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铅阳极泥酸浸前的预处理 总被引:2,自引:0,他引:2
研究了铅阳极浸出前的备料措施与浸出效果和氧化剂耗量的关系,提出监控阳极泥堆放时效方法,结果表明堆入的铅阳极泥不必磨细,氧化剂耗量不变Sb,Bi,Cu残留率〈5%,Ag直收率〉98%。 相似文献
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魏洪洁 《有色金属再生与利用》2013,(12):57-59
本文讨论了铅阳极泥浸出锑铋的影响因素,并提出浸出铅阳极泥的最佳的试验条件:盐酸用量为理论量(以铅阳极泥计)的1.1倍,液:固=5:1,温度60℃~80℃,浸出时间为4h,并添加15~30g/L的FeCl3效果最佳,锑、铋的浸出率分别为76.3%和93.7%。 相似文献
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某厂处理铅阳极泥的工艺改进 总被引:2,自引:0,他引:2
针对某厂湿火联合法处理阳极泥工艺存在的问题,改变了预处理条件,优化工艺结构,降低生产成本,提高了银直收率,达到了98.34%,使工艺更具经济合理性。 相似文献
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高锑低银类铅阳极泥制备五氯化锑新工艺 总被引:6,自引:0,他引:6
研究采用控电氯化浸出-低压连续蒸馏-氧化结晶法处理高锑低银类铅阳极泥制备五氯化锑的新工艺.结果表明:稀盐酸酸洗可有效去除铅阳极泥中的氟和硅:当溶液电位控制在430 mV以上时,阳极泥中锑、铜和铋的浸出率均大于99%,浸出液中三价锑离子的浓度高达310 g/L,浸出液经冷却结晶后银的入渣率为91.12%,铅的入渣率为96.35%;当蒸馏温度为190℃时,蒸馏余物中三氯化锑已接近无水三氯化锑熔盐,无水三氯化锑熔盐通氯氧化-结晶分离所获得的五氯化锑产品质量完全达到试剂级产品的要求,而金属铁、铋和铜等均残留在结晶分离残渣中,锑的回收率大于95%. 相似文献
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高铅铜阳极泥的工艺矿物学 总被引:3,自引:0,他引:3
为了高效回收高铅铜阳极泥中贵金属,改进阳极泥的现行生产工艺,采用XRD、SEM和显微镜等对阳极泥进行工艺矿物学研究。结果表明:阳极泥的颗粒较细,成分复杂,贵金属主要为Au 0.33%、Ag 9.94%、Pd0.1%(质量分数);贱金属主要为Cu 16.35%、Pb 13.74%。主要物相包括金以及金铅合金、铜银硒化合物、硫酸盐、砷酸盐、锑酸盐以及氧化物。分析得知,金主要有单质金以及金铅合金两种物相,其质量比约为3:1。其粒度大小不均匀,最大粒度为15μm,最小粒度为0.1μm。单质金常常被包裹在硫酸铜里面,因而,在提取金之前要先脱铜。银以硒化银和铜银硒的形式存在,3种元素混溶形成固溶体。主要贱金属铜为单质铜、硫酸铜、铜银硒以及黄铜矿。铅为硫酸铅、锑酸铅、砷酸铅以及硫化铅;砷锑铋化合物主要包括砷酸铅、锑酸铅、砷酸铋和砷酸锑。结构特征分析表明:高铅铜阳极泥以硫酸铜为基底,氧化镍常包裹单质铜,砷酸锑常包裹黄铜矿,硫酸钡与硫酸铅常交互生长。 相似文献
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随着国家产业政策调整,市场经济体制的进一步深化,日趋激烈的市场竞争使得企业必须进行技术创新,落后的生产技术和冗余的加工工艺已完全不能满足市场需求。 相似文献
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铜阳极泥处理过程中贵金属的行为 总被引:2,自引:0,他引:2
针对某有色金属公司在铜阳极泥回收处理过程中出现的铂、钯金属回收率低,金的直收率不够高等情况,应用物质流方法对其处理铜阳极泥中的金、银、铂、钯等贵金属的行为进行研究。结果表明:在目前阳极泥处理工艺中,金、银的分布比较集中,粗金粉富集了阳极泥中近88%(质量分数)的金;97%左右的银集中于粗银粉中;铂与钯分布较分散,铂钯精矿、沉氯化银后液、析铂钯后液以及分银渣中都含有金属铂和钯,其含量都分别在53%、14%、26%和8%左右。 相似文献
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为降低铅阳极泥回收工艺过程中废水排放对环境的影响,以高锑低银类铅阳极泥湿法制备锑白为研究对象,构造针对过程盐酸减排的水网络超结构,提出带反应单元的杂质物料平衡模型,建立水网络求解非线性规划问题,并通过实验数据调和整定用水与处理单元特征参数,求解非线性规划问题并根据最优解进行了工业装置路线设计。将该方法应用于铅阳极泥制备锑白工艺设计时,可将废水中酸和有毒金属的排放浓度控制到给定值以下,优化后水的重复利用率可达到87.4%;采用基于超结构的非线性规划对此工艺过程进行优化,可以获得合理的水网络结构,达到减排效果。 相似文献
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铜阳极泥是资源综合回收的优选对象,分析各有价金属的分散情况对后续的回收有着指导性的方向作用。铜阳极泥选冶联合工艺较为成熟,具有不断外延拓展金属回收的空间。针对4000 t铜阳极泥物料的生产数据,考察了该工艺有价金属的走向,统计分析了金、银、硒、碲、铅、锑、铋、铜等在工艺流程中的分布率,摸清了有价金属主要分散情况。分析表明,金、银、硒、碲最大的分散点均为浮选尾矿,分别占分散总量的67%、37%、34%、58%,确定为重点管控对象。并结合统计分析结果对提高金、银、硒、碲回收率及铅、锑、铋、铜的回收提出了改进建议。 相似文献
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铜阳极泥处理过程中中和渣中碲的提取与制备 总被引:1,自引:0,他引:1
采用硫酸浸出二氧化硫还原方法从中和渣中制取单质碲。研究表明:采用硫酸浸出中和渣,当反应温度为30℃、反应时间为0.5 h、硫酸浓度为53.9 g/L、硫酸用量为理论用量的1.5倍时,碲浸出率为99.99%;采用亚硫酸钠还原酸浸液中碲时,碲(Ⅳ)发生水解生成二氧化碲;采用二氧化硫还原酸浸液中碲时,当反应温度为75℃、反应时间为2 h、盐酸浓度为3.2 mol/L、二氧化硫流量为0.4 L/min时,碲回收率达到99.84%。X射线衍射(XRD)分析表明二氧化硫还原得到的产物为单质碲,电感耦合等离子体发射光谱(ICP)分析表明,碲粉中碲含量为98.27%。扫描电子显微系统(SEM)分析表明,碲粉的形态为针形。 相似文献
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Preparation of pure SbCl3 from lead anode slime bearing high antimony and low silver 总被引:5,自引:0,他引:5
