铜阳极泥全湿法处理过程中贵贱金属的行为

针对某铜冶炼企业在铜阳极泥回收处理过程中出现的效率低、污染大等问题,提出了一种全湿法处理铜阳极泥的工艺,并且采用物质流方法对其工艺过程中的铅、铜、银、金、铂、钯等贵贱金属的行为进行研究.结果表明:在全湿法处理阳极泥工艺中,铅、铜、银、金的分布比较集中,铅、铜对处理工艺影响较小;99%左右的金富集到粗金粉中;粗银粉富集了阳极泥中近99%的银;铂和钯的直收率较低,分布较分散,大部分金属铂和钯存在于铂钯精矿、析铂钯后液和分铅渣中.     

铜阳极泥的工艺矿物学

为了改进铜阳极泥中提取贵金属的工艺,采用XRD,SEM和显微镜的方法对阳极泥进行了工艺矿物学研究.研究结果表明,阳极泥中颗粒粒度45μm占1212%;主要元素为Ni,Cu,Se,Ag,Au;主要物相有金及其合金、银及其化合物、铜及其化合物、氧化镍、硫酸钡和黄铁矿等;金和银是主要贵金属,个别小颗粒金为金铅合金,银以硒化银和铜银硒的形式存在;铜和镍是主要贱金属:铜为单质铜、硫酸铜、硒化铜以及铜银硒,镍主要为氧化镍;铜阳极泥以硫酸铜为基底,氧化镍中经常包裹有单质铜.     

氰化—萃取法从湿法处理铜阳极泥尾渣中回收有价金属

目前国内处理铜阳极泥的流程可归纳为四类。一类是传统的火法处理流程:将阳极泥经脱铜、脱硒、还原熔炼、氧化精炼,然后电解精炼得成品金银。第二类是选冶联合流程:先用氯化钠作氧化剂,浸出铜硒,后用选矿方法富集得银精矿,然后一次熔炼成金银合金阳极板,再电解精炼得成品金银。第三类是半湿法流程:阳极泥经硫酸化焙烧脱硒;稀硫酸浸铜;脱铜渣氨浸分银,水合肼还原沉淀银粉,铸阳极电解;分银渣硝酸分铅后再氯化分金,SO_2还原金粉,铸阳极板电解。第四类是全湿法流程:先将阳极泥水洗,过筛,过滤,然后用稀硫酸浸出脱铜,脱铜渣氯化浸出,氯化液有机萃取,草酸还原得海绵金,或氯化液用二氧化硫或草酸直接还原获粗     

用AC法从高锑低银类铅阳极泥中回收银和铅

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其氯化浸出渣经转化脱氯、硅氟酸浸铅、氨水浸银和水合肼还原,得到含Ag大于95%的银粉,铅以硅氟酸铅溶液返回电解精炼.在V苏打溶液/m浸出渣=4mL/g,n苏打实=1.6n苏打理,转化时间为4h及温度为80℃的最佳转化条件下,铅、银、氯的平均转化率为91.42%;在V(H2SiF6)/m浸出渣=4mL/g,浸出时间为1h,温度为50～60℃的最佳浸铅条件下,硅氟酸浸铅率为85.74%～86.07%,硝酸浸铅率大于95%;在浸银过程中,银的浸出率约为94.0%,沉银率约为98.0%.在整个工艺中,银的直收率及总回收率分别为93.63%及98.80%,铅直收率为85.91%,总回收率98.99%.     

金精矿氰化尾渣铅和铜的回收

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程对某金精矿氰化尾渣铅、铜回收进行研究. 闭路实验表明:石灰作抑制剂,乙硫氮(二乙基二硫代氨基甲酸钠)和丁基黄药(丁基黄原酸钠)作捕收剂,通过"一粗两扫两精"流程,得到回收率为90.48%、品位为45.24%的合格铅精矿;以NP(铜、锌无机盐组合药剂)作铜活化剂,有机抑制剂FM抑制黄铁矿,Z-200(O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯)和丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)作捕收剂,采用"一粗两扫两精"流程,得到回收率为82.17%、品位为19.28%的合格铜精矿;金、银同时富集于铅精矿和铜精矿.     

