失效汽车催化剂中铂族金属的加压氰化浸出

研究了加压氰化法从失效汽车催化剂中选择性浸出铂族金属, 考察了加压氰化过程影响金属浸出率的各种因素. 实验结果表明 对200 g处理批量的小实验铂族金属氰化浸出率分别达到Pt98%, Pd99%, Rh96%; 千克级放大实验可完全重现小实验结果, 且该工艺也适应于其他类型失效催化剂的处理.     

加压氰化处理铂钯硫化浮选精矿全湿法新工艺

目前世界上所有知名的铂族金属生产厂均采用从硫化铜镍浮选精矿用火法熔炼高锍捕集铂族金属的工艺,整个流程十分繁冗,周期长,环境污染大.采用新研究成功的浮选精矿→加压氧化酸漫→加压氰化→置换富集贵金属的高效、低污染、短流程全湿法新工艺,对云南金宝山浮选精矿进行了批量为5 kg的扩大试验,并就S、Fe、SiO2、MgO及贵金属在全湿法工艺中的走向与传统火法工艺进行了比较讨论.     

采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。     

废汽车催化剂中铂族金属的回收利用

介绍汽车排气净化器催化剂用铂族金属的回收概况,简要评述现有回收技术及我国的回收利用现状。     

Pt族金属在加压氰化浸出过程中的行为探讨

对加压氰化浸出过程Pt族金属(Pt,Pd,Rh)行为的研究表明,Pt族金属氰化浸出率的顺序为Pd>Pt>Rh,而相应氰配合物高温下稳定性顺序为Rh≈Pt>Pd浸出过程中的行为规律实际上反映的是表面态Pt族金属的化学反应活性顺序,也即金属的原子态稳定性和金属键强度两种变化规律的综合表现,而Pt族金属氰配合物高温稳定性可以由“重Pt族配合物比相应结构的轻Pt族配合物的热力学稳定性更大,动力学惰性更高”以及金属氰配离子反应活性得到解释。     

汽车催化剂的回收

用于净化汽车尾气的催化剂含有铂族金属（PGM）铂（Pt）、钯（Pd）、铑（Rh），1980～2006年全世界用于汽车催化剂的铂族金属总量为3500吨，其中钯1600吨，铂1500吨，铑330吨。同期世界上这三种金属的总产量约为8300吨，这就是说，汽车催化剂消费了铂族金属总产量的大约40％，是铂族金属最重要的消费部门。本文评述了汽车催化剂的回收链，特别是催化剂中铂族金属的精炼技术。     

加压碱溶综合回收失效重整催化剂中的铂和铝

采用加压碱溶法从失效重整催化剂中综合回收铂和铝的实验研究。结果表明,最适宜的工艺条件为:碱/料比1.2:1,甲酸钠添加量为催化剂量的2%,反应温度为180℃,反应时间2 h。在最佳条件下,载体的溶解率达到98%以上,铂不分散,不溶渣中铂的品位达到20%以上,每吨废催化剂产生浸出液约5 m³,且浸出液直接蒸发得到的结晶物符合工业铝酸钠产品标准,可实现废催化剂中铂和铝的综合利用。     

从废印刷电路板和汽车废催化剂中回收贵金属的方法

在本研究中，开发了一种不加任何收集剂金属熔炼而从废印刷电路板和汽车废蜂窝状催化剂中，同时回收贵金属如金、钯，铂的新方法。该法用废印刷电路板中的金属组成如铜、锡、铁作为收集剂金属，用汽车废催化剂作为造渣剂。在每个试验中，化、加熔剂和碳后熔炼。原料中90％以上的金、钯、废印刷电路板和汽车废催化剂都经过破碎、焚铂均可回收到铜—锡合金相中。     

加压碱溶法从氧化铝基废催化剂中回收钯

研究了加压碱溶载体法从氧化铝基含钯废催化剂中回收钯的工艺。在高压釜中,反应温度200℃,压力12 kg/cm2,时间6 h,氧化铝载体的溶解效率大于95%;选择甲酸钠作为抑制剂,可将钯在溶液中的浓度降低至0.0005 g/L以下;富集物经溶解-精炼得到纯度大于99.98%的海绵钯,钯直收率为99.02%。     

失效汽车尾气催化剂中贵金属的火法富集简述

根据目前贵金属应用前景、市场行情,从失效汽车催化剂中回收贵金属具有迫切性及必要性。综合考虑经济成本、回收效率、环保、安全、工艺成熟度以及可靠性,目前从失效汽车催化剂中回收贵金属主要采用火法富集、湿法精制提纯的工艺路线来展开。本文主要分析了采用火法冶金从失效汽车尾气催化剂中回收贵金属工艺的优缺点,并展望了在铂族金属回收领域中经济环保、且有利于工业化的工艺技术。     

酸浸和沉淀组合工艺回收废锂离子电池中的钴和锂(英文)

基于废锂离子电池中的金属在不同价态时的化学行为差异,通过化学精制从废弃锂离子电池中获取高附加值的钴锂化学产品。将从正极中分离出来的活性物质溶解在硫酸和过氧化氢溶液中,加入(NH4)2C2O4生成CoC2O4·2H2O 沉淀。在获得CoC2O4·2H2O 后,加 Na2CO3获得Li2CO3沉淀。实验结果表明:96.3% 的Co和87.5%的Li溶解在2mol/LH2SO4和2.0%H2O2(体积分数)溶液中,并且有94.7 %的Co和71.0%的Li以CoC2O4·2H2O和Li2CO3的形式沉淀下来。     

