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%。     

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。     

铅阳极泥湿法处理工艺实践

铅阳极泥是提取金、银等贵金属的重要原料.控制电位在400～450 mV,使铜、锑和铋等贱金属优先于贵金属氧化浸出,贵金属得到富集.采用亚硫酸钠二次分银、甲醛还原银的工艺,得到品位98.86%的粗银,经银电解精炼,可得到99.99%的纯银.采用常温氯化分金、SO₂还原得到粗金、粗金二次溶解以及草酸煮沸还原等工艺,得到纯金粉,金粉质量达到国标Au-1的标准.从铅阳极泥至金粉、粗银粉,金、银的直收率分别为95.65%和98.08%.整个工艺设计简短合理,技术指标较为理想.     

铜阳极泥碱性加压氧化浸出渣的硫酸浸出过程

针对铜阳极泥碱性加压氧化浸出渣开展硫酸浸出过程研究,考察硫酸浓度、温度、时间、液固比、搅拌速度和氧化方式等因素对浸出渣渣率和金属浸出率的影响.研究结果表明:金属浸出率随硫酸浓度的增加而提高,银的溶解尤为明显;硫酸浸出渣中未溶解的铜主要以单质存在,采用空气氧化方式可以提高铜的浸出率;在最佳条件即硫酸浓度为2.7 mol/L,温度为85℃,液固比为5∶1,时间为2h,空气压力为0.1～0.2 MPa和搅拌速度为300 r/min下,硫酸浸出渣率为60.0％,Cu和Te的浸出率分别为97.65％和77.53％,Ag和Sb的浸出率分别为8.95％和2.0％.     

多元金脱铅研究与工业实践

本文综合比较研究了三种脱铅方案，确立了工业上采用氯化浸出硫酸脱铁合金的脱铅方案，在ＮａＣｌ浓度（ＣＮａＣｌ）为２８０ｇ／Ｌ，盐酸浓度（ＣＨＣｌ）为１０ｇ／Ｌ，温度（ｔ）为９０℃时间（τ）为２ｈ，液固比（Ｌ／Ｓ）为８的脱铅条件下，脱铅率（ηｐｂ）可达９６％，给出了工业脱铅流程，提出了对脱铅液的有效处理方法。     

不同脱砷剂钢液脱砷研究

为了充分利用我国含砷铁矿资源,采用CaO+CaF2、CaC2+CaF和Si-Ca-Ba合金+CaF2对钢液进行脱砷研究,获得较高的脱砷率,其中Si-Ca-Ba合金+CaF2脱砷效果最明显,其脱砷率最高可达67.7%.在相同实验操作条件下,通过实验室研究,分析比较了温度、传质系数和S含量对不同脱砷剂脱砷效果的影响.     

铜冶炼闪速炉烟尘氧化浸出与中和脱砷

介绍了废酸氧化浸出铜冶炼闪速炉烟尘和漫出液中和沉淀砷、铁过程。从化学热力学和实验2方面研究了浸出液中以砷酸铁形式中和沉淀脱砷过程，并对砷酸铁沉淀的稳定性进行了研究。研究结果表明：闪速炉烟尘中铜、砷和铁的浸出率分别可达到83％，92％和30％，浸出液中的铁和砷的量比n（Fe）／n（As）约为1．50；控制适当的pH值中和沉淀砷、铁，可使铜存留于溶液中，而砷以砷酸铁形式进入固相中，从而达到铜、砷分离的目的；不稳定的砷酸铁沉淀物进一步转型后，则可作为无毒稳定渣丢弃。     

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%.     

高砷烟尘酸性氧化浸出砷和锌的试验研究

采用酸性氧化浸出工艺对某冶炼厂高砷烟尘进行湿法浸出砷、锌的试验研究。通过单因素试验确定最佳浸出工艺条件。结果表明,采用pH值为2的稀硫酸溶液,在浸出温度80℃、浸出时间105min、液固体积质量比10∶1、H2O2添加量1.75mL/g(烟灰)、搅拌速度705r/min的条件下,砷、锌浸出率分别达到78.25%和85.42%。     

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。     

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.     

脱除铜阳极泥中贱金属的预处理工艺

提出用碱性NaOH体系加压氧化浸出和硫酸浸出相结合的工艺预处理铜阳极泥,即铜阳极泥在碱性NaOH体系加压氧化浸出,使As和Se氧化后溶解,Cu和Te被氧化后沉淀,然后用硫酸溶液浸出碱性浸出渣中的Cu和Te,实现铜阳极泥中贱金属的有效脱除.研究结果表明:无论碱性直接浸出或酸性直接浸出,都不能有效分离铜阳极泥中的有价金属;不同强化方式下的碱性KOH体系浸出过程,都不能达到同时脱除As和Sb的目的;碱性NaOH体系加压氧化浸出在NaOH浓度为2.0 mol/L和温度为200℃时,不仅在碱性浸出过程As和Se的浸出率都达到99.0％以上,而且碱性浸出渣硫酸浸出时Cu和Te的浸出率分别达到95.64％和77.38％.     

