,时间对于铜、碲浸出率为较重要因素,酸浓度对于硒浸出率为较重要因素,微波功率对于铜、碲、硒浸出率的贡献率都较小,分别为4.23%、12.37%和10.32%。铜浸出最优条件如下:微波功率450 W、时间5 min、固液比0.10 g/mL、酸浓度1.0 mol/L;碲、硒浸出最优条件如下:微波功率700 W、时间9 min、固液比0.10 g/mL、酸浓度1.0 mol/L。在优化后的工艺条件下进行验证实验,铜浸出率达到99.88%以上,碲浸出率达到95.70%以上,硒浸出率达到38.22%以上。     

富贵锑控电位氯化浸出选择性分离贱金属

为实现从富贵锑中富集提取金的目的,提出采用控电位氯化浸出方法选择性分离富贵锑中贱金属。详细考察了各因素对贱金属浸出率的影响,查明了最优条件下贵金属的溶解行为,采用富贵锑粉置换回收浸出液中的贵金属。结果表明:提高盐酸浓度、增加液固比、提高反应温度和减小双氧水的加入速度均可以提高贱金属的浸出率;但增大双氧水过量系数会导致金属氧化沉淀。在最优条件下,铜、镍、锑和铅的浸出率均大于99.0%,金和银的浸出率分别为0.16%和84.40%,浸出渣中金含量达到96.0%。浸出液冷却结晶过程会析出氯化铅,金和银的置换率均达到99.0%以上。该方法实现了富贵锑中贱金属有效分离和金高效富集的双重目的。     

低品位铂钯精矿的富氧压浸出

对高镁低品位复杂铂钯精矿进行工艺矿物学分析,提出采用硫酸氧压浸出工艺对该精矿中的贱金属铜、镍、铁选择性浸出分离并富集铂钯的处理工艺。考察磨矿粒度、反应温度、时间、初始硫酸浓度、氧压、搅拌速度、木质素磺酸钙用量、液固比对铜、镍、铁浸出率及渣率的影响,确定最佳工艺参数。实验结果表明:当精矿粒度小于43μm占有率为93%、时间3 h、浸出温度150℃、初始硫酸浓度2 mol/L、氧分压0.7 MPa、搅拌速度400 r/min、添加剂木质素磺酸钙用量0.6 g、液固比5:1的最佳工艺条件下,铜浸出率达99.27%、镍浸出率达98.04%、渣率为37%左右,铂钯几乎不被浸出,铂和钯在浸出渣中富集近3倍。     

焦亚硫酸钠复合还原硒、碲、金、铂、钯的热力学及动力学特征分析

采用焦亚硫酸钠复合还原沉金后液回收硒、碲和捕集金、铂、钯。通过正交实验考察各因素对硒、碲、金、铂、钯还原率的影响,并对焦亚硫酸钠、SO_2和水合肼复合还原沉金后液进行动力学及热力学特征分析。结果表明:采用焦亚硫酸钠、SO_2和水合肼复合还原沉金后液,对硒、碲还原率的影响从大到小的顺序为反应时间、焦亚硫酸钠用量、水合肼用量。通入SO_2至饱和后,当水合肼用量为1.5 mL/L,焦亚硫酸钠为30 g/L,SO_2流量为0.4 L/min,每反应1h通入0.5 h SO_2,反应时间为9 h时,金、铂、钯的还原率均达到100%,硒和碲的还原率分别为71.50%和90.30%。焦亚硫酸钠复合还原硒、碲符合一级反应动力学规律,还原硒、碲的表观活化能分别为52.533 kJ/mol和70.828 kJ/mol,硒、碲的还原属化学反应控制。热力学分析表明,沉金后液中金、铂、钯、硒、碲分别以AuCl_4~-、PtCl_4~(2-)、PdCl_4~(2-)、H_2SeO_3、TeCl_6~(2-)形态存在,焦亚硫酸钠、SO_2主要以H_2SO_3形态存在,水合肼以N_2H_5~+形态存在。     

