卤素离子催化作用下SO_2还原沉金后液及其热力学特征

以沉金后液为原料,采用SO_2为还原剂,研究在卤素以及卤素复合催化剂存在条件下还原沉金后液中的硒碲以及捕集贵金属金铂钯的工艺。结果表明:在85℃、硫酸浓度167 g/L、SO_2流量0.2 L/min的条件下,当Cl-催化剂浓度为1.1 mol/L、反应时间2 h,或当Br~-催化剂浓度为0.5 mol/L、反应时间3 h,或当I~-催化剂浓度为0.3 mol/L、反应时间2 h时,硒金铂钯还原率达到100%,碲还原率达到99.60%以上。采用卤素复合催化剂,当Na Cl与Na Br摩尔比为1:2时,有助于加快硒碲的还原,而且降低了催化剂的用量。SO_2催化还原后产物中含碲74.56%、铜11.85%、硒7.38%,贵金属金3.89%、铂0.19%、钯1.02%(质量分数);还原产物中碲以单质状态存在,产物形貌为球状体。热力学分析表明:硫酸浓度为167 g/L时,Se(Ⅳ)主要以H_2Se O_3形式存在,Te(Ⅳ)主要以H_3Te O_3~+形式存在;当溶液中有Cl~-存在时,溶液中H_3Te O_3~+在Cl~-缔合作用下逐渐转变为Te Cl_6~(2-),其电极电势较H_3Te O_3~+的正,促进碲的还原。     

双氧水氧化碱浸分离铂钯精矿中硒碲热力学及实验研究

采用水合肼和盐酸羟胺复合还原沉金后液得到铂钯精矿,其中硒和碲总含量达到71.15%,金、铂和钯总含量达到3.65%,从铂钯精矿中分离硒碲对富集及回收贵金属金铂钯具有重要意义。热力学分析表明:在碱性条件下,采用双氧水作为氧化剂,可以将硒和碲氧化为高价态的离子化合物被浸出,金、铂和钯留在固相中。采用双氧水氧化碱浸分离铂钯精矿中硒碲,实验结果表明其适宜反应条件为:双氧水用量为250 m L/L,Na OH浓度为5 mol/L,反应温度为85℃,液固比为5:1(m L/g),反应时间为2 h,在此适宜条件下,硒和碲的浸出率分别为82.49%和92.45%,金、铂和钯均未被浸出。氧化碱浸后渣中贵金属总含量达到23.18%,相对铂钯精矿富集6.35倍。     

采用亚硫酸钠还原法从沉金后液中回收稀贵金属

以铜阳极泥沉金后液为原料,采用亚硫酸钠作为还原剂,研究Cl-催化剂和卤素复合催化剂还原稀散元素硒和碲以及捕集沉金后液中贵金属金、铂、钯的工艺,并通过XRD和SEM对还原产物分别进行物相分析和显微形貌表征。结果表明:当单一Cl-催化剂浓度为1.1 mol/L、反应温度为85℃、反应时间为2 h、体系硫酸浓度为368 g/L、亚硫酸钠用量为100 g/L时,硒、金、铂、钯还原率为100%,碲还原率为97.7%。采用复合催化剂条件下,当nNa Cl:nNa Br为1:2时,硒和碲的还原速率明显加快。还原产物主要成分为碲73.95%、铜12.35%、硒7.65%、金3.31%、钯0.95%、铂0.24%;还原产物中碲主要以单质状态存在,其形貌主要为柱状体。     

沉金后液回收硒、碲还原剂的选择（英文）

以某铜阳极泥氯化分金后的沉金后液为原料,研究能从中高效回收硒和碲的还原剂。首先,对沉金后液中有价元素的还原反应进行了热力学分析,在此基础上研究不同还原剂体系对沉金后液中硒和碲回收率的影响;然后,采用单因素实验研究水合肼还原体系中,各工艺条件对硒和碲回收率的影响;最后,在水合肼还原体系中加入盐酸羟胺来强化对硒和碲的还原效果。结果表明,水合肼对硒和碲均有良好的还原效果,硒和碲的回收率分别为71.23%和76.50%;在水合肼用量为0.2133 mol/L、H+浓度为4.305 mol/L、反应温度为85°C、还原时间为5 h条件下,硒和碲的回收率分别达到92.07%和97.81%;当盐酸羟胺浓度为1.5116mol/L时,硒回收率为97.59%,碲回收率达到100%。     

