大孔交联聚丙烯醛—苯乙烯型树脂的研究：Ⅲ.聚丙烯醛—水杨醛双腙螯合树…

本文通过交联聚丙烯醛与水合肼反应制得的聚丙烯醛树脂（Ⅰ），进一步与水杨醛反应，制得丙烯醛－水杨醛双腙树脂。该树脂对金铁吸附容量为１．５ｍｍｏｌ／ｇ（２９４ｍｇＡｕ＾３＋／ｇ），对钯的吸附容量为０．８８ｍｍｏｌ／ｇ（９３ｍｇＰｄ＾２＋／ｇ）。吸附在树脂上的Ａｕ＾３＋，Ｐｄ＾２＋可用硫脲－ＨＣｌ溶液洗脱，回收率分别为９９．９％（Ａｕ＾３＋）和９９．０６％（Ｐｄ２＋）。     

二异戊基硫醚萃取分离贵金属

二异戊基硫醚（代号Ｓ－２０１）是金钯高效率选择性萃取剂，在硫酸及盐酸酸度为０．０１～７ｍｏｌ／Ｌ介质中，选择性萃取Ａｕ、Ｐｔ、Ｐｄ、Ｒｈ、Ｉｒ、Ｃｕ、Ｎｉ及Ｆｅ时，Ａｕ、Ｐｄ的萃取率均在９９．５％以上，在低酸度下，其它金属不被萃取。经过洗涤，反萃取金，热还原得粗金，含钯液用二氯二氨络亚钯法处理二次，金、钯直收率大于９５％，纯度均在９９．９５％以上。     

堆浸载金炭解吸贵液用炭纤维电积法提金工业试验研究

用炭纤维电积法处理含金５５～１８０ｇ／ｍ３的堆浸场载金炭解吸贵液，经３个月的连续工艺试验表明，在电解条件与钢毛法相同时，贫液品位可降至０．５ｇ／ｍ３，金电解沉积率＞９９％，阴极电流效率达７％～１１％，反向电解可得Ａｕ＋Ａｇ≈９５％～９９％的合质金，炭纤维反复使用３个月无明显损耗，性能不变。一个炭纤维电解槽可取代２～３个同样容积的钢毛电解槽。     

从硫精矿中富集金铜银的浮选工艺研究

本研究根据硫精矿中金矿物的嵌分状态和载金矿物的特性，从理论和实践两方面进行了较深入的探讨，确定了最易实现工业化的浮选流程，获得了良好的选矿指标。在原硫精矿含铜０．６７％，金５．０１ｇ／ｔ，银１７．２３ｇ／ｔ，硫３５／１７％的情况下，经氧化浮选后，可获得铜金精矿：βｃｕ＝１５．５９％、βＡｕ＝１１２ｇ／ｔ、βＡｇ＝２１０ｇ／ｔ、εＣｕ＝７７．３％、εＡｕ＝７４．８８％、εＡｇ＝４０．７％的好指标。尾     

堆浸载金炭解吸贵液炭纤维电积法提金工业试验研究

用炭纤维电积法处理含金５５－１８０ｇ／ｍ＾２的堆浸场载金炭解吸贵液，经３个月的连续工艺试验表明，在电解条件与钢毛法相同时，贫液品位可降至０．５ｇ／ｍ＾３，金电解沉积液率＞９９％，阴极电流效率达７％－１１％，反向电解可得Ａｕ＋Ａｇ≈９５％－９９％的合质金，炭纤维反应使用３个月无明显损耗，性能不变。一个炭纤维电解槽可取代２－３个同样容积的钢毛电解槽。     

钛的交流示波极谱滴定

在ｐＨ５的ＨＡ－ＮａＡｃ－ＫＢｒ－Ｈ＿２Ｏ体系中，用ＣｕＳＯ＿４标准溶液滴定Ｔｉ，以Ｃｕ￣（２＋）在交流示波极谱ｄＥ／ｄｔ－Ｅ曲线上出现出口直接指示滴定终点。Ｔｉ量分析范围为１．００－２５．００ｍｇ，方法回收率为９９．５－１００．３０％。对于含Ｔｉ０．５０％以上的试样分析１０大的相对标准偏差为０．９５－２．０５％．     