盐酸和氯酸钠浸出铜阳极泥中金的研究

以铜阳极泥为原料,采用盐酸和氯酸钠为浸出剂,根据同时平衡原理,对浸出过程进行了热力学分析,考察了浸出时间、液固比、氯酸钠浓度和盐酸浓度对金浸出率的影响。研究结果表明,总金浓度[Au]T的降低和总氯浓度[Cl-]T的增加均有利于金的浸出。随着总氯浓度的增加,体系中含金物种的主要存在形态发生Au~(3+)→AuCl_3(aq)→AuCl_4~-→AuCl_2~-的转变,理论最佳浸出剂组成为盐酸与氯酸钠摩尔浓度比为6∶1。在搅拌速度为400r/min、液固比为4∶1、浸出时间为3h、盐酸浓度为3.0mol/L、氯酸钠浓度为16g/L、反应温度为25℃的条件下,金的最大浸出率为98.89%。     

漂浮阳极泥中铋的提取与三氧化二铋的制备

漂浮阳极泥经过盐酸浸出、稀释水解、氢氧化钠中和得到氯氧铋,氯氧铋经过氢氧化钠转化制备得到三氧化二铋.当盐酸浓度为6mol/L,固液比为1∶5,反应温度为80℃,反应时间为1h时,漂浮阳极泥中锑和铋浸出率分别达到99.17％和99.08％.当稀释比为8∶1时,盐酸浸出液中锑水解率为98.13％,铋水解率仅为8.8％.稀释后液中加入氢氧化钠溶液,当pH为1.5时,铋水解率达到99.5％,水解产物氯氧铋(BiOCl)中铋、氧、氯的质量分数分别为54.23％,19.30％和14.61％.氯氧铋再次经过盐酸浸出,稀释水解,氢氧化钠沉淀得到氯氧铋.除杂后氯氧铋经过硫酸洗涤、氢氧化钠转化,当氢氧化钠浓度为6mol/L,液固比为3∶1,反应温度为80℃时,反应2h后过滤,用0.5mol/L盐酸洗涤得到形貌为纤维状、晶型为单斜的α-Bi2O3,氧化铋纯度达到99.81％.     

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%.     

Ultra fast microwave-assisted leaching for the recovery of copper and tellurium from copper anode slime

The decomposition of copper anode slime heated by microwave energy in a sulfuric acid medium was investigated. Leaching experiments were carried out in a multi-mode cavity with microwave assistance. The leaching process parameters were optimized using response surface methodology (RSM). Under the optimized conditions, the leaching efficiencies of copper and tellurium were 99.56% ±0.16% and 98.68% ±0.12%, respectively. Meanwhile, a conventional leaching experiment was performed in order to evaluate the influence of microwave radiation. The mechanism of microwave-assisted leaching of copper anode slime was also investigated. In the results, the microwave technology is demonstrated to have a great potential to improve the leaching efficiency and reduce the leaching time. The enhanced recoveries of copper and tellurium are believed to result from the presence of a temperature gradient due to the shallow microwave penetration depth and the superheating at the solid-liquid interface.     

空气氧化法生产焦锑酸钠的氧化后液中砷和锑的脱除

研究了空气氧化法生产焦锑酸钠的氧化后液中脱除砷和锑的方法,并探讨了提高副产品硫代硫酸钠产量的途径.研究结果表明:采用硫酸和SO2中和脱除砷和锑,终点pH值分别控制在6.0和7.0,砷的脱除率分别为26.9%和19.3%,锑的脱除率分别为94.5%和93.5%;而采用硫酸亚铁、水合肼和硫化钠3种试剂脱除砷和锑,过量系数分别为1.0,2.0和1.0时砷的脱除率分别为70.0%,50.0%和60.0%,锑的脱除率分别为96.7%,95.6%和96.7%;在加硫磺反应中,当过量系数为1.1和时间为90 min时,硫向硫代硫酸钠的转化率能达到83.3%.     

凝聚法去除水中的三卤甲烷潜值

本文综述了用凝聚法去除三卤甲烷潜值（ＴＨＭＦＰ）的三种作用机理：胶体脱稳机理、沉淀作用机理及共沉淀作用机理．在此基础上，分析了凝聚剂种类及投量、原水水质及Ｐｈ等因素对凝聚效果的影响．