从锡电解阳极泥中回收银的进程，冶金副产物提银的组成部分。锡是银和金的优秀捕集剂.锡精矿中的银和金在炼锡时绝大部分富集在粗锡或焊锡中，并在锡电解精粹时进入阳极泥。从锡阳极泥中回收银、金首要选用焙烧浸出法。 我国云南个旧鸡街冶炼厂产出的焊锡阳极泥，其首要成分(质量分数ω/％)为：Sn28～35，Ag1～2.5，Bi1～6，Cu1～5，Pb12～15，As5～9，Sb4～7。在回转窑中于823～873K温度下氧化焙烧40～60min，使阳极泥中的锡转变为SnO2，砷转变成不蒸发的高价氧化物。用稀浸出焙砂中的铜、铋、砷，过滤后的酸浸出渣再用食盐溶液浸出其间的银、铅。在353K温度、固液比1∶5.5的条件下，用含1.3mol/L、NaCl300g/L的溶液浸出酸浸出渣1.5h。银生成NaAgCl2进入浸出液，反应为： AgCl＋NaCl＝NaAgCl2 银的浸出率为91.3％～98.5％。浸出渣为锡精矿。含银浸出液经铅板置换得海绵银： 2NaAgCl2＋Pb＝Na2PbCl4＋2Ag↓ 置换温度353K，溶液含0.13mol/L。海绵银经稀洗刷后纯度达95％～98％。再送银精粹。银在整个湿法冶金处理进程中的直接回收率为93％～97％，总回收率可达99％。 我国广州冶炼厂产出的锡阳极泥含银0.6％、锡30％及铜、铋、锑、砷等，先在含15％的溶液中煮沸2h，以溶解锡、铋、铜、锑，银留在溶出渣中。将浸出渣和40％碳酸钠和4％混合后，在973～1023K温度下焙烧，焙砂先经水煮除砷，再用硫酸浸出水煮渣，用氯化钠沉积浸出液中的银。沉积出的氯化银再以络合和复原，得纯度为98.2％～99.2％的银粉(见银精粹)，银的直收率为76％～83.7％

  铜阳极泥是什么？因为在电解池里阳极发生氧化反应，所以 金属 性越强的话，越容易发生氧化反应，所以说，是 金属 活动性强的东西（zn,al等）先反应，然后等那些粗铜里面的杂质反应完了以后，在开始反应铜，形成铜离子，铜离子再到阴极上形成精铜。等到铜全部反应完的时候，精炼铜结束，阳极剩下的没有反应的东西下沉，形成阳极泥，而那些东西就是金 银等东西。铜阳极泥经低温氧化焙烧、脱铜脱硒后，浮选出银精矿，银精矿经熔炼产出合质金，合质金再经电解得到金、银产品。用浮选法取代传统工艺中的贵铅熔炼和氧化精炼，可基本消除烟害，并提高金、银直收率。但浮选前需经预处理，尾矿含金、银也较高。此工艺流程于1974年首先为日本大坂精炼厂采用，20世纪70年代初中国的云南冶炼厂和芜湖冶炼厂相继采用。  全湿法或以湿法为主的流程     湿法流程与其他流程相比，具有生产周期短、 金属 直收率高、呆滞料少和污染环境不严重等优点，获得较快发展。这种流程生产规模可大可小，易于连续化和自动化，已引起广泛重视。流程中多以硫酸化焙烧蒸硒一浸出铜银-氯化分金为主流程，产出金、银用化学法净化，可省去金、银电解作业。各种湿法流程大同小异，只是在分银提银作业中因厂而异，有的在硫酸化焙烧浸出铜银后，用铜板置换产出粗银粉；有的在亚硫酸钠或氨浸出氯化银后，用甲醛、二氧化硫还原制取银。中国的富春江冶炼厂、邵武冶炼厂采用湿法流程。  展望  铜阳极泥处理的发展方向是：进一步缩短生产周期；提高金、银直收率；特别是加强对有价 金属 硒、碲、砷、铋、锡、铅、锌、铂、钯、金、银等的回收，以提高企业的经济效益。至于阳极泥是否集中处理，当视各国国情而定。更多铜阳极泥信息请详见于上海 有色 网 

