高银铜阳极泥湿法处理流程研究

阐述了对高银铜阳极泥进行湿法处理流程研究的过程。研究结果表明 ,常规的湿法流程无法有效地对金银进行兼顾回收。而采用拟定的硝酸浸出、氯化分金、亚硫酸钠分银流程 ,则可使铜、硒、金、银的直收率显著提高     

亚硫酸钠浸出-甲醛还原回收氯化渣中的银

为了改善氰化金泥湿法精炼过程中氯化渣铁粉置换工艺熔炼粗银时的工作环境,提高银的回收率,采用亚硫酸钠浸出-甲醛还原方法处理氯化渣。结果表明,在pH=8.5、液固质量比为20:1、35℃的条件下用浓度为250g/L的亚硫酸钠溶液浸出氯化渣3h后,银浸出率大于99%;浸银液在40%甲醛与银比例为5:2 (mL/g)、50℃的条件下还原1.5 h,银还原率达99%以上。浸出渣返回金泥氯化分金流程,浸银液还原后可再生循环使用,银综合回收率可达98%以上。     

全湿法短流程高纯银的制备工艺

以铜阳极泥中间物料分金渣为原料,提出一种"亚钠分银-酸化沉银-净化除杂-银粉还原"的全湿法短流程制备高纯银粉的新工艺。对工艺的机理及最佳工艺条件进行研究,在最佳工艺条件下,银的浸出率达到98.4%,粗氯化银中杂质元素Pb和Te的脱除率分别为97.7%和96.7%,银的直收率到达98.1%。采用OES、XRD、SEM检测方法对产物的化学成分、表观形貌和晶体结构分析。结果表明:制备出颗粒均匀的99.995%高纯银粉。     

氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收

为了回收金精炼氯化分金后生产银锭过程中副产品银渣中的金和银,对直接氰化及先酸溶再氰化处理效果进行了对比研究。结果表明,银渣经酸处理后,在优化条件下,其金浸出率可达95%以上,银浸出率可达90%左右,明显高于直接氰化;采用直接氰化处理方法,当银渣细磨至-0.038 mm占95%以上粒度时,氰化过程中加入碳酸氢铵,且氰化分段进行洗涤,延长浸出时间,可显著提高金、银浸出率。通过多次分段洗涤-氰化浸出工业试验,银渣中金回收率高达92.93%,银回收率84.17%。采用的方法操作过程简单,试剂消耗少,经济效益显著。     

烟台冶炼厂铜阳极泥湿法处理工艺的完善

1.概述 1985年烟台冶炼厂与昆明贵金属研究所合作完成了铜阳极泥湿法处理新工艺的研究。经过5年生产实践,证明新工艺流程合理,经济效益显著。但由于设备和操作问题影响液固分离不彻底,因此一直未能革除银电解工段。此外生产用水含氯离子高达350mg/L,造成分银渣平均含银8%,分金后渣尚需转炉熔炼处理。 1990年,本厂再度与昆明贵金属研究所合作对原工艺进行研究,在小试研究的基础     

湿法分离-火焰原子吸收光谱法测定杂铜中的金

为解决湿法溶解处理测定杂铜中金的基体干扰,采用硝酸湿法分离基体铜,再用王水溶解金。在5%的盐酸介质中,在设定的仪器工作条件下,用火焰原子吸收光谱法测定杂铜中的金。方法相对标准偏差为0.5%,该法简单快速、准确可靠。     

王水不溶渣的碱性加压氧化溶解及其钌含量的测定

建立了一种以次氯酸钠作氧化剂,碱性加压氧化法溶解王水不溶渣中钌的方法。以酒精沉淀,盐酸溶解,硫脲分光光度法进行样品中钌含量的测定。方法对王水不溶渣中钌的溶解效果好,操作简单;王水不溶渣加压氧化浸出液共存的主要杂质离子Na⁺、Cl^-、Pb²⁺、Bi²⁺等(不含Os)对吸光度无影响。采用硫脲分光光度法测定样品中13.771 μg/mL钌,RSD (n=6)为1.536%,加标回收率为98.73%~102.76%。     