有机硅废触体中铜的高效提取及高纯铜制备EI北大核心CSCD

针对有机硅行业生产过程中产生的废触体,提出水浸预处理-氧化酸浸-旋流电积制备高纯铜的工艺。采用单因素实验法,分别考察反应温度、液固比、反应时间等因素对水浸预处理及氧化酸浸效果的影响。结果表明:在反应温度80℃、反应时间30 min、液固比3∶1 mL/g的优化条件下进行水浸预处理,处理后氯、铁的去除率可分别达到93.95%、5.25%,而铜不浸出;在双氧水用量为理论用量的2.0倍、反应温度为30℃、硫酸浓度为1.25 mol/L、液固比为3∶1 mL/g、反应时间为20 min的优化条件下,氧化酸浸过程中铜的浸出率可达93.59%,溶液中铁含量仅为0.25 g/L,且循环浸出时浸出率保持稳定。经循环浸出富集后的硫酸铜浸出液采用旋流电积制备高纯铜,得到的产品形貌平整,铜含量大于99.98%,达到GB/T467—2010的要求。     

高镍铜阳极泥中硒和碲的依次脱除（英文）

对苏打焙烧-碱浸-酸浸从高镍铜阳极泥中依次脱除硒和碲的工艺进行试验研究。通过热力学分析结合各工序中间产物的XRD图谱变化推断整个过程的反应机理。在苏打焙烧过程中,铜阳极泥中以Cu4SeTe形式存在的铜被氧化成CuO和Cu3TeO6,而硒和碲则分别转化为Ag2SeO4和Cu3TeO6。在焙砂碱浸过程中,Ag2SeO4容易溶解浸出,但Cu3TeO6转化为CuTeO3仍然难以浸出,因此在焙烧-碱浸过程硒优先于碲被浸出。残留在碱浸渣中的CuTeO3和CuO很容易在接下来的酸浸过程中浸出。试验研究结果显示,在最佳的苏打焙烧-碱浸过程中,超过97%的硒被浸出,而碲几乎不浸出,从而实现了硒与碲的分离。在随后的酸浸过程中,超过96%的铜和几乎所有的碲被浸出进入酸浸液中。     

从铜阳极泥中提取铂族金属的新工艺

1.前言冶炼厂处理硫化铜精矿或金精矿所产出的阳极泥以回收金、银、硒为主,含钯、铂不到万分之一,仅作为副产品.对这类阳极泥的处理,技术上较为成熟.大冶炼厂多使用火法流程——焙烧、蒸硒、浸出脱铜,熔炼多元合金电解得纯银,银阳极泥分银后熔炼金阳极电解得纯金,从电解母液中回收钯、铂.中小冶炼厂多使用容易见效的湿法流程——硫酸介质中鼓风氧化或加入氧化剂(高铁盐、二氧化锰、氯酸钠)或加压氧浸脱铜,然后水溶液氯化或先硝酸浸银再氯化,从氯化液中回收金、钯、铂.对一般含二氧化硅或硫酸铅高的阳极泥则可用选-冶联合流程,即先浮选分离铅、二氧化硅后再冶炼处理,分别回收贵金属.     

难浸砷金精矿的碱性常温常压预氧化

本文提供了1种难浸金精矿的湿法预氧化新工艺,它包括细磨、强化碱浸预氧化、氰化和炭吸附。在螺旋搅拌式塔式磨浸机中,先将目的难浸金精矿细磨至98%<37μm,然后在40%的矿浆质量浓度、11℃的环境温度和0.1MPa的环境压力下强化碱浸24h,NaOH的消耗量为88kg/t矿,仅为相同氧化率条件下将砷硫氧化成砷酸盐和硫酸盐所需理论碱耗量的30%。预氧化完成后经36h的氰化浸出和炭吸附,金的浸出率从预氧化前的24.6%提高到95.4%,金的吸附率99.2%,NaCN的消耗4kg/t矿。整个提金工艺的成本约300元/t矿。     