沉铂钯后液中碲铋的分离与回收工艺

以铜阳极泥处理中的沉铂钯后液为原料,经过氢氧化钠沉淀、酸浸沉淀渣、SO_2还原后,得到碲粉和还原碲后液,在还原碲后液中加入氢氧化钠沉淀后过滤得到氯氧铋,在氯氧铋中加入氢氧化钠溶液脱氯制得氧化铋。结果表明:加入氢氧化钠调节沉铂钯后液pH为6、反应温度20~25℃、反应时间为1 h时,沉铂钯后液中碲和铋沉淀率分别达到99.91%和99.96%;沉铂钯后液得到的沉淀渣混酸浸出适宜条件是3 mol/L盐酸和1.5 mol/L硫酸体积比为2:1,H~+浓度为3 mol/L,反应温度为50℃,反应时间为2 h,铋和碲的浸出率分别为99.93%和98.21%;在富集碲铋的浸出液中通入SO_2还原,当SO_2流量为0.25 L/min、反应温度为70℃、反应时间为50 min时,碲的还原率为96.59%,还原碲粉中碲含量达到79.45%,砷和铋含量仅为0.003%和0.067%(质量分数);在SO_2还原碲后液中加入氢氧化钠调节溶液pH值为2,过滤后得到氯氧铋;在氯氧铋中加入6 mol/L氢氧化钠溶液,当液固比为3:1、反应温度为80℃、反应时间为2 h时,所得氧化铋产物中氧化铋含量达到93.80%。     

SO_2还原沉金后液回收硒碲及捕集铂钯

以沉金后液为原料,通过SO2直接还原回收硒碲和捕集铂钯。采用X射线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM)对还原产物的物相、微观形貌进行表征,结果表明:当反应温度为85℃,SO2流量为0.2 L/min,反应时间为4 h,H+浓度为3.3 mol/L和Cl?浓度为0.72 mol/L时,Se和Te回收率分别为99.5%和96.64%,Pt和Pd回收率均达到了100%,所得黑色还原产物中硒、碲、铂和钯的质量分数分别为28.06%、52.3%、0.084%和0.588%。产物中硒和碲均以单质态形式存在,其形貌为球状体和柱状体。     

硒、碲、金与微量铂、钯的萃取分离——含硒、碲、金物料中铂、钯的连续测定

本文针对硒、碲、金严重干扰二苄基二硫代乙二酰胺法测定铂、钯的情况,采用混合萃取剂(甲基异丁酮:醋酸异戊酯=2:1)对硒、碲、金与微量铂、钯的分离问题进行了研究。确定,在8N盐酸介质中进行萃取,能将硒、碲、金同时分离(经二次苹取,可分离碲10毫克,硒100毫克,金30毫克;经三次萃取,碲的分离量可达50毫克)。铂、钯回收率一般在90％以上。较好地解决了含高量硒、碲、金物料(如铜阳极泥及其中间产品)中铂、钯的测定问题。方法简便、快速;硒、碲、金分离量大;适用范围广;有较好的经济效果。曾在洛阳铜加工厂及广西某厂的铜、银、金等阳极泥中间产品中作了应用,结果满意。     

某铂钯精矿氯化浸出工艺

对某铂钯精矿进行了工艺矿物学分析,确定铂钯矿物主要为碲铂钯矿、硫铂钯矿、砷铂钯矿、锡铂钯矿等矿物,铂钯元素在铂钯矿物中分布均匀。采用直接氯化浸出工艺浸出该矿中的铂钯,考察盐酸浓度、液固比、反应时间、反应温度、氯酸钠用量、氯酸钠滴加速率对铂钯浸出率的影响,确定最佳工艺参数,并对浸出渣进行物相分析,优化浸出方案。结果表明:在最佳条件为盐酸浓度4 mol/L、液固比4:1、反应温度95℃、反应时间9 h,氯酸钠溶液(625 g/L)用量与精矿的液固比为3.2:1(80 mL:25 g),滴加速度为12 mL/h;在最优条件下,铂、钯浸出率分别达到92.83%和99.7%。浸出渣物相分析显示,未能被浸出的铂被滑石、钠长石及金红石等矿物完全或部分包裹,导致铂浸出困难。     