铅阳极泥的典型化学成分(质量分数/%)铅阳极泥先经过滤、洗涤，脱除铅电解液。铅阳极 泥处理的传统方法是将铅阳极泥(也可搭配脱硒后的 铜阳极泥〕在火焰沪中进行还原熔炼，获得含(Au+ Ag)30%一40%的贵铅。贵铅进分银炉氧化熔炼，砷、 锑及部分铅挥发入烟尘，铅、秘、铜、蹄分期入渣，作 为分别回收的富集原料。将分银炉产出含(Au+Ag) 达98.5%的金银合金铸成阳极，进行银电解精炼，银 以粉状析出，经熔铸产出纯度99，95%一99.99%的银 锭。银电解的阳极泥(俗称黑金粉)，经硝酸分解后，在盐酸溶液中进行电解精炼，产出纯度99.99肠的金。金 电解废液送专门处理回收铂、把等。 铅阳极泥处理的传统方法存在砷、锑不好回收，污 染环境，生产周期长，能耗大等缺点。近年来研究成功的全湿法流程有选冶联合法、酸浸法、碱浸法、水溶液 氯化法、加压浸出法及甘油碱浸法等，但均未普遍用于工业生产。铅阳极泥处理从铅阳极泥中综合回收 贵 金属 及其他有价 金属 的过程。铅电解精炼过程中，标 准电机电位比铅更正的贵 金属 和某些稀有 金属 等留在 残阳极表面呈黑灰色泥状的物质，称为铅阳极泥。铅阳极泥处理可综合回收其中的金、银等贵 金属 和其他有 价 金属 。铅阳极泥 产量 通常为阳极的1.2%~1.75%.  更多有关铅阳极泥信息请详见于上海 有色 网 

镍阳极泥  电镀是通过阴极使电镀 金属 失去电子成为阳离子，再通过电镀池中的电镀液使这些阳离子在阳极的待镀 金属 表面得电子形成镀层，这就是电镀(1)阴极过程由于镍在电化反应中的交换电流密度较小(Ni2+，i0为10-8～10- ... 电镀是通过阴极使电镀 金属 失去电子成为阳离子，再通过电镀池中的电镀液使这些阳离子在阳极的待镀 金属 表面得电子形成镀层，这就是电镀(1)阴极过程  由于镍在电化反应中的交换电流密度较小(Ni2+，i0为10-8～10-9A/cm2；Zn2+，i0约为10-5A/cm2；Cu2+，i0约为10-3A/cm2)，因此镍本身具有较大的极化电阻，在单盐镀液中就有较大的电化学极化，获得良好的镀层，而且镍分散能力好，得到的镀层均匀，因此镀液种类虽多，但均由单盐组成。镀镍液中阳离子有Na+、Mg2+、NH4+、H+等，阴离子有SO42-、Cl-、OH-等，由于Na+、Mg2+、NH4+的电位较负，在电镀电位下，不发生电解反应，因此其阴极反应http://www.rc1688.comNi2++2e→Ni2H++2e→H2↑  生产中镀液pH=3～6之间（pH值高于6时，易生成Ni（OH）2沉淀，pH值低于3时析氢严重），因此H+的有效浓度很低，而镀液中Ni2+浓度很高。如当NiSO4·7H2O 350g/L时，Ni2+活度为0.0492mol/L，根据能斯特方程计算，镍析出的平衡电位为-0.29V；当pH=6或pH=3时，按照能斯特方程式计算，析氢的平衡电位分别为-0.36V和-0.18V。H2在镍上的超电位为0.42V（50℃，5A/dm2），析镍的超电位为0.34V，因此镍的实际析出电位为-0.63V，而Ph=6时析氢的实际电位为-0.78V，pH=3时析氢的实际电位为-0.60V。镍  实际析出电位非常接近或略低于Ni2+/Ni，因此镀镍溶液中，析镍的电流效率受酸度及镍离子浓度影响较大，镍离子浓度越高，酸度越低，析镍电流效率越高，反之，析镍电流效率越低。普通镀镍溶液中，当pH值降至2～3时，阴极析氢严重，镍难以析出；在接近中性的镀镍液中，pH值稍有变化，电流效率变化显著。（2）阳极过程镀镍一般采用 金属 镍为阳极材料，常有的电解镍、铸造镍、含硫镍、含氧镍等。正常情况下，镍阳极溶解的反应为Ni-2e→Ni2+此时，镍阳极呈活化状态，表面为灰白色，溶解的Ni2+不断补充溶液中的Ni2+浓度。