高铋铅阳极泥脱砷预处理工艺研究

采用焙烧碱浸方法对高铋铅阳极泥进行了脱砷研究,重点考察了焙烧温度、液固比、碳酸钠用量、氧化剂用量及Na OH浓度对铅阳极泥脱砷效果的影响,优选出较佳的工艺条件。结果表明,在焙烧温度400℃、碳酸钠用量为铅阳极泥质量的40%、氧化剂用量为铅阳极泥质量的10%、Na OH浓度为120 g/L、液固比5∶1的试验条件下,砷的浸出率达到了95%以上。碱浸液经冷却过滤掉结晶沉淀后,采用Ca O进行沉砷处理,沉砷后液补加定量的氢氧化钠能够返回浸出过程,实现了碱浸液的循环利用并保证砷的有效脱除。     

高砷铅阳极泥预脱砷研究

采用一种新的高效碱性脱砷剂A, 用全湿法流程对高砷铅阳极泥进行预脱砷; 考察了浸出时间、液固比、浸出剂浓度、阳极泥粒度以及浸出温度等对脱砷效果的影响; 在最佳脱砷条件下As、Sb、Pb的浸出率分别为96.32%, 9.04%与13.15%, 脱砷后的阳极泥含砷0.28%。脱砷后液采用石灰乳可将61.7%的As从溶液中沉淀脱除。     

高砷铅阳极泥预处理工艺述评

评述高砷铅阳极泥的预处理工艺流程及砷产品的开发现状。简要介绍高砷铅阳极泥预处理的传统火法工艺、湿法工艺及火法－湿法联合工艺等脱砷流程，并讨论主要工艺流程的优缺点。分析砷产品开发与应用的现状及未来的发展趋势。     

高砷铅阳极泥预处理工艺述评

评述高砷铅阳极泥的预处理工艺流程及砷产品的开发现状.简要介绍高砷铅阳极泥预处理的传统火法工艺、湿法工艺及火法-湿法联合工艺等脱砷流程,并讨论主要工艺流程的优缺点.分析砷产品开发与应用的现状及未来的发展趋势.     

从高锡高砷铜阳极泥中浸出铜镍的工艺研究

采用硝酸氧化酸性浸出法从高锡高砷铜阳极泥中浸出铜镍, 主要考察了硝酸添加量、反应温度、硫酸浓度、固液比和反应时间等因素对铜镍浸出效果的影响。实验结果表明, 在铜阳极泥质量20.0 g、2.0 mol/L硫酸溶液100 mL、固液比1/5、浸出温度85 ℃、浓硝酸用量2.0 mL、搅拌速度500 r/min和浸出时间90 min时, Cu和Ni平均浸出率分别达到94.58%和80.22%, 而As、Sb和Sn浸出率仅为4.52%, 1.11%和0.15%, 实现了Cu、Ni从阳极泥中的有效分离。     

铅阳极泥选择性脱铜试验研究

采用选择性脱铜—混酸浸锑、铋—硝酸脱铅—火法熔炼回收贵金属工艺综合回收铅阳极泥中的有价金属。重点介绍了该工艺中选择性脱铜的试验研究。确定了最佳脱铜条件:浸出温度28℃,初始酸度H2SO420 g/L,鼓空气浸出3 h,液固比L/S=5/1(mL/g),添加剂Fe3+浓度1 g/L;在该条件下,铜的平均脱除率为91.30%,锑的平均浸出率仅为2.11%,Bi,Pb,Au,Ag等不被浸出。该研究取得了较好的选择性脱铜效果,有效解决了铅阳极泥传统湿法处理工艺中存在的金属分离不彻底、产品质量不高等问题。     

电解锰阳极泥中战略金属回收技术进展

电解锰行业每年产生7.5~12万t的锰阳极泥固废, 其矿物组成与结构复杂, 有价金属组分多、含量高, 综合利用难度大, 目前大部分厂家廉价销售或大量堆存, 造成了严重的资源浪费和环境污染。文章分析了阳极泥的产生机理和资源特点, 综述了阳极泥中主要有价战略金属元素Mn、Pb、Sn、Se的分离回收技术, 对比了还原浸出法、焙烧浸出法、碱熔—浸出法等阳极泥处理方法的优缺点, 提出了硫转化综合回收锰铅锡硒新思路, 可为电解锰阳极泥固废的资源化利用提供技术参考。      

高砷锑烟尘焙烧脱砷试验研究

高砷烟尘是铜、铅等冶金过程中产生的一种难处理副产物,回收其中有价金属之前,需要先脱砷。采用焙烧方法对高砷锑烟尘进行了脱砷预处理,考察了焙烧温度和焙烧时间对脱砷率的影响。结果表明:在焙烧温度550℃,焙烧时间120 min的条件下,采用流动空气,As、Pb的脱除率分别为41.51%和59.81%,需要进一步控制氧势以提高脱砷率。     

高砷铅硫精矿铅砷分离试验研究

以河北某高砷铅硫粗精矿为研究对象,开展了铅砷分离研究,铅硫粗精矿经再磨,使用石灰和腐殖酸钠作砷抑制剂,采用“一粗两扫三精”浮选闭路工艺,可获得铅品位和铅回收率分别为76.12%和94.89%的铅精矿以及砷品位和砷回收率分别为11.89%和90.35%的砷硫精矿,实现了铅砷高效分离。     

从罗定铅阳极泥中回收银

用氯化法处理罗定铅阳极泥，先经酸浸选择性地浸出贱金属，银留在浸渣中，将浸渣通氨，银以Ag（NH3）2^ 转入溶液，然后用水合肼还原，获得99.8%银粉，银的直收率97％。     