铅试金富集-发射光谱法测定铂、钯和金

岩石及地球化学试样用铅火试金富集铂族元素,加入1 银,在950℃熔融得到含贵金属的铅扣.铅扣与熔渣分离后在900℃灰吹得含铂、钯和金的银合粒.把银合粒装入电极,以发射光谱法同时测定铂、钯和金的含量.     

氰化金泥低温焙烧预处理冶炼工艺的研究

氰化金泥低温焙烧预处理冶炼工艺是在湿法冶金的基础上,采用低温硫酸焙烧预处理工艺,使铜、锌、银等生成可溶于水的硫酸盐,并根据金在氯化环境中电位变低的特性,实现贵贱金属的分离.该工艺不仅能生产出高品质的金、银锭(纯度99.9%以上),而且金、银的综合回收率高达99.95%以上,同时,铜、铅等有价金属也能得到综合回收.该工艺具有投资少、生产成本低、经济效益高等优点.     

杂铜阳极泥硫酸化焙烧-浸出工艺提取Cu和Ni的试验研究

杂铜阳极泥中含有大量的贵金属和稀有金属元素,是提取贵金属和稀有金属元素的重要原料,杂铜阳极泥处理的第一步即是提取Cu、Ni等贱金属,以富集贵金属和稀有金属元素.采用硫酸化焙烧-浸出工艺,从杂铜电解产生的阳极泥中提取Cu和Ni.考察焙烧温度、焙烧时间、浸出液固比、浸出硫酸浓度以及浸出时间等因素对Cu、Ni和Sn浸出率的影响.结果表明：当焙烧温度为400℃、焙烧时间3 h,浸出时液固比为4：1,100 g·L^-1硫酸、温度为80℃的条件下,Cu、Ni的浸出率>96.6%,可以有效地实现杂铜阳极泥中Cu和Ni的提取,而Sn的浸出率为13.0%,浸出渣可以作为提取Sn和贵金属的原料.     

复杂银铜精矿的沸腾焙烧综合回收工艺

采用沸腾焙烧综合回收工艺对呷村复杂银铜精矿难浸出问题进行实验,以沸腾焙烧脱硫、脱砷→硫酸浸出铜、锌→氯盐浸出锑、银→NaClO3氧化浸金→碳铵转化铅的工艺进行处理,实现铜、锌、银、锑、铅、金、砷和硫等有价元素的综合回收.在硫酸化沸腾焙烧过程中控制1·1倍空气过剩系数、0·25~0·35m·s-1的工况炉膛线速度以及600~630℃的焙烧温度,可以避免高铅复杂银铜精矿的烧结,脱硫率为49·68%,烟气中SO体积分数为5·5%可满足制酸要求.     

脆硫铅锑矿精矿的还原造锍熔炼

采用富含氧化铁的黄铁矿烧渣作为固硫剂的铅、锑、铋还原造锍熔炼方法,对脆硫铅锑矿精矿还原造锍熔炼的工艺进行了研究,考察了温度、添加剂加入量、烧渣加入量等对还原造锍熔炼工艺的影响,得出最佳工艺条件为:先在900℃下反应,再升温到1200℃过热放渣;烧渣加入量为理论量的100%～105%;添加剂与苏打质量比为10%,无水硫酸钠为13%(质量分数).在最佳条件下,锑直收率为83.26%,铅直收率为68.50%,固硫率为98.97%,但约有15%的铅和30%的银分散在铁锍中.     

高镍铜阳极泥预处理富集金银的研究

由于高镍铜阳极泥是典型的难处理铜阳极泥,故以高镍铜阳极泥为原料,考察了温度、时间、液固比等因素对贱金属硒、铜和镍脱除效果的影响.研究结果表明,经过两次焙烧和浸出,可脱除995%的硒、997%的铜、9335%的镍和浸出9876%的银,且金从193g·t-1富集到1820g·t-1,增加了8~9倍.第一段焙烧和浸出条件:温度650℃、焙烧时间1h、酸泥质量比12、浸出温度55℃、浸出时间1h、液固质量比6.第二段焙烧和浸出条件:焙烧温度500℃、焙烧时间3h、酸泥质量比12、浸出温度55℃、液固质量比6、浸出时间1h.经过预处理之后,阳极泥的量减少为原来的1126%,大大提高了后续回收工序中的设备处理能力.     

