铅阳极泥湿法预处理综合回收新工艺

研究铅阳极泥湿法预处理综合回收新工艺：铅阳极泥经过自然堆放氧化后,在硫酸介质中控电位氧化氯化浸出,能有效地实现贵金属与非贵金属的分离。浸出液经过冷却结晶,析出部分砷,其他有价元素留在溶液中。后通过控电位的方法还原沉碲,碲的回收率为96.52%。将沉碲后液依次进行水解沉锑、铁粉还原沉铋铜,锑、铋、砷的回收率均大于91%。该工艺流程简单,无废气产生,中间产物渣不产生堆放污染,可直接进入株冶原有火法系统进一步精炼回收有价金属,终端还原后液可循环使用。     

含铋高锑冶炼渣浸出液梯级分离回收砷、锑、铋

针对传统锑、铋分离过程中,砷、锑、铋分离不彻底,有价元素回收率不够高等问题,采用还原沉砷、水解沉锑、中和除氯、中和沉铋等方法对含铋高锑冶炼浸出液进行处理,对温度,反应时间等影响条件进行了考察。结果表明,在最佳条件下,通过加入次亚磷酸钠将砷酸根还原为砷单质,最后砷以氧化砷的形式被回收,回收率达到了91.99%;沉砷后液加水进行水解沉淀,锑以SbOCl的形式沉淀下来,沉淀率在95%左右;将SbOCl加入氨水中进行除氯,锑以氧化锑的形式沉淀分离,除氯率达到了96%;沉锑后液加入一定量的氨水来中和,铋以BiOCl沉淀的形式分离出去,沉淀率达到99%左右,实现了砷与锑、铋的梯级分离与回收。     

氧化协同浸出复杂铜碲铋渣中的碲及有价金属

以铜、铅阳极泥火法处理产生的铜碲铋渣为原料,采用中性浸出-氧化协同浸出-草酸沉铜-水解沉铋-亚硫酸钠还原碲工艺分离回收铜碲铋渣中的碲及有价金属。研究了硫酸浓度、双氧水用量、NaCl浓度、浸出时间、浸出温度、液固比对协同浸出铜、碲、铋浸出率的影响,草酸过量系数对沉铜效果的影响,终点pH值对铋沉淀率的影响以及Cl-浓度对碲还原率的影响。结果表明: 在硫酸浓度4 mol/L、双氧水用量0.6 mL/g、NaCl浓度2.5 mol/L、浸出时间1 h、浸出温度80 ℃、液固比3 mL/g时,铜、碲、铋浸出率分别达到98.2%、90.1%和99.3%; 草酸用量为理论量的1倍时,沉铜率达99.2%; 在终点pH=2时,铋沉淀率达97.72%; Cl-浓度0.8 mol/L,碲还原率达95.6%。铜以草酸铜形式回收,铋以氯氧铋形式回收,碲以碲粉形式回收。     

分银渣中有价金属高效回收利用

以锡、铅及砷含量较高的分银渣为原料, 研究了高效回收锡、铅、砷、锑等有价金属的工艺流程。采用分银渣制团-高温脱砷锑-还原熔炼-硅氟酸电解工艺, 考察了还原剂种类、还原剂加入量以及MeS加入量对高温脱砷锑过程的影响, 结果表明: 当还原剂R1加入量为8.8%, MeS加入量为2.4%时, 高温处理团矿后锡回收率达到87.64%, 脱砷锑效果好。经硅氟酸电解, 锡、铅以铅锡焊料形式回收, 锑以锑氧形式脱除, 银、铋等富集进入阳极泥。     

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。     

从铋碲精矿分离回收铋碲的新工艺

对铋碲精矿的处理 ,传统的方法是火法冶炼。采用湿法冶金工艺 ,直接分离并回收铋碲 ,在国内尚未见报道。试验以某地浮选产出的铋碲精矿为原料 ,采用氧化浸出—还原—置换的湿法分离回收工艺 ,获得铋碲产品总回收率分别为 96.93%和 81.70 % ,达到了分离提取的目的 ,为铋碲精矿的分离回收利用提供了新的途径     

