贵锑选择性氯化浸出富集金过程中铅的行为研究

本文系统分析了高离子强度下含Pb2 、Cl-、SO42-酸性溶液各离子间的平衡,计算出不同条件下PbCl2、PbSO4在高Cl-、SO42-的酸性溶液中的溶解度(mol/L).绘制出25℃下,氢离子浓度分别为7.5、5、2.5、1、0.1(mol/L)时,PbCl2、PbSO4的溶解度(mol/L)随总硫酸根浓度[SO42-]T 和游离氯离子浓度[Cl-]的关系曲面.PbCl2、PbSO4的溶解度曲面在高酸度的条件下有一交线.根据浓度积原理,将优先析出溶解度小的物质,即较低曲面所表示的物质.将各条件下,两曲面的交线对底面做投影,由投影得到的溶解平衡曲线图便可根据溶液的组成及温度条件判断出溶液中的Pb2 的析出形式.结果表明:在含Pb2 、Cl-、SO42-酸性溶液中,[H ]≥7.5mol/L、[Cl-]＞2.5mol/L时,溶液中PbCl2的溶解度小于PbSO4的溶解度,PbCl2较PbSO4优先析出;随着[H ]的减小,PbSO4 的溶解度逐渐减小, PbSO4较PbCl2优先析出的范围增大;[H ]=0.1mol/L时,仅仅在硫酸根浓度非常低,游离氯离子浓度非常高时,才可能优先析出PbCl2;[H ]≤ 0.01mol/L时,在[SO42-]T 、[Cl-]可能达到的范围之内,都将优先析出PbSO4.从而较好地解释了在控制电位选择性氯化浸出高品位含金物料工艺中,分离铅时,加入了大量的SO42-,而析出铅渣99%以上是PbCl2的事实.     

高砷低金银的铅阳极泥的高压脱砷

以高砷低金、银铅阳极泥为原料研究了湿法处理流程。包括加压浸出脱砷;混酸浸出锑、铋、铜和铅;浸出渣熔炼、电解得成品银;银阳极泥提取金。     

控制电位选择氯化的热力学分析

对控制电位选择氯化过程进行热力学分析,并确定砷及银、铅和铀族金属的浸出行为,还介绍了在水溶液中有大量金属氯配合物生成时,其游离氯离子浓度的计算方法.     

亚硫酸钠浸出-甲醛还原回收氯化渣中的银

为了改善氰化金泥湿法精炼过程中氯化渣铁粉置换工艺熔炼粗银时的工作环境,提高银的回收率,采用亚硫酸钠浸出-甲醛还原方法处理氯化渣。结果表明,在pH=8.5、液固质量比为20:1、35℃的条件下用浓度为250g/L的亚硫酸钠溶液浸出氯化渣3h后,银浸出率大于99%;浸银液在40%甲醛与银比例为5:2 (mL/g)、50℃的条件下还原1.5 h,银还原率达99%以上。浸出渣返回金泥氯化分金流程,浸银液还原后可再生循环使用,银综合回收率可达98%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SiO₂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。     

用石硫合剂（LSSS）法从高铅金精矿浸出金

石硫合剂法是最新的无氰提金技术。石硫合剂法浸金机理是：电化学──催化机理。本文对石硫合剂法浸出高铅顽固金精矿样的工艺研究表明：石硫合剂法对顽固金精矿的适应性良好，采取二段浸出工艺，金浸出率可达９９％，为国内外大量顽固金矿的开发利用提供了条件和可能途径。     

高砷铅阳极泥水蒸气焙烧脱砷实验研究

针对目前工业上难处理的高砷铜阳极泥 ,作者提出在水蒸气气氛中焙烧脱砷的新工艺。实验主要对反应气氛、焙烧温度、焙烧时间等影响因素进行了系统考查。结果表明 ,在水蒸气气氛下焙烧高砷铅阳极泥 ,脱砷率≥ 87% ,焙砂含砷 <3% ,脱砷效果明显好于空气气氛。同时 ,通过XRD分析 ,对焙烧脱砷过程中的物相变化及反应机理进行了探讨。     

金银在铅、锍中的分布规律

研究了不同情况下金银在铅、锍两相中的分布规律,获得了如下结论：铅对金银的捕集能力锍强;铅对金的捕集能力比对奶的捕集能力强;锍对银的捕集能力对比金的捕集能力强,组成锍的各组元对金银的捕集能力按Ｃｕ２Ｓ〉ＰｂＳ〉ＦｅＳ的顺序排序。     

砷锑金精矿冶炼工艺研究

以龙王江砷锑金精矿为原料，采用酸性A^＃氯化剂浸出－焙烧脱砷硫－氰化提金工艺流程，锑、砷分离效果好，得到较好的经济技术指标。     

硝酸氧化浸出难冶炼高砷钴矿

在100g钴矿加入39mL浓硫酸、浸出温度80℃、浸出时间2h、液固比2:1时,采用常规的硫酸浸出,钴浸出率仅为16.86%;当100g钴矿中加入42.5mL浓硫酸、在焙烧温度630℃、焙烧时间1.5h的焙烧条件下,采用硫酸化焙烧后硫酸浸出,钴浸出率达到67.48%;在100g钴矿中加入39mL浓硫酸和56mL浓硝酸、浸出温度60℃、浸出时间4h、液固比为3:1时,采用硝酸氧化下硫酸浸出,钴浸出率为96.35%。     

铅阳极泥脱砷预处理研究

采用氢氧化钠溶液循环浸出法对铅阳极泥进行预脱砷,考察了液固比、氢氧化钠浓度、浸出温度和浸出时间对脱砷效果的影响;在液固比10∶1、氢氧化钠浓度2.5 mol/L、浸出温度80℃、浸出时间8 h的条件下,砷的浸出率可达94%以上;含砷浸出液经硫化钠沉砷后可返回浸出工序循环使用,硫化钠与砷质量比为3∶1时,沉砷率可达88%以上,同时回用浸出工序后,砷浸出率达94%以上,浸出液循环使用对脱砷没有影响。     

氰化浸出-电积法从铜阳极泥提取金和银

采用硫酸化焙烧、稀硫酸浸出铜－－氰化浸出、电积提取Au和Ag－－还原熔炼回收Pb、Bi、Sn和微量Au、Ag工艺处理铜阳极泥，具有流程简短,回收率Au≥99%,Ag≥99%,Cu、Pb、Bi、Sn综合利用好等优点。     

高砷多金属矿中金和银的浸出实验研究

云南某地高砷多金属矿含有价金属铅、锌及稀贵金属金、银和铟,常规回收方法环境污染严重,因此采用加压氧化酸浸预处理,锌铜进入酸浸液另行回收,浸出渣硫脲浸出金和银,在最佳条件下,金和银浸出率可从未预处理的11.29%和14.17%、分别提高到93.94%和96.85%,浸出速度也大大提高,能获得较好的经济效益。