高杂质铜阳极泥预处理的工艺研究

以江铜集团贵溪冶炼厂的高含量杂质铜阳极泥作为原料,采用加压酸浸的方法对该铜阳极泥进行预处理,对铜、砷、碲、锑、铋、锡等杂质元素和贵金属银的浸出进行了研究。结果表明,该方法可以将铜、砷、铋较完全脱除,碲、锑大部分脱除,锡部分脱除,而贵金属银基本没有损失。     

高杂质铜阳极泥预处理工艺研究

以江铜集团贵溪冶炼厂的高含量杂质铜阳极泥作为原料,采用加压酸浸的方法对该铜阳极泥进行预处理,对铜、砷、碲、锑、铋、锡等杂质元素和贵金属银的浸出进行了研究。结果表明,该方法可以将铜、砷、铋较完全脱除,碲、锑大部分脱除,锡部分脱除,而贵金属银基本没有损失。     

黑铜泥氢氧化钠氧压碱浸脱砷研究

在氢氧化钠溶液中釆用通氧加压强化浸出工艺对黑铜泥进行脱砷,实验结果表明:在NaOH浓度为50 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.6 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间1.5 h、搅拌速度600 r/min的较优工艺条件下,黑铜泥中砷浸出率为96.74%,铜、锑、铋浸出率分别仅为1.19%、2.23%、1.08%,实现了砷的选择性脱除。碱浸液采用冷却结晶回收砷酸钠,结晶母液补加适量氢氧化钠返回浸出。渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

铜电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺研究

针对目前诱导法脱砷产能不足、脱除率低的问题,开发了电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺,优化沉淀条件为:含铋复盐沉淀剂用量Bi/As摩尔比1∶1、温度55℃、时间30 min,此时电解液中铜、砷、锑沉淀率分别为4.75%、63.62%和91.30%;在NaOH浓度50 g/L、液固比5∶1、温度80℃,时间0.5 h条件下,碱浸砷浸出率可达78.98%;沉淀剂再生性能良好,可循环使用;碱浸液经苛化再生循环利用,经过一次碱浸-苛化,NaOH损失率仅为2.7%。     

旋流电积技术在铜陵有色稀贵分公司阳极泥浸出分铜液电积中的应用

旋流电积技术应用于处理铜陵有色稀贵分公司阳极泥浸出分铜液,能得到高品位电积铜且能将电解液中的铜浓度降低至0.1 g/L以下,并有效脱除溶液中的砷、锑、铋等杂质。与传统电积脱铜工艺相比,旋流电积技术不仅能产出高品质阴极铜,还能减少黑铜板和黑铜渣量,减少中间产品含铜量,实现密闭作业,消除现场酸雾及有害气体的危害,具有良好的经济效益和社会环境效益。     

云铜铜电解液净化系统的脱钙工艺及生产实践

通过理论分析与生产实践结合,明确了铜电解液净化系统中脱除钙(硫酸钙)的具体步骤。在现有净化系统的硫酸铜工序新增脱钙步骤,让硫酸铜结晶母液于室温充分静置并常压通过板框过滤机,使溶液中钙和部分砷、锑、铋等杂质同时脱除,钙脱除率达90%,有效控制了电解液中钙的浓度。     

旋流电积技术在阳极泥浸出分铜液中的应用

旋流电积技术应用于阳极泥浸出分铜液中,能得到高品位电积铜且能将电解液中的铜浓度降低至0.1g/l以下,并有效脱除溶液中的砷、锑、铋等杂质。与传统电积脱铜工艺相比,旋流电积技术不仅能产出高品质阴极铜,还能减少黑铜板和黑铜渣量,减少中间产品含铜量,实现密闭作业,消除现场酸雾及有害气体的危害,具有良好的经济效益和社会环境效益。     