锌冶炼工艺现状及有价金属高效回收利用新工艺

简述了我国锌冶炼主要工艺技术特点,我国从锌精矿提取锌及其伴生有价金属回收利用的现状。针对现有冶炼工艺存在有价元素镓、铟、铊、锗、锡、锑、铋、铝、铜、银、金、铅、锌等随铁渣走,以及低含量有价元素不能富集回收利用,致使经济效益损失巨大,并存在环境污染风险的难题,为了减少资源浪费,保护环境,采用"高温高酸浸出—稀散金属循环累积富集—一渣两液三路分离回收有价金属"的新工艺冶炼锌并综合回收稀贵金属,取得了锌总回收率超过97%,高温高酸浸出渣中铅、银、金回收率在98%以上,稀散金属富液中镓、铟、铊、锗、锡、锑、铋、铝等回收率为70%～90%,可实现有价金属的资源化、高值化和无害化,且社会、经济、环保效益显著,具有良好的应用前景。     

碲化铂和碲化钯的表面性质和可浮性

位于南非著名的布什维尔德杂岩北部的Platreef矿床含有很高浓度铂族元素(PGE),铂族元素存在于碲化物矿物中(约含20%～45%铂族金属).含铂族元素的碲化物矿物为铋钯铂碲矿(moncheite)(Pt,Pd)(Bi,Te)2和PtTe2)和铋铂钯碲矿(merenskyite)((Pd,Pt)(Bi,Te)2和PdTe2).研究结果表明,这些矿物可能进入浮选尾矿中.本研究的目的是确定它们的可浮性及其与矿物表面性质的关系.用微量浮选试验、Zeta电位测定、ToF-SIMs(飞行时间二次离子质谱)、X射线光电子能谱(XPS)研究了人工合成的这类矿物的表面性质及其可浮性.硫酸铜的添加降低了铋钯铂碲矿和铋铂钯碲矿的可浮性,而黄药的添加提高了矿物的可浮性.在只添加黄药时,黄药在矿物表面上的吸附量比添加硫酸铜后要高些.氧化过程对含有铋的铂族金属碲化物矿物的可浮性有负面影响,而不影响不含铋的铂族金属(Pt和Pd)的碲化物矿物.细磨降低了矿物的浮选回收率.浮选用水中的钙离子浓度从80·10-6提高500·10-6对PdTe2矿物的可浮性没有负面影响.     

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。     

从复杂碲铜物料中回收碲的工艺研究

以某公司复杂碲铜物料为原料, 采用双氧水氧化浸出-草酸沉铜-还原碲工艺回收复杂碲铜物料中的碲。研究了浸出温度、H₂SO₄浓度、双氧水加入量、液固比、浸出时间对碲浸出效果的影响, 草酸钠过量系数和反应温度对沉铜效果的影响以及亚硫酸钠用量对还原效果的影响。实验结果表明, 在H₂SO₄浓度110 g/L、双氧水加入量为理论量的1.2倍、液固比6∶1、浸出温度80~85 ℃、浸出时间4 h时, 碲、铜浸出率均在99%以上; 在草酸钠为理论量的1.2倍、反应温度65~75 ℃时, 沉铜率达99.6%; 在亚硫酸钠用量为理论量的1.6倍时, 碲的还原率达99.6%。碲以碲粉的形式回收, 铜以草酸铜的形式回收, 碲、铜回收率分别为98.5%和98%。     

铁镧共沉淀分离ICP-AES法测定含铜物料中砷锑铋

研究含铜物料中砷、锑、铋的测定方法.试样用硫酸、硫酸钾高温溶解,在氨性溶液中采用氢氧化铁和氢氧化镧作载体一次共沉淀砷、锑、铋,并与铜等分离,在稀盐酸、酒石酸介质中用ICP-AES法连续测定含铜物料中砷、锑、铋的方法,操作简便,快速准确.适用于含铜物料中砷（0.002%～6.0%）、锑（0.002%～10.0%）、铋（0.002%～6.0%）的测定,其（n=11）相对标准偏差分别为3.12%～0.76%、2.11%～0.46%和5.00%～0.88%.加标准回收率,砷、锑、铋均在（99.80%～100.19%）之间,能有效地满足含铜物料中砷、锑、铋的日常检测分析.     

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。     

高铜高铋高碲中和渣综合利用新技术研究

采用二次酸洗脱铜、亚硫酸钠还原碲、中和沉淀铋的方法对铜、碲、铋等含量较高的中和渣进行了综合利用的新技术研究,形成了一整套的工业化的回收技术.碲、铜、铋的回收率可分别达到92.8%,95.5%,97.2%,该工艺设备简单,易操作,适应性较强,经济效益显著..      