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。     

基于AOP协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属

以粗铋碱性精炼产生的碲渣为原料,基于高级氧化技术(AOP),在硫酸体系中协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属,研究NaCl浓度、H_2O_2体积分数、H_2O_2滴加速度、H_2SO_4浓度、浸出温度、浸出时间、气体流速和液固比等工艺参数对碲、铜、铋、锑和铅等金属浸出行为的影响,确定最佳工艺参数。结果表明:在NaCl浓度0.75 mol/L、H_2O_2体积分数20%、H_2O_2滴加速度1.2 mL/min、H_2SO_4浓度2.76 mol/L、浸出温度60℃、浸出时间2.5 h、气体流速2.5 L/min和液固比10 mL/g的优化条件下,碲、铜和铋的浸出率分别达95.75%、91.88%和90.23%,而锑和铅的浸出率仅分别为4.84%和0.08%,实现碲渣中碲的高效浸出及有价金属的有效分离和富集。     

从碲渣中选择性分离与回收碲的新工艺

以粗铋碱性精炼过程中产生的碲渣为研究对象,采用Na_2S浸出-Na_2SO_3还原的新工艺选择性分离回收碲。考察Na_2S浓度、浸出温度、浸出时间和液固比等工艺参数对碲浸出率的影响,以及Na_2SO_3过量系数、反应温度和反应时间等因素对碲还原率的影响。结果表明:在Na_2S浓度40 g/L、浸出温度50℃、浸出时间1 h、液固比8的条件下,碲的浸出率达87.77%;在Na_2SO_3过量系数2.0,反应温度30℃,反应时间30 min条件下,碲还原率达98.84%,还原产物中碲含量达97.34%,XRD结果显示其为单质态碲。Na_2S浸出-Na_2SO_3还原新工艺可以有效地分离回收碲渣中碲,实验过程简单、清洁,生产成本低,具有产业化前景。     

从硫酸溶液中还原制取金属碲粉

采用SO2作还原剂从含碲的硫酸溶液中制取碲粉,并确定了SO2从硫酸溶液中还原碲的最佳条件:反应温度80℃,NaCl浓度1.2 mol/L,SO2流量0.1 m3/h,反应时间40 min,碲的还原率达到99.63%。还原所得粗碲粉经亚硫酸钠脱硒,盐酸酸洗除杂处理,硒、砷、锡、铜的脱出率分别达到99%、93%、80%、87.5%,得到含碲99.669%的金属碲粉。XRD和SEM表征表明还原碲粉的形态为针状晶体。     

从金还原后液中回收铂钯工艺研究

介绍了恒邦股份公司采用新工艺回收铜阳极泥生产过程中金还原后液中的铂钯。通过实验验证采用含硫沉淀剂处理含铂钯的金还原后液的工艺技术及生产实践,对含硫沉淀剂加入量及温度进行了探讨。实践证明,当含硫沉淀剂用量为4 kg/m³,反应温度为常温,铂钯的回收率可以达到99.9%以上。采用含硫沉淀剂回收金还原后液中的铂钯,具有铂钯回收率高,处理成本低,工艺简单易操作等优点,具有较高的经济效益和社会效益。     

从铂钯精矿中回收铂、钯和金

采用焙烧-预浸出-氯化浸出-萃取-精制工艺处理铜冶炼阳极泥产出铂钯精矿回收铂、钯、金。结果表明,氯化液采用亚硫酸钠控制电位还原,金回收率99%;金还原后液采用二异戊基硫醚萃取钯,氨水反萃,钯回收率90%;萃钯余液采用三烷基胺萃取铂,氢氧化钠反萃,铂回收率90%。铂、钯符合国标99.99%产品要求,粗金粉品位97.09%。     