铅阳极泥中金和银的测定

将原子吸收分光光度法应用于铅阳极泥金银的测定,不仅克服了传统火试金分析流程长,劳动强度大,成本高的缺点,而且精密度和准确度都很高.     

高锑低银铅阳极泥控电氯化浸出

采用控制电位法研究高锑低银类铅阳极泥的氯化浸出过程,探讨温度、Sb3+浓度对溶液电位的影响,并对不同溶液电位下浸出渣的物相进行X线衍射分析,研究溶液电位对金属浸出率的影响。研究结果表明:浸出过程中溶液的电位变化有3个阶段:第1阶段,溶液的电位缓慢上升;第2阶段是水平平台,溶液的电位变化不大;第3阶段,溶液的电位急剧上升。随着溶液中Sb3+浓度升高以及溶液中温度升高,溶液电位随时间变化曲线的水平平台延时减小;溶液电位决定浸出渣的物相,控制溶液电位在430mV以上,浸出渣中主要以PbCl2和AgCl存在,没有发现单一贱金属的峰,而控制溶液电位在380mV以下,浸出渣中还存在金属锑单一物相;氯化浸出过程中,最佳的溶液电位为430mV,此时,金属锑、铋和铜的浸出率均达到99%以上,铅和银的浸出率分别为3.10%和2.34%。     

基于Fuzzy理论的企业核心竞争力评价

企业核心竞争力是企业取得持续竞争优势的根源，核心竞争力的评价对企业培育、应用和更新核心竞争力具有重要的作用.笔者从核心竞争力的本质层面上构建企业核心竞争力的指标体系，应用模糊数学综合判断方法，对企业核心竞争力进行整体的分析和综合评判，并运用“最大隶属度”原则，评价了企业核心竞争力的强弱.     

锰阳极泥焙烧酸浸氧化法制备化学二氧化锰

对电解锰阳极泥的化学成分进行了分析,提出了焙烧-酸浸-氧化法处理电解锰阳极泥回收制备化学二氧化锰方法,并对反应过程相关的影响因素进行了研究.优化组合实验表明,制备得到的是以γ-MnO2为主的二氧化锰,转化率为理论值的84.6%,视比重为1.54 g/cm3.如将其进一步处理,可以作为电池级的化学二氧化锰应用.     

Deep cleaning of a metallurgical zinc leaching residue and recovery of valuable metals

Huge quantities of zinc leaching residues (ZLRs) generated from zinc production are dumped continuously around the world and pose a potential environmental threat because of their considerable amounts of entrained heavy metals (mainly lead). Most ZLRs have not been properly treated and the valuable metals in them have not yet been effectively recovered. Herein, the deep cleaning of a ZLR and recovery of valuable metals via a hydrometallurgical route were investigated. The cleaning process consists of two essential stages:acid leaching followed by calcium chloride leaching. The optimum conditions for extracting zinc, copper, and indium by acid leaching were a sulfuric acid concentration of 200 g·L-1, a liquid/solid ratio of 4:1 (mL/g), a leaching time of 2 h, and a temperature of 90℃. For lead and silver extractions, the optimum conditions were a calcium chloride concentration of 400 g·L-1, a pH value of 1.0, a leaching time of 1 h, and a temperature of 30℃. After calcium chloride leaching, silver and lead were extracted out and the lead was finally recovered as electrolytic lead by electrowinning. The anglesite phase, which poses the greatest potential environmental hazard, was removed from the ZLR after deep cleaning, thus reducing the cost of environmental management of ZLRs. The treatment of chlorine and spent electrolyte generated in the process was discussed.