但由于 金属 镍易钝化，使溶解电位变正，导致镍溶解受阻，其他离子可能放电，主要发生如下反应，即4OH--e→2H2O+O2↑2Cl--2e→Cl2↑由于氧气的生成又促使阳极表面钝化，进一步增加镍的溶解电位，阳极可能发生下列反应，即Ni2+-e→Ni3+Ni3+不稳定，水解后生成Ni（OH）3，进而分解为暗棕色的Ni2O3沉积到电极表面，使阳极完全钝化，停止溶解，导致阴极电流效率降低和镀层质量恶化。Ni3++3OH-→Ni(OH)3↓Ni(OH)3→Ni2O3+H2O由于氯气析出，阳极上有时能嗅到氯气的气味。  目前，解决阳极钝化的最有效的办法是向镀液中加入适当的阳极活化剂，常用的是氯化钠或氯化镍，Cl-对镍阳极的活化作用及机理查看参考文献1的相关内容。但氯离子含量不宜过高否则会引起阳极过腐蚀或不规则溶解，产生大量阳极泥悬浮于镀液中，使镀层粗糙或形成毛刺。  生产中，为克服平板状镍阳极电流分布不均，铸造镍阳极产生泥渣多的缺点，为降低电极残留率，常将电解镍轧制成圆形截面，如镍球等，装入阳极袋中，以防止镍阳极泥进入镀液，产生毛刺。  更多镍阳极泥信息请详见上海 有色 网 

芬兰的奥托昆普（Outokumpu）公司最早研讨铜阳极泥的浮选。该公司于1947年通过浮选法从铜阳极泥中收回硒化物实验时，不光悉数收回了阳极泥中的硒和碲，还一起收回了99%的金和银。 1975年报导的日本三菱公司大坂精粹厂浮选铜阳极泥的流程，是在磨矿后于高酸介质中浮选产出中矿。尾矿含0.06%银，金30g∕t。 前苏联所报导的铜阳极泥实验室实验，运用容量为1L的机械浮选槽，浮选莫斯科冶炼电解厂（样号1、2）和另一铜镍冶炼厂（样号3）的铜阳极泥。当矿浆含固体200g∕L、硫酸150～200g∕L时，参加丁基黑药250g∕t，经一段浮选15min，实验成果列于表1。从表1中看出，在上述条件下可使60%～65%的铜进入选矿液中，然后完成了阳极泥的脱铜。精矿中富集了98%～100%的钯、银、硒和金。镍则富集于尾矿中可直接送炼镍。表1  前苏联铜阳极泥实验室浮选成果样号产品产率∕%档次∕%PdAgAuSeNiCuFeSiO21原矿1000.0863.170.0382.0015.4811.780.68精矿20.10.4314.359.234.439.12尾矿60.80.350.1822.394.762原矿1000.644.690.105.6230.7819.620.310.52精矿29.22.1615.9514.221.640.210.26尾矿36.30.020.1666.922.020.380.763原矿1002.842.810.165.8526.9827.600.55精矿42.56.657.020.3814.3727.3317.22尾矿33.80.0410.310.1556.455.06（续表1）样号分配率∕%PdAgAuSeCuNi110010010010010010010093.394.415.55.86.75.624.687.0210010010010010010098.998.932.213.51.11.13.678.9310010010010010010099.596.810099.231.245.50.53.40.86.051.3    我国某厂，于1977～1978年进行了铜阳极泥浸出脱铜、硒浸出渣的工业性浮选实验，取得了较好的作用。    实验初期，因为尾矿含金、银过高而进行了一些探究和改善。经改善后的工业实验流程选用1次粗选、3次扫选和4次精选。