基于田口法的铜阳极泥微波浸出工艺

基于田口方法,提出微波浸出铜阳极泥的优化方法,并对铜、碲、硒的浸出率进行信噪比分析。结果表明,固液比对铜、碲、硒浸出率的贡献率最大,贡献率分别达到60.83%、54.76%和62.05%。固液比是铜阳极泥微波浸出过程最重要的工艺参数,时间对于铜、碲浸出率为较重要因素,酸浓度对于硒浸出率为较重要因素,微波功率对于铜、碲、硒浸出率的贡献率都较小,分别为4.23%、12.37%和10.32%。铜浸出最优条件如下:微波功率450 W、时间5 min、固液比0.10 g/mL、酸浓度1.0 mol/L;碲、硒浸出最优条件如下:微波功率700 W、时间9 min、固液比0.10 g/mL、酸浓度1.0 mol/L。在优化后的工艺条件下进行验证实验,铜浸出率达到99.88%以上,碲浸出率达到95.70%以上,硒浸出率达到38.22%以上。     

高镍铜阳极泥中硒和碲的依次脱除（英文）

对苏打焙烧-碱浸-酸浸从高镍铜阳极泥中依次脱除硒和碲的工艺进行试验研究。通过热力学分析结合各工序中间产物的XRD图谱变化推断整个过程的反应机理。在苏打焙烧过程中,铜阳极泥中以Cu4SeTe形式存在的铜被氧化成CuO和Cu3TeO6,而硒和碲则分别转化为Ag2SeO4和Cu3TeO6。在焙砂碱浸过程中,Ag2SeO4容易溶解浸出,但Cu3TeO6转化为CuTeO3仍然难以浸出,因此在焙烧-碱浸过程硒优先于碲被浸出。残留在碱浸渣中的CuTeO3和CuO很容易在接下来的酸浸过程中浸出。试验研究结果显示,在最佳的苏打焙烧-碱浸过程中,超过97%的硒被浸出,而碲几乎不浸出,从而实现了硒与碲的分离。在随后的酸浸过程中,超过96%的铜和几乎所有的碲被浸出进入酸浸液中。     

从脱铜阳极泥中浸出贵金属的预处理工艺研究

采用硫代硫酸盐浸出脱铜阳极泥中的贵金属金、银和钯,研究氧化焙烧、碱预浸出和酸预浸出的预处理工艺对提高浸出率的影响。结果表明,3种预处理方式可在不同程度上降低硫、砷、锑、铅等元素对浸出效率的影响,采用氧化焙烧-酸预浸出-硫代硫酸盐浸出的方案,金、银和钯的浸出率分别达到了93.45%、96.32%和76.04%。     

硫代硫酸盐浸出脱铜阳极泥中金、银和钯的研究

密度泛函计算和热力学分析表明,相较于Au(I)和Ag(I)离子,Pd(II)离子更容易与S2O3^2-发生配位反应,3种元素均可被氨性硫代硫酸盐溶液浸出。脱铜阳极泥中高含量的锡和锑对硫代硫酸盐浸出贵金属无明显影响,但铅以PbO形态存在时会覆盖在贵金属表面抑制浸出。硫代硫酸盐对脱铜阳极泥中贵金属的直接浸出率低;阳极泥先经氢氧化钠预处理去除部分铅后浸出率有所提高;经碳酸盐转化-醋酸预处理可去除阳极泥中93.8%的铅,硫代硫酸盐对金、银和钯的浸出率达到88.0%、93.4%和80.7%。X射线衍射(XRD)和X射线光电子能谱(XPS)分析表明,醋酸预处理后阳极泥颗粒表面没有出现PbO钝化层。     