A novel treatment process of lead anode slime bearing high antimony and low silver was developed by a potential-controlled chloridization leaching and continuous distillation.The experimental results show a high Sb 3+ concentration,489.2 g/L,in the leaching solution for two-stage countercurrent leaching process,and the leaching rates of Sb,Cu,Bi more than 99% when the potential is controlled at 450 mV.When the leaching solution is distillated and concentrated at 120°C,almost all the silicon compound is evaporated into the concentration distillate and exists as amorphous hydrated silica.By the continuous distillation,high pure SbCl3 could be prepared,and AsCl3 is enriched in the distillate while metals Bi,Cu are enriched in the continuous distillation residue.As a result,the recovery rate of Sb is more than 95%. 相似文献
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用热力学方法分析锌阳极泥矿浆的强氧化背景矿浆电位及其对铅、银和黄原酸盐赋存状态的影响。结果表明,在强氧化背景矿浆电位下,铅以 Pb2+或 PbSO4形式存在,银以金属银、AgCl 和 Ag2O 等形式存在,黄原酸盐以其氧化后的二聚物双黄药形式存在。XRD 分析结果表明,锌阳极泥中的铅矿物主要是铅矾,主要的银矿物之一是氯银矿。单矿物浮选实验表明,双黄药对氯银矿的捕收力远强于对铅矾的。用 Material Studio(Adsorption Locater)模块计算了两种吸附质(铅矾和氯银矿)与不同吸附剂(双黄药, H2O, OH-, Cl-, SO42-)的作用能变化。结果表明,在存在 SO42-的条件下,双黄药只能吸附在氯银矿表面。红外光谱测试证实了双黄药对氯银矿的选择性吸附作用。 相似文献
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采用分子相互作用体积模型计算在777℃时不同Pb含量铅锡合金的活度系数,结果与实验值符合较好。对800~1300℃全成分范围内铅锡合金的活度系数进行预测,为铅锡金真空蒸馏分离提供必要的热力学参数。对两种不同铅含量的铅锡合金进行小型和工业实验,将锡中的铅含量降至0.01%以下。设计全成分范围的铅锡合金真空蒸馏处理流程,对铅含量10%~90%的铅锡合金经真空蒸馏处理后可得到纯度为99.5%的粗铅和铅含量在0.01%以下的精锡。 相似文献
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Simultaneous recovery of rare earth, nickel and cobalt resources from the anode material of hydrogen-nickel battery was performed through a hydrometallurgical process. Most of rare earth elements are separated from nickel and cobalt in the form of sulfates when the anode material is firstly leached with sulfuric acid. Then, the precipitated rare earth sulfates are dissolved with sodium hydroxide to form rare earth hydroxides. The rare earth element, zinc and manganese ions in the lixivium are also separated from nickel and cobalt by using PC-88A extractant system, and the organic phase loaded rare earth is stripped with hydrochloric acid. By neutralizing the stripping solution with rare earth hydroxide, the rare earth chloride is obtained. Under the suitable leaching conditions of sulfuric acid 3 mol/L, leaching time 4 h and temperature 95 ℃, 94.5% of rare earth in the anode material is transformed into the sulfate precipitates, and the leaching ratios of nickel and cobalt can approach 99.5%. When the pH value of the extractive system is controlled in the range of 3.0-3.5, the rare earth elements in the lixivium can be extracted completely into the organic phase, and the stripping recovery of the rare earth can reach 98% in the extraction stage. The total recoveries of rare earth, nickel and cobalt are 98.9%, 98.4% and 98.5%, respectively. 相似文献
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Review of metals and binary oxides as sorbents for removing sulfur from coal-derived gases 总被引:1,自引:0,他引:1
Effective methods for removing sulfur from hot, coal-derived gases are being developed for both coal gasification and coal
combustion processes. A comprehensive literature review and analysis on this subject was carried out because there appears
to be a lack of familiarity among recent investigators with work done prior to the 1980s and work done in other countries.
Presented here is information on the historical background and properties of metals and binary oxide compounds. Included are
sorbents that contain Ca, Fe, Zn, Cu, Ni, and Mn. The results of thermodynamic calculations and a review of mixed oxide compounds
will be covered in future publications. 相似文献