粗Ⅰ、精Ⅱ，扫Ⅲ选用φ500×2000mm浮选柱，精Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ选用φ250×2000mm浮选柱，扫Ⅰ、Ⅱ选用0.62m3浮选机。药剂参加量如表2。 表2  浮选药剂用量浮选作业铁屑 ∕kg·t－1硫酸 ∕g·L－1六偏磷酸钠 ∕kg·t－1丁基黄药 ∕g·L－1乙基黄药 ∕g·L－1∕g·L－1调浆1000～403.2～5.2150150粗选300300180扫Ⅰ300300120扫Ⅱ20020030扫Ⅲ10010030精Ⅰ200    通过16个班的实验，浮选了铜阳极泥脱铜、硒浸出渣1001kg，取得干精矿483kg，干尾矿518kg，其实践目标如表3。 表3  工业实验实践目标产品产率 ∕%档次∕%分配率∕%Ag∕g·t－1Au∕g·t－1PbPtPdAgAuPbPtPd原矿10027.068508.380.00220.0057100100100100100精矿48.2555.0916903.990.00450.01398.2595.9021.6096.7095.60尾矿51.750.7067.0012.660.000140.000481.754.1078.403.304.40     经该厂屡次小型实验和工业实验的成果表明：     （一）如原矿（阳极泥脱铜、硒浸出渣）含硒高时，则尾矿含金、银和精矿含铅均随之增高。即使是正常的脱铜、硒浸出渣，如放置太久，也会明显影响浮选目标。     （二）对工业实验流程的调查发现，选用浮选柱作扫选设备，对进步金的收回率无明显作用。因而，扫选设备宜选用浮选机。     （三）浮选矿浆含硫酸降至20g∕L左右，对浮选目标仍无明显影响。含这样少数硫酸的浮选矿浆不光能减轻对设备的腐蚀，且还能下降选矿费用。

粗锡和焊锡电解精粹。产出的两种阳极泥成分见表1和表2。这类阳极泥的金属物相数据报导较少，文献报导了焊锡电解阳极泥中有价金属的物相分析数据（表3）。 表1  粗锡电解精粹的阳极泥成分/ %   厂   别SnAsSbPbCuBiFe其   他备  注得克萨斯冶炼厂30~452~412~1518~201~20.01~0.192~3Ag1730~3430g·t-1硫酸电解液文托炼锡厂42.03.30.4510.86.12.20.3S3.8硫酸电解液广州冶炼厂24~351~4.870.9~1.220~251~2.255~110.89~2 硫酸电解液直岛冶炼厂35~403~4.53~3.516~1913~150.5~1.51.5~2.5 -硫酸电解液个旧市焊料厂20~300.3~0.62.5~6.030~401~51.30.28SiO210.35-硫酸电解液   表2   焊锡电解精粹的阳极泥成分/ %       厂    别SnPbBiCuAgAuAsSbFe广州冶炼厂29.22~30.839.25~9.5620.36~20.745.40~5.501.13~1.440.008~0.0154.31~5.153.20~3.602.01鸡街冶炼30~4018~213~123~81.2~3.5 3~84~7 云锡三冶15~2511~176~130.3~5.01.1~1.817~23g·t-14~125~15 个旧有色金属加工厂35~408~104~85~60.5~1.5 3~43~4    表3   焊锡电解阳极泥中有价金属的物相分析  元素物   相   分   析/ %锡氧化物（SnO2）0.17金属态6.11硫化物28.23铅氧化物4.5金属态0.28硫化物及其他0.06铜氧化物4.41金属态1.74硫化物及其他1.61银金属态及硫化物0.69氯化物0.23其他0.14