复杂金精矿火法冶炼高锑烟尘处理工艺

针对某复杂难处理金精矿火法熔炼造锍产生的高锑烟尘,进行了湿法综合处理工艺研究。采用XRD、SEM对高锑烟尘进行了物相组成分析和微观形貌表征。以盐酸为浸出剂分离烟尘中的砷、锑、铅、锌等元素,得到含杂较低的高品位金精矿,并对所得金精矿通过静态富氧焙烧-酸浸除杂-氰化浸出工艺回收金银等贵金属。结果表明:高锑烟尘主要由Sb_2O_3和As_2O_3物相组成,锑、砷含量分别为31.18%和9.95%;该烟尘由粒度较细、大小较均匀颗粒物所组成;在盐酸浓度为4 mol/L、浸出液固质量比为5.0、温度为85℃条件下搅拌浸出2 h,浸出渣率为13.65%,浸出渣中砷、锑、铅和锌的品位分别为0.52%、0.60%、0.06%和0.49%;所得金精矿静态富氧焙烧脱硫率为98.81%,焙砂酸浸渣中金品位达到116.9 g/t,金的氰化浸出率达到98%。通过该工艺处理复杂难处理金精矿火法冶炼所得高锑烟尘,实现了烟尘中杂质元素的高效分离,有价元素得到有效回收。     

梯级碱溶分步提取废弃电路板中有价金属

根据带元器件废弃电路板多金属料成分特点,采用梯级碱溶处理工艺,实现多金属料中有价金属选择性分离。该工艺由低碱浸出和高碱氧化浸出两级组成。第一段主要实现Al的选择性分离,最佳工艺条件:NaOH溶液浓度1.25 mol/L,与多金属料液固比为10:1,浸出温度30℃,浸出时间30 min;第二段主要实现Zn、Pb、Sn与Cu的选择性分离,最佳工艺条件:初始NaOH溶液浓度5mol/L,体系溶液(80%的碱溶液+20%的H_2O_2溶液)与低碱浸出渣液固比10:1,H2O2溶液滴加速度0.4 m L/min,浸出温度50℃,浸出时间60 min。在此优化工艺条件下,金属的浸出率依次为Al 91.25%,Zn 83.65%,Pb 79.26%,Sn 98.24%;此外,98%以上的Cu和100%的贵金属在高碱浸出渣中富集。     

铜阳极泥加压酸浸预处理脱铜富集贵金属

铜阳极泥是铜电解精炼中的一种副产品,是回收贵金属的重要原料。以空气代替氧气为加恪气体,系统悁究了铜阳极泥加恪酸浸预处理工艺。悁究的影响因素包括硫酸浓度、空气分恪、浸出温度、浸出时间和液固比等。结果表明,在最优工艺条件下,铜的浸出率高达98%;碲、硒、银的浸出率分别为49%、13%、1%。试验数据表明：铜阳极泥经过加恪酸浸预处理,几乎所有的铜和部分的碲,能有效的从贵金属中分离出来,使贵金属得以富集。机理悁究表明：充分利用阳极泥中水溶性铜离子的自催化氧化作用,能有效提高铜的溶解速度。     

从氰化尾渣衍生物制备标准铅、锌精矿的新工艺

以氰化尾渣衍生物为原料,制备标准铅、锌精矿。采用X体系在常压下进行氧化浸出,研究浸出电位、氧化剂、总酸量、试剂A、试剂B、浸出时间和浸出温度对锌回收率、锌精矿品位以及铅浸出率的影响。结果表明:采用二段浸铅与气液固强化浸出相结合的方法在高效气液固反应器中进行实验,其最优条件如下:试剂A量15.6 g/L,试剂B量90 g/L,液固比L/S=10:1,鼓氧量1.5 L/min,浸出温度70℃,每段浸出时间均为3 h。所得铅精矿和锌精矿氧量品位分别高达75.49%和45%,副产品硫磺的品位达到99%,其中,铅、锌总回收率分别为90.68%和99%,单质硫的回收率高达99.1%。     

ICP-AES法测定废催化剂不溶渣中的铂、钯和铑

采用碱熔-碲共沉淀分离富集,用电感-耦合等离子体发射光谱法(ICP-AES)测定精细化工废催化剂不溶渣中的铂、钯、铑含量。系统考察了碱熔解和碲共沉淀富集分离的条件,研究了碲富集物中的主要元素和比例,确定了ICP-AES法测定铂、钯、铑的条件。结果表明,碱熔-共沉淀能够充分分离富集样品中的铂、钯、铑;测定催化剂不溶渣中653~3652 g/t铂、447~3804 g/t钯、539~6433g/t铑时,相对标准偏差(RSD)、样品加标回收率分别为铂0.84%~1.78%、97.0%~99.4%,钯1.05%~1.82%、97.0%~100.6%,铑1.00%~2.12%、98.2%~100.4%。方法分析快速、易于掌握,已用于生产分析中。