从某钌蒸馏渣中回收提纯铂的研究

钌蒸馏渣中贱金属的稀硫酸直接浸出率低,渣中的铂溶解率低,回收困难。采用焙烧研磨、还原预处理后,贱金属易被浸出;富集在硫酸浸出渣中铂易被王水溶解(溶出率99%),物料中的钌在渣中也得到富集;铂溶液经氯化铵沉淀煅烧得到粗铂;粗铂溶解后经多次氧化水解除杂、氯化铵沉淀法精炼,得到99.99%的海绵铂产品,铂回收率98.07%。     

碳化攀钢高炉渣低温选择氯化的热力学分析

从热力学角度对碳化攀钢高炉渣的氯化反应进行了分析，指出氧气参与氯化反应是保证实现TiC选择性氯化的重要条件，不仅可降低氯气的耗量，而且对解决氯化残渣的出路有重要意义。对碳化渣低温氯化和高钛渣高温加碳氯化的热平衡进行了计算和比较，指出解决大型氯化设备上的热平衡和局部过热以及氯化反应的可控制性是决定碳化渣低温氯化成败的关键所在。     

复杂金精矿铁锍酸溶渣控电位氯化浸出富集贵金属金

以复杂难处理金精矿火法造锍捕金所得铁锍合金的硫酸浸出渣为原料,采用控电位氯化浸出工艺分离酸溶渣中的Cu、As、Sb等主要杂质元素,贵金属Au单向富集得到高品位金泥,Au泥经过硫酸化焙烧脱硫进一步富集贵金属金。结果表明:双电极体系控电位氯化浸出优化条件为[H~+]5mol/L、浸出电位380m V、液固质量比5:1、温度85℃和搅拌浸出2 h,所得渣率为28.2%,浸出渣中Cu、As、Sb含量分别降到0.18%、0.095%、0.084%,浸出率分别达到99.6%、99.8%、99.8%,浸出渣主要成分Si和S的含量分别为29.39%和22.72%,Au品位富集到2.609%;浸出渣硫酸化焙烧脱硫的烧成率为66.5%,S含量降至0.87%,脱硫率为96.2%,焙砂的主要物相为SiO_2和单质金,Au品位富集到3.937%。复杂金精矿铁锍合金酸溶渣通过控电位氯化浸出除杂—焙烧脱硫可将贵金属金有效富集。     

Gold leaching with elemental sulfur in alkaline solutions under oxygen pressure

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＣｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓ ,ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄｂｙｅｆｆｅｃｔｉｖｅｎｅｓｓａｎｄｌｏｗｏｐｅｒａｔｉｎｇｃｏｓｔ,ａｓａｃｏｎｖｅｎｔｉｏｎａｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｇｏｌｄｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｆｒｏｍｏｒｅｓ ,ｈａｓｂｅｅｎｕｓｅｄｉｎｉｎｄｕｓｔｒｙｆｏｒｏｖｅｒ 10 0ｙｅａｒｓ .Ｈｏｗｅｖｅｒｔｈｅｃｙａｎｉｄｅｉｓａｈｉｇｈｌｙｔｏｘｉｃｃｈｅｍｉｃａｌ,ａｎｄｃｏｍｍｅｒｃｉａｌｃｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓｉｓｌｉｍｉｔｅｄｉｎｔ…     

硫精矿中难选金银焙烧浸出研究

某高金硫精矿全泥氰化时金和银的浸出率低,一段焙烧预处理会造成金和银的二次包裹。实验结果显示,二段焙烧效果优于一段焙烧效果,能降低氧化铁的烧结程度,减少铁氧化物对金、银的包裹,金、银浸出率分别为79.86%、68.13%。添加剂实验结果表明,焙烧过程加入NaOH,银浸出率大幅提高;加入CaO有利于金的浸出;加入KMnO4能降低焙砂硫品位。以NaOH、CaO、KMnO4为组合焙烧添加剂,金、银浸出率提高至87.43%、85.86%。扫描电镜观察到,加入组合焙烧添加剂有利于焙砂孔隙度的提高,氰化尾渣表面腐蚀较为严重,有利于浸出剂与金、银的接触。 关健词:含金硫精矿;全泥氰化;二段焙烧;焙烧添加剂     