铜阳极泥是提取银、金、铂族金属等有价金属的重要原料。阳极泥的处理工艺的技术难点并不在金、银本身，而在其中所含贱金属杂质（铜、铅、硒、碲、锡等）的脱除问题上，阳极泥脱除贱金属的目的有二，一是为了富集金、银，阳极泥中大量的贱金属，如不除去，将很难回收金、银，二为分摊成本，脱除贱金属要消耗大量试剂和设备等费用，如不充分利用，所回收的金银难有经济效益。  　　阳极泥回收利用长时间采用火法工艺，而且这种工艺已相当成熟。但火法缺点明显，近来已越来越多使用湿法工艺，并已开发了多种工艺方法，鉴于大通阳极泥的性质和数量并不特别大，初步考虑采用湿法工艺，下面将国内外现有的各种湿法工艺作一介绍。初步打算，INER法和全湿法工艺可作为首选工艺考虑。但因尚缺阳极泥全分析结果，流程的最后选定，尚需详细讨论。这里就铜阳极泥的性质组成和冶炼方法作初步介绍。  　　铜阳极泥的性质和组份  　　铜阳极泥是由铜阳极在电解精炼过程中不溶于电解液的各种物质组成，依据来源，一般有三种阳极泥  　　（1）来源于铜精矿冶炼的阳极泥，一般含有较多的Cu、Se、Ag、Pb、Te、及少量含Sb、Bi、As和脉石矿物，所含铂族金属较少；  　　（2）来源于硫镍精矿的阳极泥，一般含有较多的Cu、Ni、 S、Se。含Au、Ag、铂族金属较少；  　　（3）杂铜电解产生的阳极泥，由于来源的多样性，成份变化较大，多数除Ag、Au外，还含较多的Cu、Pb、Sn。  　　下面为国内4家大型冶炼厂产的铜的铜极泥的主要组份（%）  Cu Ag Au Pb Se Te Sb As  沈阳冶炼厂 15 19 2.8 29 3.2 0.76 14~18 ----  上海冶炼厂 10~20 8~15 0.3~0.7 ---- 3~5 0.56 --- ---  白银冶炼厂 35 8.3 0.27 3.4 13 0.62 --- ---  云南冶炼厂 14 13.1 0.38 5.0 2.85 ---- --- 2.0 .

  电解铜阳极泥是提取银、金、铂族 金属 等有价 金属 的重要原料。阳极泥的处理工艺的技术难点并不在金、银本身，而在其中所含贱 金属 杂质（铜、铅、硒、碲、锡等）的脱除问题上，阳极泥脱除贱 金属 的目的有二，一是为了富集金、银，阳极泥中大量的贱 金属 ，如不除去，将很难回收金、银，二为分摊成本，脱除贱 金属 要消耗大量试剂和设备等费用，如不充分利用，所回收的金银难有经济效益。   阳极泥回收利用长时间采用火法工艺，而且这种工艺已相当成熟。但火法缺点明显，近来已越来越多使用湿法工艺，并已开发了多种工艺方法，鉴于大通阳极泥的性质和数量并不特别大，初步考虑采用湿法工艺，下面将国内外现有的各种湿法工艺作一介绍。初步打算，INER法和全湿法工艺可作为首选工艺考虑。但因尚缺阳极泥全分析结果，流程的最后选定，尚需详细讨论。这里就铜阳极泥的性质组成和冶炼方法作初步介绍。  （一）铜阳极泥的性质和组份   铜阳极泥是由铜阳极在电解精炼过程中不溶于电解液的各种物质组成，依据来源，一般有三种阳极泥1、来源于铜精矿冶炼的阳极泥，一般含有较多的Cu、Se、Ag、Pb、Te、及少量含Sb、Bi、As和脉石矿物，所含铂族 金属 较少；2、来源于硫镍精矿的阳极泥，一般含有较多的Cu、Ni、 S、Se。含Au、Ag、铂族 金属 较少；3、杂铜电解产生的阳极泥，由于来源的多样性，成份变化较大，多数除Ag、Au外，还含较多的Cu、Pb、Sn。   