亚砷酸铜净化铜电解液工业实验研究

为有效脱除铜电解液中的Sb、Bi等杂质, 采用亚砷酸铜净化电解液。三氧化二砷与氢氧化钠反应后, 调节溶液pH为6, 按铜砷物质的量之比为1.5加入硫酸铜, 充分反应后过滤得到绿色亚砷酸铜, 产品收率达到98.64%。在电解液中加入亚砷酸铜, As从3.10 g/L提高到11.16 g/L后, Sb浓度由0.85 g/L降至0.22 g/L, 去除率为74.11%; Bi浓度由0.22 g/L降至0.086 g/L, 去除率为65.60%。连续电解13 d, 电解液中总砷(As_T)为10.81～11.55 g/L、Sb为0.19～0.28 g/L、Bi为0.066～0.11 g/L。电流密度分别为235 A/m²和305 A/m²时电解所得阴极铜结晶细致, 光滑平整, 阴极铜达到高纯阴极铜标准(GB/T467-97), 合格率达到100%。     

分银炉富氧精炼贵铅梯级脱杂试验研究

基于贵铅中杂质元素与氧亲和力的差异，采用富氧熔炼技术梯级脱除分银炉内贵铅中的杂质，考察氧气浓度对分银炉氧化精炼脱砷锑段、脱铋段、脱铜段的炉期、炉渣、脱杂速率的影响。结果表明：在脱砷锑段氧气浓度25%～30%、脱铋段氧气浓度50%～70%、脱铜段氧气浓度70%～88%的条件下，脱砷锑段、脱铋段、脱铜段的炉期分别为2.48、2.48、0.81 d,炉渣分别为0.78、4.77、0.52 t,砷、锑、铋、铜脱除速率分别为8.75、43.75、80.00、27.34 kg/h;贵铅在分银炉上采用富氧精炼梯级脱杂，可缩短分银炉炉期2～3 d,提高分银炉的处理能力，降低银精炼生产作业成本。     

TBP萃取铋电解液中的锑

研究用TBP从铋电解液中萃取分离锑铋,考察了溶液中锑铋以单组分存在时,初始水相酸度、TBP浓度和相比对锑铋萃取分离的影响,绘制了锑铋的萃取等温线。结果表明,有机相组成为25%TBP-7%辛醇-磺化煤油,初始水相酸度为6 mol/L,萃取相比O/A=1∶1时,锑的萃取分配比最大,铋的分配比较小。对于实际铋电解液中萃取分离锑铋,铋电解液盐酸浓度为4 mol/L,相比O/A=1∶1,有机相组成为25%TBP-7%辛醇-磺化煤油时,锑的萃取率为65%;经过3级逆流萃取,锑的萃取率达94.2%。     

黑铜渣氧压硫酸浸出脱铜脱砷实验研究

在硫酸体系中通氧加压浸出黑铜渣,结果表明,在硫酸质量浓度180 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.8 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间3 h、搅拌速度600 r/min、黑铜渣粒径178 μm的较优工艺条件下,黑铜渣中Cu、As和Ni浸出率分别为97.59%、95.42%和98.37%,Sb、Bi浸出率分别仅为6.78%和2.31%,实现了黑铜渣中Cu、As、Ni的高效脱除,浸出渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

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。     

氧化酸浸—酒石酸络合法从铅渣选铁尾矿中回收锑铜

采用氧化酸浸—酒石酸络合法对铅渣煤基直接还原—磁选尾矿中的锑、铜进行了浸出回收试验。结果表明:1在硫酸用量为169.5 g/L、双氧水为12.50 mg/L、液固比为6∶1、温度为90℃下氧化酸浸60 min,锑、铜的浸出率分别为64.37%、85.41%,浸出率均较低。2酒石酸可通过络合反应抑制Sb3+、Cu2+的水解来提高锑、铜的浸出率。酒石酸用量为25 g/L情况下络合反应10 min,锑、铜的浸出率分别可达78.79%、90.72%,较不加酒石酸分别提高了14.42、5.31个百分点。3滤液p H值可影响Sb3+、Cu2+的稳定性,进而影响锑、铜的浸出率。滤液的p H值从7.0降至1.5,锑、铜的浸出率从78.79%、90.72%提高到86.07%、91.58%。因此,在原料氧化酸浸提取锑、铜过程,加酒石酸络合剂,并控制滤液的p H值,可有效抑制Sb3+、Cu2+的水解,提高锑、铜的浸出率。     

