稀硫酸浸出处理铅阳极泥

采用焙妙氧化－稀硫酸浸出处理铅阳极泥，技术可行，流程合理，银、铜的直收率均在９８％以上。     

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%。     

铅阳极泥中银和铜的测定

本文分别用硫氰酸钾容量法和碘量法测定铅阳极泥中银，铜含量，方法简便，稳定，可靠，适用于银，铜含量大于０．５％的试样分析。     

控制电位氧化法铅阳极泥脱砷

采用压缩空气和双氧水作氧化剂,通过控制氢氧化钠体系中的电位来氧化浸出铅阳极泥中的砷。试验中考察电位、NaOH浓度、反应温度、反应时间和液固质量比对脱砷效果的影响,确定碱性浸出过程中预脱砷的最佳工艺条件:NaOH浓度为2 mol/L,温度为80℃,液固质量比为5:1,通入0.2 MPa的压缩空气4 h后用双氧水调节体系的电位至-180 mV,反应时间为2 h。在此条件下,砷的浸出率可达98%以上。碱浸液经冷却过滤掉结晶砷酸钠后,返回浸出过程,砷的浸出率达98%以上,实现碱浸液的循环利用以及砷与其他金属的有效分离。     

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥--氯化浸出和干馏的扩大试验

为提高银的回收率和解决环境污染问题,用AC法进行了处理高锑低银类铅阳极泥流程中氯化浸出、干馏和蒸馏等过程的扩大试验;并用氯气再生的A#CA为氧化剂,循环氯化浸出,以实现"贵、贱"金属彻底分离.实验结果表明贱金属锑、铜、铋、锡的浸出率大于98%,银入渣率大于97%;用聚四氟乙烯筒内衬干馏筒,用热风直接加热和用搪瓷冷凝管冷凝干馏气体,干馏装置运转正常;锑馏出率为84.09%,锑和银的回收率分别为98.55%及98.97%,并产出含Sb高达650 g/L的纯SbCl3,杂质元素Cu,Bi,Sn,Fe,Pb与Sb的质量比为3.5×10-6～3.4×10-4的纯SbCl3溶液,蒸馏脱砷后液As与Sb的质量比为1.3×10-4,适合于对锑进行深度加工.     

用原子吸收法测定铅阳极泥中的铜

在一定条件下,用原子吸收法能在复杂体系的铅阳极泥中直接测定铜,相对误差＜±5%.     

铜阳极泥预处理富集金银的研究

对铜阳极泥预处理富集金银进行研究。先经硫酸预浸脱铜,当反应温度为353K,H2SO4与Cu的物质的量比n(H2SO4):n(Cu)为1.5,液固比为3:1,反应时间为1.5h时,铜浸出率达到90%;脱铜阳极泥再与碳酸钠进行球磨转化后硝酸浸出脱铅;当球磨时间为3h,Na2CO3与Pb的物质的量比即n(Na2CO3:n(Pb)为2.5,液固比为2:1,球料比为8:1,HNO3与Pb的物质的量比即n(HNO3):n(Pb)为6.0,浸出时间为0.5h,浸出温度为296K时,铅浸出率为69.5%。研究结果表明:经上述预处理后阳极泥金、银含量分别从0.152%和7.81%增加到0.31%和13.7%,阳极泥量减少一半,大大提高了回转窑生产能力,并减少了SO2的排放量。     

高铅铜阳极泥焙烧渣中铅钡的赋存状态

采用工艺矿物学的手段对焙烧后的阳极泥中铅和钡的赋存状态进行了具体的研究.研究结果表明,焙烧后的阳极泥中PbSO4与BaSO4发生有限固熔,PbSO4进入BaSO4形成(Pb,Ba)SO4.Ag常常部分取代(Pb,Ba),形成(Pb,Ba,Ag)SO4,Sb有时部分取代S,形成(Pb,Ba)S(Sb)O4.焙烧后的铜阳极泥贱金属之间联系复杂,CuO与(Pb,Ba)SO4物相经常互相包裹.微小颗粒的金银合金经常包裹在(Pb,Ba)SO4中,有时(Pb,Ba)SO4与较大颗粒金银合金平行共结.     

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.     

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.     

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.     

真空蒸馏硫磺渣提取元素硫

对硫化镍电解阳极泥提硫后硫磺渣,进行了真空蒸馏硫磺渣提取元素硫的工艺研究,并分析了影响蒸馏过程的因素.结果表明:采用真空蒸馏-冷凝方法从硫磺渣回收元素硫并得到硫磺,其形态为型硫;残渣含化合态硫可降为15.10%,无元素硫;最大脱硫率达97.08%.     

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.     

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.     

Alkaline pressure oxidative leaching of bismuth-rich and arsenic-rich lead anode slime

A new alkaline pressure oxidative leaching process(with NaNO3 as the oxidant and NaOH as the alkaline reagent)is proposed herein to remove arsenic,antimony,and lead from bismuth-rich and arsenic-rich lead anode slime for bismuth,gold,and silver enrichment.The effects of the temperature,liquid-to-solid ratio,leaching time,and reagent concentration on the leaching ratios of arsenic,antimony,and lead were investigated to identify the optimum leaching conditions.The experimental results under optimized conditions indicate that the average leaching ratios of arsenic,antimony and lead are 95.36%,79.98%,63.08%,respectively.X-ray diffraction analysis indicated that the leaching residue is composed of Bi,Bi2O3,Pb2Sb2O7,and trace amounts of NaSb(OH)6.Arsenic,antimony,and lead are thus separated from lead anode slime as Na3AsO4·10H2O and Pb2Sb2O7.Scanning electron microscopy and energy-dispersive spectrometry imaging revealed that the samples undergo appreciable changes in their surface morphology during leaching and that the majority of arsenic,lead,and antimony is removed.X-ray photoelectron spectroscopy was used to demonstrate the variation in the valence states of the arsenic,lead,and antimony.The Pb(IV)and Sb(V)content was found to increase substantially with the addition of NaNO3.     

从废铅蓄电池中湿法回收铅的技术进展

废铅蓄电池是再生铅的主要原料,其中的铅除金属外还含有不同数量的Pb0,Pb02,PbSO4,因此其再生过程较为复杂.目前国内外主要采用火法和湿法回收铅.与火法相比,湿法具有能耗低,环境效益好等优点.对环境友好的从废铅蓄电池中湿法回收铅的工艺进行了综述,介绍了各种湿法工艺的原理和流程.