下面为国内4家大型冶炼厂产的铜的铜极泥的主要组份（%）            Cu Ag Au Pb Se Te Sb As沈阳冶炼厂 15 19 2.8 29 3.2 0.76 14~18 ----上海冶炼厂 10~20 8~15 0.3~0.7 ---- 3~5 0.56 --- ---白银冶炼厂 35 8.3 0.27 3.4 13 0.62 --- ---云南冶炼厂 14 13.1 0.38 5.0 2.85 ---- --- 2.0电解铜泥含金,银成分:(%)含金:0.05-2.5 ;含银:10-25;含铜:10-25;含铅:0.5-12;含铋:0.9-1;含铍:2-4.5;含碲:0.1-0.2;含锑:0.2-3  更多电解铜阳极泥信息请详见于上海 有色 网 

电解锰阳极泥在回收各类金属的办法，小编为你列举了一些。以电解锰阳极泥与电解锌生产中产生的含SO_2尾气为原料,经过反应、浸出、浸出液两次净化和浓缩结晶制备硫酸锰,考察了反应时间、含SO_2尾气的流量及反应温度对Mn~(4+)转化率的影响.实验结果表明:在反应时间45 min、反应温度20～30 ℃、含SO_2尾气流量16 L/min的条件下,Mn~(4+)转化率达90%以上;尾气中SO_2利用率随尾气流量增加而降低;所得MnSO_4·H_2O产品质量达到GB1622-86<工业级硫酸锰标准>.一种阳极泥预处理及回收稀散金属的方法，本发明将铜和铅阳极泥进行预处理及回收稀散金属，首先酸性溶液浸出阳极泥，过滤得到一次酸浸液和一次脱铜阳极泥；一次脱铜阳极泥与碳酸钠搅拌球磨后经过硝酸或醋酸浸出得到脱铅阳极泥；一次脱铜阳极泥或脱铅阳极泥进行硫酸化焙烧蒸硒后酸性溶液浸出蒸硒阳极泥，过滤得到二次酸浸液和二次脱铜阳极泥。酸浸液经过还原回收硒和碲或在酸浸液中直接加碱反应后回收得到硒碲渣。二次酸浸液经过还原回收碲后，使用碱或加水稀释调节滤液pH值，过滤得到铋渣。本发明流程简单，硒、碲、铋回收率高，贵金属得到富集并能显著提高金银回收率。从铜阳极泥中加压酸浸预处理回收铜的新方法，属于铜电解过程综合回收有价金属的湿法冶金方法领域，其步骤为：(1)将铜阳极泥调浆；(2)筛去阳极泥中大颗粒的沙粒类；(3)将筛过的阳极泥用70g/l～300g/l酸度的硫酸调浆；(4)调浆后将料加入高压釜中，控制温度100℃～160℃，(5)通入压缩空气、富氧压缩空气或工业纯氧，(6)调整压力为0.5～1.2MPa，直接进行酸浸，反应60～90min后出料；(7)渣液进行分离，得到含铜低于0.5％的脱铜渣。本发明工艺流程简单，所需设备少，过程强化，在较短的时间内，快速实现铜阳极泥的浸出脱铜，铜的回收率高，脱铜渣含铜很低；阳极泥中其它有价金属走向合理、集中，有利于综合回收。一种从铅阳极泥中回收银、金、锑、铜、铅的方法，采用盐酸浸出锑、铜和氯酸钠－盐酸－氯化钠浸出金以及氨浸产出海绵银的工艺，浸出时间短，浸出效果好，酸耗小、成本低，污染小，可有效地浸出锑、铜、银、金、铅，海绵银的直收率达９６％以上，含银量为９９．３％，可直接制得分析纯级硝酸银，适合于各类铅阳极泥的处理。更多关于电解锰阳极泥的信息和资讯，请关注本站锰频道！