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。     

电解锰阳极泥有机还原浸出回收锰和铅的研究

选用玉米秆、木薯淀粉、甘蔗渣和废糖蜜4种有机还原剂对某电解锰阳极泥进行了还原浸出试验研究, 并对有机还原剂浸出锰阳极泥的机理进行了探讨。结果表明, 在获得相同锰浸出率条件下, 还原剂用量排序如下: 淀粉<玉米秆<废糖蜜<甘蔗渣(水解)。玉米秆用量虽比淀粉大, 但其来源广价格低, 在适宜水解和浸出条件下, 阳极泥锰浸出率可达97.01%。浸出液经除杂后, 净化液锰含量达40.96 g/L, 锰回收率92.29%。净化液经碳化结晶可制得碳酸锰产品, 产品达到行业标准, 锰回收率92.10%。浸出渣经浸出除杂处理, 铅品位可提高到60.79%, 达到三级铅精矿要求, 铅回收率为82.52%。     

湖南省铅锌冶炼行业铅、砷、镉气相产/排污系数测算

对湖南省铅锌冶炼行业废气中铅、砷、镉的产/排污系数进行了研究和测算。结合实测数据以及物料衡算, 基本掌握了铅锌冶炼行业铅、砷、镉污染源的分布、污染物排放强度、污染末端治理措施及技术水平、污染排放规律, 完成对湖南省污染源的现状及发展变化趋势的分析, 为全国铅锌冶炼行业工业废气量以及废气中铅、砷、镉等重金属污染物普查及核算提供技术依据。根据此次测算结果, 提出了淘汰、整合和并购的建议。     

河南某铝土矿中锂的浮选回收与提取试验

河南省某地铝土矿矿石中Li2O品位为026%,锂主要赋存在高岭石、伊利石等黏土矿物中。为确定铝土矿伴生锂的开发利用工艺,进行了铝土矿浮选工艺试验和富锂精矿的提取试验研究。试验结果表明：采用2粗1精、中矿顺序返回的铝土矿浮选闭路流程,可获得Al2O3品位6172%,铝硅比为1145的铝土矿精矿产品和Li2O品位057%、回收率为7897%的富锂精矿;富锂精矿与浓硫酸熟化液（固液比）1∶1混合后,在熟化温度180 ℃、浸出液固比2∶1～3∶1、浸出时间10 min、浸出温度常温的情况下,Li2O浸出率达到9464%,最终得到纯度为9956%的碳酸锂产品。采用硫酸熟化—浸出—净化—提锂工艺可实现河南某地铝土矿中锂高回收率和获得高纯度产品的目的,具有一定的实际价值。     

综合回收大厂七号坝老尾矿铅锑锌的浮选试验研究

针对大厂七号坝老尾矿铅锑锌品位低、嵌布粒度细、矿物组份复杂且深度氧化的特点,采用硫化钠作活化剂,丁基黄药与PC-1作组合捕收剂,新型有机抑制剂GZT抑制脉石及碳质矿物,成功地从大厂七号坝老尾矿中回收了铅锑锌矿物,铅锑锌精矿品位分别为21.36%、14.75%、45.63%,回收率分别达到70.12%、67.63%和83.29%。     

The development of an environmentally friendly leaching process of a high C,As and Sb bearing sulfide gold concentrate

An environmentally friendly leaching process, consisting of the pretreatment of alkaline pressure oxidation and thiosulfate leaching, has been developed to efficiently extract gold from a high carbon, arsenic and antimony bearing sulfide gold concentrate. The Au extraction from the concentrate by direct cyanidation was very low mainly due to the encapsulation of gold by associated minerals and the preg-robbing effect of graphite and organic carbon. The pretreatments of permanganate oxidation and oxidative roasting both could effectively liberate encapsulated gold and eliminate the preg-robbing effect on cyanidation. However, the reagent dosage of permanganate oxidation was high and the final oxidation solution contained substantial quantities of toxic ions. The flue gas of oxidative roasting also contained a lot of poisonous oxides, and the extremely drastic reaction environment of roasting led to the secondary encapsulation of gold by newly generated oxides. The pretreatment of alkaline pressure oxidation effectively liberated encapsulated gold with less than stoichiometric reagent dosage and simultaneously relieved the secondary encapsulation of gold, but could not completely remove graphite and organic carbon. Because carbonaceous matter had a weak affinity for gold thiosulfate complex, the Au extraction by thiosulfate leaching after the pressure oxidation achieved 86.1% whilst the thiosulfate consumption was 35.3 kg/t-concentrate. This process of alkaline pressure oxidation–thiosulfate leaching neither used toxic reagent nor released poisonous gas, and furthermore its effluents contained few toxic ions.     

碱浸除钼渣综合回收钼硫铜的试验研究

为了综合回收钨冶炼除钼渣中的钼、硫、铜,提出碱浸除钼渣分离铜和钼,氧化浸出液中S2-以分离硫和钼的思路,并对比了常压碱浸和高压氧碱浸两种工艺,详细考察碱浸过程氢氧化钠用量、温度、反应时间,液固比等工艺条件对钼浸出率、S2-残留率的影响规律。试验结果表明,常压碱浸在温度85℃、氢氧化钠用量为理论量1.1倍、反应180 min、液固体积质量比3 GA6FA 1时,钼浸出率为99.48%,铜浸出率低于0.1%,S2-残留率高于98%,选用硫酸与氯酸钠氧化碱浸滤液可实现S2-残留率低于0.2%。高压氧碱浸在温度85℃、氢氧化钠用量为理论量1.1倍、反应180 min、液固体积质量比3 GA6FA 1时,钼浸出率99.82%,铜浸出率低于0.5%,S2-残留率低至0.35%;两种工艺均可实现钼与铜、硫的深度分离,为除钼渣的综合利用提供切实可行的方案。