控制电位还原法回收氯化浸出液中的贵金属

以亚硫酸钠为还原剂,研究采用控制电位还原法回收氯化浸出液中的贵金属。结果表明:当控制金还原电位为530~550mV时,氯化浸出液中98%以上的Au将被还原沉淀至粗金粉中,同时Pt、Pd和Te基本不被还原沉淀,所得粗金粉中Au含量在98%以上,Se、Te、Cu和Pb等杂质的含量均低于0.10%(质量分数),而且该金还原电位对不同Au浓度或酸度的氯化浸出液都具有良好的适应性;然后当控制铂钯还原电位为390~420mV时,金还原后液中的Au、Pt和Pd将被还原沉淀至1mg/L以下,而Te基本不被还原,所得铂钯精矿中贵金属含量高、杂质含量少,且所确定的铂钯还原电位对不同铂钯浓度或酸度的金还原后液以及反应温度均具备较好的适应性。可见,通过控制电位还原,可将氯化浸出液中贵金属选择性沉淀并与其他元素初步分离。     

从钯银合金废料中回收钯的实验研究

以钯银合金废料为原料,采用硝酸溶解-盐酸沉银-二氯二氨络亚钯法提纯-水合肼还原工艺回收钯。结果表明,当浓盐酸用量为2 m L/200 m L混合酸液,反应时间1 h时,银沉淀率为99.98%;当氨络合和盐酸酸化沉淀过程溶液最佳p H分别为8和1.5,并经温水洗涤3次,二氯二氨络亚钯纯度达到99.99%以上;该工艺钯回收率大于90%,并制得纯度大于99.99%的海绵钯,其平均粒径不大于0.5μm。     

某硫化镍铜矿磨矿沉砂中贵金属工艺矿物学研究

基于矿物自动分析(MLA)技术,结合多种手段,对某硫化镍铜矿磨矿沉砂的进行了工艺矿物学研究。结果表明,沉砂主要由30%金属矿物和70%硅酸盐脉石矿物组成,其中目的元素镍、铜、钴、金、银、铂、钯含量分别为0.82%、1.10%、0.04%、0.75 g/t、10.50 g/t、0.23 g/t、0.13 g/t。独立的金矿物主要为合金相,独立的铂钯矿物包括合金相、砷化物和铋碲化物。金及铂钯矿物虽粒度细小,但部分已单体解离,且载体矿物大多为金属硫化物;银多以碲银矿形式赋存,碲银矿粒度细小,且银矿物大多呈包裹体分布于金属硫化物中。     

废碳载钯催化剂回收钯工艺研究

以废碳载钯催化剂为研究对象,经过焙烧、还原后采用盐酸-双氧水体系浸出,从浸出液中提纯得到海绵钯,对焙烧及浸出工艺条件对钯浸出率影响进行了研究。结果表明,随着焙烧温度、焙烧时间、水合肼用量、盐酸用量、双氧水用量的增大,钯浸出率先增大后减小。对0.5 g废催化剂样品,其适宜的焙烧条件为600℃焙烧30 min,还原剂为0.1 m L水合肼,以2 m L盐酸、0.2 m L双氧水为浸出剂,钯的累计浸出率为99.72%。表征分析结果显示,焙砂主要为球状颗粒物,原料中由活性炭为主要成分的块状和棒状物基本消失;焙砂主要含有钯、二氧化硅、硫酸钙和氧化钯,其中钯含量由2%提高到18.26%。     

ICP-AES法测定废催化剂不溶渣中的铂、钯和铑

采用碱熔-碲共沉淀分离富集,用电感-耦合等离子体发射光谱法(ICP-AES)测定精细化工废催化剂不溶渣中的铂、钯、铑含量。系统考察了碱熔解和碲共沉淀富集分离的条件,研究了碲富集物中的主要元素和比例,确定了ICP-AES法测定铂、钯、铑的条件。结果表明,碱熔-共沉淀能够充分分离富集样品中的铂、钯、铑;测定催化剂不溶渣中653~3652 g/t铂、447~3804 g/t钯、539~6433g/t铑时,相对标准偏差(RSD)、样品加标回收率分别为铂0.84%~1.78%、97.0%~99.4%,钯1.05%~1.82%、97.0%~100.6%,铑1.00%~2.12%、98.2%~100.4%。方法分析快速、易于掌握,已用于生产分析中。     

铜阳极泥处理过程中中和渣中碲的提取与制备

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。