用非氰化浸出－特种树脂吸附湿法新工艺从硫酸烧渣中回收金的工业实践

本文介绍了采用非氰化浸出－特种树脂吸附湿法新工艺从硫酸浇渣中回收金的工业实践结果。采用简单设备，在矿浆浓度６０％、温度６０℃、（Ｈ２ＳＯ４）为１ｍｏｌ／Ｌ、（ＮａＣｌ）为２５ｇ／Ｌ、（ＮａＣｌＯ３）为５ｇ／Ｌ、Ｅｈ保持在６００～７００ｍＶ条件下进行搅拌浸出、用Ｒ４１０特种树脂进行吸附．饱和树脂用Ｈ２ＳＯ４溶液（０．１ｍｏｌ／Ｌ）洗涤、酸性硫脲溶液解吸，电解沉积Ａｕ，所得Ａｕ粉纯度＞９９％，Ａｕ的总回收率达９４％。该工艺流程短、金回收率高、无污染，经济效益和社会效益显著，具广泛推广应用价值。     

微量钐对银铜基合金再结晶的影响

研究了在银铜基合金中添加轻稀土元素钐对合金再结晶温度、再结晶激活能及再结晶速度的影响，并与添加重稀土元素钆的情况进行了比较。结果表明：在Ａｇ－Ｃｕ合金中添加０．２ｗｔ％Ｓｍ后，其再结晶温度比含铜量相同的Ａｇ－Ｃｕ和Ａｇ－Ｃｕ－０．２Ｇｄ合金均有大幅度提高；再结晶激活能高于相应的Ａｇ－Ｃｕ合金，但比Ａｇ－Ｃｕ－０．２Ｇｄ合金低；再结晶速度快于Ａｇ－Ｃｕ－０．２Ｇｄ合金且与Ａｇ－Ｃｕ合金相近。     

再生铜锡合金电解精炼阳极泥的处理

再生铜锡合金电解精炼时，生成不少阳极泥，这种阳极泥中的有效成分为：Ｓｎ２６％～３８％，Ｐｂ３１％～３６％，Ｃｕ８％～１４％，Ａｇ８００～１０００ｇ／ｔ和Ａｕ１００～１５０ｇ／ｔ，以及少量其它金属。俄罗斯乌拉尔斯克州的乌拉尔斯克工学院对该阳极泥的处理进...     

高纯Tm_2O_3中杂质元素的火花源质谱法测定

采用同位素稀释法和相对灵敏度因子法定量分析了９９．９９９～９９．９９９９％Ｔｍ＿２Ｏ＿３中２０多种稀土及非稀土杂质含量，测定下限０．０Ｘ～０．００Ｘμｇ／ｇ，大多数元素相对标准偏差在３０％以内，同位素稀释法所测Ｚｎ、Ｂａ、Ｅｕ的相对标准偏差在１０％。     

氰化金泥控电氯化精炼工艺的研究

控电氯化金冶炼新工艺是在有色金属湿法冶金的基础上，通过控制电位，实现贵贱金属的分离。该工艺不仅能生产出高纯度的金、银，而且金、银回收率高，金的冶炼直接回收率大于99．5％，金、银的综合回收率在99％以上，同时该工艺缩短了冶炼周期，降低了生产成本。     

高杂贵金属废水渣处理工艺的研究与应用

贵金属精炼过程中产生的废水渣常常含有一定量的Se、Ag、Au、Pd、Pt稀贵金属,如果将废水渣返回火法系统处理,流程长、收率低,为提升稀贵金属的精炼水平,优化整个生产工艺流程,缩短工艺流程,回收废水渣中稀贵金属采用了湿法冶炼方法,从试验到工业化生产,对贵金属废水渣进行硫酸浸出的湿法冶炼的工艺,生产表明:通过对贵金属废水渣进行硫酸浸出,能很好地实现贵贱金属的分离,成功地将废水渣中的稀贵金属富集到浸出渣中,95%以上的Au、Pd、Pt和90%的Ag、Se全部富集到浸出渣中,渣率为5~10%,浸出液中贵金属含量均小于0.0005g/L,可达标排放。废水渣硫酸浸出工业化生产,有力提升资源综合回收利用水平,社会经济效益显著,具有良好的推广应用价值。     

铜阳极泥全湿法处理工艺研究

在 115℃及 0 4MPa操作压力下 ,氨浸新工艺具有流程短、金属直收率高、生产成本低和无环境污染等优点 ,适用于含金低的阳极泥。当其中硒碲具有明显回收价值时 ,可在氨浸金银铜之后增加一道稀硝酸浸出工序 ,以提取硒、碲和铅。对于含金及硒高的阳极泥 ,宜采用酸法工艺 ,采用本文中低浓度硝酸或亚硝酸盐的加压氧化酸浸工艺 ,金银铜硒的浸出率分别可达 99%、99%、99%及 98% ,且无污染 ,生产成本低     