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%。     

低品位微细粒金矿浮选精矿的处理工艺研究

针对低品位微细粒金矿中金的赋存特点,对其浮选精矿进行高压氧化-氰化浸出工艺处理。重点考察了高压氧化预处理过程中的温度、液固比和氧化时间对预处理效果的影响。预处理渣再磨后氰化浸出,金的浸出率(对浮选精矿)为94.30%,渣率为10.88%。     

氰化金泥综合回收新工艺

氰化金泥中都含有Cu、Zn、Pb、Zg等有价金属,过去对金泥处理的最终产品是合质金。Ag、Cu、Zn、Pb不能单独回收,这不但浪费资源,而且对环境造成污染。本工艺解决了这些问题,Ag、Cu、Zn、Pb以不同的形式得以回收,Ag回收率＞96．5％,Au回收率＞99％。     

密闭消解-重量法测定掺铱、锇和钌的黄金饰品中金量

掺杂铱、锇和钌的黄金饰品中金的量难于用密度法或X射线荧光光谱法(XRF)测定。将样品在高压密闭条件下经过王水消解后,掺杂的难溶金属可过滤分离,以80%水合肼(用水稀释6倍)作还原剂,将滤液中的金还原成沉淀,以重量法测定金含量,金粒的纯度用火花原子发射光谱法测定。方法加标回收率为96.2%~101.6%,相对标准偏差(RSD,n=6)为0.09%~0.23%,可满足掺杂铱、锇和钌的黄金饰品中金的测定。     

贵州某黄金选矿厂弱酸性浮选工业试验

贵州某金矿含金4.3 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,矿石含碳较高,属难选难冶型金矿。为实现该金矿资源的高效利用,采用热压预氧化打开矿石中金包裹,提高金的浸出率,同时将原有的碱性浮选工艺调整为弱酸性浮选。采用"二粗二精四扫"的选矿流程,进行工业试验。通过条件试验确定磨矿细度及各作业的药剂用量,最终获得金精矿金品位19.34 g/t,回收率88.25%。与原工艺相比,弱酸性浮选可以利用废酸,节约碱性调节剂的使用。     

焙烧氰化尾渣中金、银和铁的回收利用研究进展

焙烧氰化尾渣是黄金生产排放的一类危险固体废物,其中的金、银和铁等有价金属元素仍可作为二次资源利用。系统总结了国内外在回收焙烧氰化尾渣中金、银和铁的研究进展,分析了磁化焙烧法、硫脲浸出法、氯化浸出法、高温氯化焙烧法、强酸预浸-氰化浸出法、直接还原焙烧法和细磨法在资源综合回收利用中的优缺点,指出焙烧氰化尾渣的资源化、减量化和无害化的发展方向。     

可溶性模板法制备块体泡沫金

在改性的二氧化硅微球表面直接镀覆具有自支撑性金层,采用类似粉浆浇注的方法将镀金的二氧化硅微球成形,再将成形热处理后的块体样品用氢氟酸去除二氧化硅模板,成功制备出圆柱体形状的泡沫金样品。建立了简便的二氧化硅模板法制备超低密度块体泡沫金的工艺,并对其制备工艺进行了研究。研究表明,化学镀金后SiO2微球表面的金沉积层厚度为100~200 nm;热处理后,化学镀金层的颗粒出现了明显的聚集长大现象;模板去除后金沉积层具有良好的自支撑性,获得的块体泡沫金样品由金空心球壳组成,圆柱体直径约2.3 mm,密度约0.6 g/cm3,孔隙率高达97%。     

赤泥中回收稀土金属的综述

叙述了从赤泥中稀土金属回收的意义以及我国赤泥中稀土元素的赋存状况.介绍了国内外从赤泥中回收稀土元素的工艺,并对其进行了评述.针对我国山西铝厂的赤泥中含钙和钠较高的特点,提出了先焙烧,再用盐酸浸出稀土,然后在浸出液中加碱,得到钪等稀土金属氧化物沉淀,最终分离的新工艺.该工艺能有效分离稀土,易实现工业化生产,废水处理量少,不产生新的污染,符合节能和环保的要求.但是目前还停留在实验室阶段,要实现工业化生产,其经济效益如何有待于进一步的实践证明.