铂钯精矿中氯化银的浸出预处理研究

铜阳极泥分铜液所得铂钯精矿中的银主要以氯化银(AgCl)形态存在,可用氨水或亚硫酸钠作为浸出剂去除银。绘制了Ag⁺与NH3、SO2- 3配体组分图,结合电位-pH图分析表明,氨浸的pH值范围为7.7~13.5,亚硫酸钠浸出宜在中性或碱性条件下进行。优化条件实验结果表明,银的氨浸浸出率为95.3%,碲浸出率为14.9%,有微量铂、钯浸出;以亚硫酸钠为浸出剂,银的浸出率为97.3%,碲浸出率为11.5%,金、铂和钯均不被浸出。亚硫酸钠更适于作为铂钯精矿预处理除银的浸出剂。     

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。     

铜阳极泥典型处理工艺研究进展EI北大核心CSCD

铜阳极泥含Au、Ag、Se、Te、Cu等多种有价金属,高效回收其中的稀贵金属不仅可实现资源综合利用,而且可产生显著的社会经济效益。目前,铜阳极泥传统处理工艺存在环境污染大、金属回收率低等问题,卡尔多炉工艺是解决问题的有效途径。卡尔多炉工艺是铜阳极泥典型处理工艺,本文系统介绍了其原理和方法,重点阐述了阳极泥预处理、卡尔多炉熔炼及金银合金电解的工艺特点。针对卡尔多炉熔炼周期长、稀贵金属分离提纯工艺复杂及回收率低等问题,在综合国内外先进技术及最新科研成果的基础上,总结出阳极泥预处理工艺优化、熔炼效率提升及稀贵金属强化回收的优化措施。     

有机硅废触体中铜的高效提取及高纯铜制备EI北大核心CSCD

针对有机硅行业生产过程中产生的废触体,提出水浸预处理-氧化酸浸-旋流电积制备高纯铜的工艺。采用单因素实验法,分别考察反应温度、液固比、反应时间等因素对水浸预处理及氧化酸浸效果的影响。结果表明:在反应温度80℃、反应时间30 min、液固比3∶1 mL/g的优化条件下进行水浸预处理,处理后氯、铁的去除率可分别达到93.95%、5.25%,而铜不浸出;在双氧水用量为理论用量的2.0倍、反应温度为30℃、硫酸浓度为1.25 mol/L、液固比为3∶1 mL/g、反应时间为20 min的优化条件下,氧化酸浸过程中铜的浸出率可达93.59%,溶液中铁含量仅为0.25 g/L,且循环浸出时浸出率保持稳定。经循环浸出富集后的硫酸铜浸出液采用旋流电积制备高纯铜,得到的产品形貌平整,铜含量大于99.98%,达到GB/T467—2010的要求。     

石煤氧压酸浸提钒工艺优化

研究石煤一段氧压酸浸过程中硫酸亚铁添加剂对钒浸出率的影响.结果表明:在石煤氧压酸浸过程中加入适量添加剂,钒浸出率可提高8.5%左右.不同气体的压力酸浸实验表明,工业生产过程中,可完全用空气代替工业氧气.采用两段氧压酸浸工艺可有效控制一段浸出液的酸度,并实现钒的选择性浸出,最终一段浸出液的酸度可控制在10 g/L左右,钒浸出率可提高10%.     

采用碱性加压氧化浸出从高铋铅阳极泥中脱除砷锑

在碱性溶液中釆用加压氧化浸出对高铋铅阳极泥进行脱除砷锑的研究。考察氧化剂用量、氢氧化钠浓度、液固比、碱浸温度及反应时间对铅阳极泥脱砷、锑效果的影响,优选得到较佳的工艺条件,砷、锑的浸出率分别达到95%和80%以上。碱浸液冷却过滤结晶砷酸钠和锑酸铅后,采用过氧化氢进行沉锑处理,沉锑后的溶液再补加定量的氢氧化钠后能够返回浸出工艺,实现碱浸液的循环利用,并保证砷、锑的有效脱除。     