乙醚萃取法净化金电解废液

试验研究了用乙醚萃取法净化金龟解废液的原理及工艺方法．将合Au180g／l，Ag0．5g／l，HCl210g／l，Pt9．40g／l，Pd10．25g／l及其它贱金属元素的金电解废液，稀释后的料液，经过两段萃取－反萃取，得到含Au153g／l，Ag0．0025g／l，HCl180g／l和微量铂族元素及其它贱金属元素的电解液.在阳极含Au＞90％以上的条件下进行金电解精炼，可产出品位大于99．99％的电金．生产实践证明重视性，再现性良好．     

氰化金泥低温焙烧预处理—全湿法多金属冶炼工艺研究与应用

该工艺是在有色金属冶金的基础上 ,首创低温焙烧预处理全湿法多金属冶炼工艺 ,成功地实现了贵贱金属的分离 ,直接生产出高质量的金、银锭 ,纯度在 99 9%以上。金、银的综合回收率达到 99 95%以上 ,同时 ,能生产出铜、铅等金属 ,而且具有投资少、成本低的特点。     

从废金钯电子镀件中回收金和钯

针对回收电子镀件中的贵金属,研究出了Ａｕ－１和Ｐｄ－１退镀液。退镀液具有不腐蚀基体,可循环使用等优点,其金退镀率达９９％,钯退镀率达９５％以上。     

从多金属复杂金精矿焙砂中分离提取有价金属

对某多金属复杂金精矿的焙砂进行了"酸浸提取铜锌—盐浸提取铅银—氰化提取金银"工艺试验,获得了各工序的最佳工艺条件。在最佳工艺条件下的综合试验表明,金、银、铜、锌、铁的回收率分别为94.63%、65.12%、90.45%、82.87%、98.92%,有效实现了各有价金属的综合回收。     

某复杂金多金属矿石选矿试验研究

吉尔吉斯斯坦某金多金属矿石中伴生多种有价元素,有用矿物嵌布状态复杂且嵌布粒度细。针对矿石性质,采用铜优先浮选—金钴混合浮选工艺流程,可初步实现该金多金属矿石中有价金属的有效分选。闭路试验可获得Au品位228.00 g/t、Au回收率12.19%,Ag品位974.00 g/t、Ag回收率37.71%,Cu品位27.590%、Cu回收率80.65%的铜精矿,以及Au品位65.00 g/t、Au回收率57.22%,Ag品位28.00 g/t、Ag回收率17.86%,Co品位0.5500%、Co回收率53.02%的金钴精矿。     

湿法处理铜阳极泥工艺研究(Ⅱ)--金的选择性浸出

对脱除了铜、硒、碲的铜阳极泥进行了金的浸出研究。结果表明,用ＮａＣｌＯ３作浸出剂,银很少被浸出,而金的浸出率达到９９．２２％,直收率达９８．４％,总回收率为９９．２％,金,银分离比较彻底。     

Precious Metals Recovery from Waste Printed Circuit Boards by Gravity Separation and Leaching

ABSTRACT

This study focuses on the recovery of valuable metals, such as gold, silver, and copper, from the printed circuit boards of waste computers, using physical separation followed by leaching methods. Characterization studies revealed that resins and glass fibers were attached as grain together with base and precious metals. A hammer mill was employed as a second stage crusher to disintegrate the different components of the printed circuit board, thus improving the selectivity and recovery of metals. Separation studies using a laboratory-scale shaking table showed that 33% of the feed was removed as a light product and 96.8% of Au, 96.7% of Ag, and 97.7% of Cu were recovered in heavy fraction. Leaching the light fraction using 3 M H₂SO₄ and 0.33 M HNO₃ at 80°C for two h resulted in greater than 90% extraction of Cu. Au and Ag were dissolved at room temperature with a leaching solution of 0.2 M S₂O₃ ^2-, 0.02 M CuSO₄, and 0.2 M NH_3.H₂O, which provided a recovery of more than 59% of Au and 98% of Ag within eight h. Direct leaching tests using optimized conditions were also implemented on the crushed sample, and 45% of Au, 87.6% of Ag, and 70.8% of Cu were extracted.