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。     

用树脂吸附从铜电解液中去除锑铋实验

研究采用树脂吸附法从铜电解液中去除锑、铋杂质,考查树脂对锑、铋的吸附能力,溶液流速和温度对锑、铋吸附的影响,以及洗脱剂类型、温度和添加剂等因素对锑、铋洗脱的影响。结果表明：树脂对锑、铋的吸附能力相同;降低溶液流速和提高温度均可提升锑、铋的吸附率;动态吸附实验中,树脂对铜电解液中的Sb、Bi、Pb和Fe有吸附效果,平均吸附率分别为94.4%、97.3%、75.9%和28.3%;锑的洗脱效果主要受酸度和Cl^-浓度影响,铋的洗脱效果主要受Cl^-浓度影响;一定温度下,在高浓度盐酸溶液中加入少量硫脲有利于Sb（V）的洗脱。     

H2SO4-CuSO4-Cl-零排放体系回收废弃铜基镀锡板表面的锡

为了有效回收废弃铜基镀锡电路板表面的锡金属, 试验采用H₂SO₄-CuSO₄-Cl-体系进行退镀处理, 详细考察了铜离子质量浓度、初始硫酸浓度、温度、时间等因素对脱锡率的影响, 并进行了循环试验。试验结果表明, 在铜离子质量浓度0.4 g/L、液固比为57 mL/g、硫酸浓度50 g/L、氯离子浓度3.65 g/L、搅拌速度600 r/min、反应温度70℃、反应时间为12 min的条件下取得了较优的脱锡效果, 镀层锡的脱锡率达到98.54%, 锡进入溶液中转化成Sn2+、Sn4+, 退镀后液添加H₂O₂进一步氧化变成Sn4+, 溶液中的Sn4+大部分水解以β-锡酸沉淀形式分离, 获得干燥的β-锡酸产物, 含锡量高69.34%~69.89%;五次循环试验的脱锡率在98.5%左右, 检测结果表明Cu2+基本没有损失, 退镀液能够形成循环。该体系解决了置换过程中金属铜覆盖在表层从而影响脱锡效果的问题, 提高了脱锡效率, 可高效剥离镀锡层和基板; 该方法能够能循环利用退镀液, Cu2+置换脱锡后变为Cu+, 通过添加H₂O₂, 将退镀后液中的Cu+氧化为Cu2+后能再次脱锡。      

铅阳极泥H2SO4 NaCl选择性浸出研究

采用选择性脱铜—H2SO4+NaCl选择性浸锑、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H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋试验研究。确定了最佳浸出条件:初始硫酸浓度2.5～3 mol/L,NaCl浓度为75～100 g/L,浸出温度80℃,液固比L/S=8/1(mL/g),浸出时间2 h;在该条件下锑、铋、铜的平均浸出率均大于99%,铅的平均浸出率仅1.68%,金银不被浸出,锑、铋、铜得以有效选择性浸出,铅、金、银在渣中得到了有效富集,为后续工艺中硝酸脱铅和贵金属火法综合回收工艺创造了有利条件,解决了传统铅阳极泥湿法综合回收出现的金属分离不彻底,贵金属直收率不高等问题。     

锌电积溶液深度脱锑

采用硫酸铜添加剂对锌电积溶液进行深度脱锑。在锌电积溶液锑浓度为1.58 mg/L时, 只需在锌电积溶液净化工序末端添加0.025 g/L以上硫酸铜, 锌粉用量1 g/L, 反应时间为1 h, 反应温度为65 ℃, 锌电积溶液锑含量将降至0.1 mg/L以下, 满足锌电积液质量要求; 深度脱锑的同时, 其它杂质元素的含量也有所降低。若初始电积液锑浓度增加, 需相应增加硫酸铜用量, 方可达到净除锑的目的。