Recovery of valuable metals from zinc leaching residue by sulfate roasting and water leaching

Zinc leaching residue (ZLR), produced from traditional zinc hydrometallurgy process, is not only a hazardous waste but also a potential valuable solid. The combination of sulfate roasting and water leaching was employed to recover the valuable metals from ZLR. The ZLR was initially roasted with ferric sulfate at 640 °C for 1 h with ferric sulfate/zinc ferrite mole ratio of 1.2. In this process, the valuable metals were efficiently transformed into water soluble sulfate, while iron remains as ferric oxide. Thereafter, water leaching was conducted to extract the valuable metals sulfate for recovery. The recovery rates of zinc, manganese, copper, cadmium and iron were 92.4%, 93.3%, 99.3%, 91.4% and 1.1%, respectively. A leaching toxicity test for ZLR was performed after water leaching. The results indicated that the final residue was effectively detoxified and all of the heavy metal leaching concentrations were under the allowable limit.     

化学法浸出废旧铝电解槽内衬回收冰晶石和碳粉(英文)

采用两步浸出法对铝电解槽废旧阴极炭块进行处理,以分离出冰晶石并提纯炭粉。研究不同温度、浸出时间和液固比对浸出率的影响。结果表明,在NaOH浸出阶段,可溶性化合物Na3AlF6和Al2O3溶解于NaOH溶液中,浸出率达到65.0%,所得炭粉纯度为72.7%;第二步采用HCl浸出得到炭粉,可溶性化合物CaF2和NaAl11O17溶解到盐酸溶液中,浸出率达到96.2%,炭粉纯度达到96.4%。将上述碱浸和酸浸得到的浸出液进行混合以析出冰晶石,在pH=9、温度为70°C下沉积2h,其析出率达到95.6%,所得冰晶石纯度为96.4%。     

Reductive acid leaching of valuable metals from spent lithium-ion batteries using hydrazine sulfate as reductant

Hydrazine sulfate was used as a reducing agent for the leaching of Li, Ni, Co and Mn from spent lithium-ion batteries. The effects of the reaction conditions on the leaching mechanism and kinetics were characterized and examined. 97% of the available Li, 96% of the available Ni, 95% of the available Co, and 86% of the available Mn are extracted under the following optimized conditions: sulfuric acid concentration of 2.0 mol/L, hydrazine sulfate dosage of 30 g/L, solid-to-liquid ratio of 50 g/L, temperature of 80 °C, and leaching time of 60 min. The activation energies of the leaching are determined to be 44.32, 59.37 and 55.62 kJ/mol for Li, Ni and Co, respectively. By performing X-ray diffraction and scanning electron microscopy in conjunction with energy dispersive X-ray spectroscopy, it is confirmed that the main phase in the leaching residue is MnO₂. The results show that hydrazine sulfate is an effective reducing agent in the acid leaching process for spent lithium-ion batteries.     

Study on the Leaching of Pt, Pd and Rh from Spent Auto-catalysts in Various Acidities

Auto-catalysts were the largest consumers of platinum group metals and the most important secondary resources, recovery of PGMs from spent auto-catalysts by leaching with various acidities were investigated. The leaching thermodynamics of PGMs at 363 K was first discussed. At 363 K the higher the acidities of HCl, the higher the leaching recoveries of PGMs, and the sequence of leaching recovery was Pd>Pt>Rh. When H2SO4 used alone, the leaching recoveries of PGMs was low, when the acidity of H2SO4 increasing, the leaching recovery of Rh kept stable.     

碱浸浮选法处理铝电解废旧阴极的工艺研究

通过对废旧阴极内衬的分析,采用碱浸浮选法对其进行处理,回收其中的有用成分,将有害物质分解从而保护环境。碱浸过程中,通过对碱用量、温度、反应时间和液固比这些单因素的分析,确定了最佳反应条件。炭的纯度提高到83.61%,回收了Na3AlF6和NaF;浮选实验有效地分离了炭和电解质,最终炭的纯度达到95%,电解质纯度为98%;最后用漂白粉对实验废水进行处理,分解有害的氰化物并回收CaF2。     

镍红土矿高压酸浸过程的金属元素浸出行为

以镍、钴的提取为目的,研究褐铁矿型镍红土矿高压酸浸过程中各金属元素的浸出行为,探讨硫酸加入量、浸出温度、浸出时间及液固比对各金属元素浸出率的影响.实验结果表明,在优化条件下Ni、Co、Mn和Mg的浸出率分别达到97%、96%、93%和95%以上,则Fe的浸出率小于1%.对高压浸出渣的分析表明,渣中的铁和硫主要分别以赤铁...     

加压浸出法从失效重整催化剂中分离铂铼

失效铂铼催化剂中铂铼性质相似,难以分离,采用碳酸钠加压浸出选择性分离铼,研究了浸出条件对铼浸出效率的影响.在反应温度为160℃,反应时间为150 min,浸出剂碳酸钠用量为物料量的8％,搅拌速率为500 r/min,液固比为4:1,反应压力为0.5 MPa的条件下,铼浸出率98.5％,铂基本不溶解而留在渣中,实现铂和铼...