国外铜电解阳极泥处理技术

专门介绍近年来国外对铜电解阳极泥的处理方法,其中包括铜阳极泥的预处理,脱除Cu、Ni、Se、Te;湿法氯化处理回收金银等贵金属;改进的火法处理工艺。     

铜阳极泥选冶富集金银的粗选研究

铜阳极泥含有大量的贵金属和稀有元素,是提取贵金属的重要原料。对铜阳极泥原料进行预处理后,用自制的不同浮选捕收剂以选冶工艺流程分离富集贵金属,考察了不同条件铜阳极泥的浮选行为。结果表明,经预处理后,采用自制药剂C,pH控制在2时进行粗选,粗选精矿中金、银的富集比接近4.5,银品位达到45%~50%,金品位由0.2%提高到0.8%~1.0%,可直接熔铸成板,节省了传统工序的贵铅炉熔炼并降低了成本,有利于后续处理。     

铜阳极泥选冶联合工艺有价金属走向考察及改进建议

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。     

镀铑铜丝的综合回收

用挤压成型的方式将镀铑铜丝制成铜阳极,铜和贵金属不形成合金,采用电解的方式分离铜和贵金属.电解过程中铜在阴极沉积,而贵金属不分散.阳极泥中贵金属为致密金属片,从中回收贵金属的工艺简单.整个工艺实现了铜和责金属的高效综合回收,减少了废水、废气的排放,对环境更友好.     

铜阳极泥预处理脱铜工艺优化

分析了铜阳极泥预处理过程中有价元素Cu、Te、As的分布状况及工艺存在的问题，提出了铜阳极泥预处理过程工艺优化方案。结果:一，中间物料如吸收后液、银过量还原后液等得到充分利用，工艺过程试剂消耗为零。同时，脱铜渣含铜可稳定控制在6％左右，并回收了部分Au、Ag物料，提高了Au、Ag的回收率。     

铂钯精矿湿法分离Bi、Fe富集贵金属工艺

以铜阳极泥分铜液还原所得铂钯精矿为原料,根据其矿物特性选择HCl作为浸出剂湿法脱除Bi、Fe等主要贱金属元素,富集Au、Ag、Pt、Pd等贵金属;通过热力学计算绘制Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)在盐酸体系的组分分布图,实验考察了HCl浓度、Cl-浓度、反应温度和时间等因素对Bi、Fe浸出率的影响.结果表明:在HCl浓度为2 m...     

Recovery of Precious and Base Metals from Waste Printed Circuit Boards Using a Sequential Leaching Procedure

This paper considers the issue of recycling of waste printed circuit boards (WPCBs) containing precious and base metals in appreciable amounts. High-pressure oxidative leaching (HPOL) with dilute sulfuric acid resulted in removal of a significant amount of base metals from a WPCB ash sample obtained by incineration at 800°C. The parameters investigated in the precious metal leaching from WPCB residue after HPOL included the sulfuric acid concentration, thiourea concentration, oxidant concentration, leaching temperature, and leaching time. Recovery of gold, silver, and palladium of 100%, 81%, and 13% from the WPCB residue sample was achieved by thiourea leaching under optimized conditions. The results show that the efficiency of precious metal dissolution from the WPCB sample using thiourea solution depended strongly on the concentration of both thiourea and oxidant.     

Pressure leaching of metals from waste printed circuit boards using sulfuric acid

Printed circuit boards (PCBs) are essential components of electronic equipments which contain various metallic values. This paper reports a hydrometallurgical recycling process for waste PCBs, which consists of the novel pretreatment consisting of organic swelling of PCBs followed by sulfuric acid leaching of metals from waste PCBs. To recycle the waste PCBs, experiments were carried out for the recovery of copper from the crushed and organic swelled materials of waste PCBs using sulfuric acid leaching in presence of hydrogen peroxide under atmospheric and pressure condition. The leaching of PCBs at 90°C, pulp density 100 g/L under atmospheric condition, using 6M sulfuric acid resulted in the dissolution of a minor amount of copper due to the presence of plastic coating on the surface of metallic layers. On the other hand, when the liberated metal sheets from organic swelled PCBs were treated with dilute sulfuric acid of concentration 2M along with hydrogen peroxide in an autoclave under oxygen atmosphere, the percentage recovery of copper was found to increase from 59.63% to 97.01% with an increase in hydrogen peroxide concentration from 5 to 15% (v/v) keeping constant pulp density 30 g/L.