碲化铜渣中碲的湿法冶金提取

以碲化铜渣为原料,采用酸性氧化浸出、碱性浸出、除杂、氧化沉碲和溶解还原的湿法工艺回收碲化铜渣中的碲。结果表明：酸性氧化浸出过程,在NaClO₃加入量35 g/L、H₂SO₄浓度70 g/L、液固比(体积质量比)10?1、温度为70℃的优化工艺条件下,可实现Cu、Te的有效分离;采用NaOH溶液浸出酸浸渣,以Na₂S作为沉淀剂净化碱浸液,然后采用H₂O₂氧化沉淀碱浸液中的Te(Ⅳ),并采用HCl-SO₂溶解还原高碲酸钠获得高纯度碲粉,碲粉经熔铸后得到符合YS/T 222—2010中Te 9999标准的碲锭产品。工业实践表明,该工艺可有效实现碲化铜渣中碲资源的高效回收,碲的回收率达95%。     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

砷碱渣/高砷锑烟尘协同脱砷及有价金属回收

采用砷碱渣代替碳酸钠与高砷锑烟尘进行协同脱砷并回收其中的有价金属。将碳酸钠、低砷碱渣、高砷碱渣分别与高砷锑烟尘按一定比例混合,通过焙烧-浸出-过滤工艺得到含砷浸出液和有价金属富集渣。结果表明,当原料配比分别为m_碳酸钠∶m_{高砷锑烟尘}=0.8、m_低砷碱渣∶m_{高砷锑烟尘}=3.0、m_高砷碱渣∶m_{高砷锑烟尘}=1.0时,砷浸出率分别为97.5%、96.9%、99.2%; 铅、锑浸出损失少而富集于浸出渣中,渣中有价金属总含量大于68.7%,且浸出渣中砷含量小于1.0%。该工艺砷脱除率高、有价金属回收率高,证明将堆存的砷碱渣直接用作脱砷剂,可以实现以废治废、资源回收,有效降低脱砷成本。     

多金属硫化锑矿的综合回收

根据矿石性质 ,对多金属硫化锑矿中的有价金属进行了综合回收试验。结果表明 ,用部分混合—分离浮选工艺流程 ,能获得锑品位 5 6.2 7%、锑回收率 77.92 %的锑精矿 ,铅品位 2 6.63 %、铅回收率 61.3 4%、银品位2 5 0 0 g/t、银回收率 68.84%的银铅混合精矿及砷品位 10 .3 1%、砷回收率 83 .0 9%的砷精矿。硫化矿浮选尾矿再用重选—磁选回收钨 ,WO3的品位可由 0 .2 4%提高到 9.2 8% ,回收率达 74.77%。     

Sb高效富集与As转化稳定化的砷碱渣清洁利用新技术工业试验

为了实现锑冶炼砷碱渣的清洁利用及无害化处置,设计了球磨浸出—重选收锑—废碱喷淋—氧化沉砷—砷稳定固化的砷碱渣清洁利用新工艺。结果表明:常温下液固比为4:1时,砷碱渣经球磨后水浸,球磨和浸出时间分别20 min和40 min,As浸出率为96.78%,碱浸出率为97.35%,实现Sb、As和碱高效分离;为提取回收浸出渣中锑资源,通过摇床高效富集回收Sb,回收率为40%~50%,且精矿中As < 1%,Sb≥10%,可通过冶炼系统回收;基于酸碱中和原理,浸出液（高砷废碱）进入锑冶炼中烟气脱硫喷淋系统与烟气中SO₂发生反应,烟气中SO₂和As含量达到排放标准,实现浸出碱液和烟气SO₂协同治理目的;向高砷废水加入H₂O₂对砷进行氧化,再加入脱砷剂（生物制剂）与砷发生沉淀反应而脱除,经两段脱砷后,废水中As含量降低至150 mg/m3, 脱砷效率分别为88.4%和92.5%;产生的脱砷渣采用铁盐稳定剂处理,在添加质量比为9%时固化体As毒性浸出浓度从348.67 mg/L降至0.65 mg/L,达到危险废物填埋场入场标准。工业扩大试验结果表明,新工艺可达到以废治废、清洁利用砷碱渣目的。      

方铅矿与脆硫锑铅矿混合精矿的浮选分离研究

西藏某锑铅选矿厂的脆硫锑铅矿与方铅矿的混合精矿产品有价元素为铅、锑,矿样经活性炭脱药后,对混合精矿进行浮选分离试验,获得了铅品位为72.09%、回收率为50.96%的铅精矿,锑品位为10.89%、回收率为76.67%的锑精矿,实现了铅、锑的有效分离。