铅阳极泥处理技能的开展，首要是朝着湿法流程方向开展。其着眼点是削减砷、铅对环境污染，进步金、银的直收率和不经电解直接取得制品，进一步缩短出产周期。       一、浸出工艺       沈阳冶炼厂提出的浸出工艺的特点是：铅阳极泥用浸出铜、锑、铋等后，浸提银，浸出渣熔炼电解，其工艺流程如图1所示。实验用铅陧极泥成分见表1。图1  浸出铅阳极泥工艺流程   表1  铅阳极泥成分（%）铅阳极泥AgSbBiPbAsCuAuⅠ－1 Ⅰ－211.5 12.2824.50 26.3011.20 15.9016.0 16.503.0 6.322.5 4.42  0.13Ⅱ－1 Ⅱ－210.45 10.7643.70 38.3013.00 14.304.55 3.960.37 —42.88 10.630.0077       （一）浸出及浸出液的处理       实验成果标明：      1、跟着料铁比的缩小，量的增大，As、Sb、Bi、Cu等金属浸出率均有所上升，即Pb在50%左右动摇。当料铁比在1：0.72～0.76时（0.74相当于140g/Lfe3+）为宜；       2、酸度（不包括FeCl3液的酸度）在0.4～0.6mol/L范围内，As、Sb、Bi、Cu等均有较高的浸出率，但酸低时，过滤速度较慢，以0.5mol/L为宜；       3、固液比为1：5～7，一般运用1：4.5～5.5，拌和2h，As、Sb、Bi、Cu的浸出率都比较高；       4、各金属浸出率都随温度的升高而添加，并在50～55℃到60～65℃间增加较大，持续升温改变不明显，考虑到能量耗费和设备腐蚀问题，一般挑选在60～65℃。在挑选的条件下，浸出成果见表2。   表2  FeCl3浸出液、渣成分 AuAgAsSbBiCuPbFe3+浸出液/（g·L-1） 浸出渣/%— 0.50.3～0.4 4.57.5～9.5 0.1～0.560～70 0.1～0.415～19 0.1～0.47± 1～0.64± 15～2310± —       水解：水解的意图是使锑与其他金属从溶液中别离，按理论锌的水解能够在酸度较高的条件下进行，只需水解液中的氯离子浓度降低到必定极限，即使是较高的酸度，锑的水解也是完全的，而其他金属，如铜、铋等则不水解。溶液中银也同锑一同沉积，被富集到锑的氯氧化物中SbOCl。因而浸出液用水稀释，SbCl3水解，反响为：   SbCl3＋H2O→SbOCl↓＋2HCl       银以AgCl沉积。锑、银沉积率大于99%，Cu、Bi仍留在溶液中，水稀释倍数对锑、银沉积率的影响见表3。表中阐明6部即可。依据水解物的分析，铋共沉积5%左右。   表3  水稀释倍数对Cu、Bi沉积的影响NO稀释倍数原液/(g·l-1)水解液成分/(g·l-1)沉积率/%SbBiAgSbBiAgSbBiAg1 2 36 8 1047.21 47.21 47.2115.20 15.20 15.209.48 9.48 9.480.27 0.22 0.152.61 1.97 1.670.006 0.004 0.00399.43 99.53 99.63微量 微量 微量98.75 99.17 99.37       中和：水解沉锑后，pH约为0.5，用碳酸钠或碳酸钙中和到pH为2.0～2.5，铋可悉数沉积收回。水解剩余的少数银也一同沉积。而铜则仍留于溶液中，如果能确保浸出后液没有过多的Fe3+，铋沉积物的质量是很高的，这时铋与铜已到达别离意图。中和pH值对铋沉积的影响见表4。   表4  中和pH值对沉积铋的影响中和pH值中和后液/（g·l-1）沉积率/%SbBiCuPbSbBiCuPb1.5 2.5 3.51.05 0.25 0.454.0 0.07 0.021.0 1.50 1.500.75 0.50 0.1588.2 97.1 94.928.8 98.7 99.6微 2.9 2.927.1 70.8 85.4       中和原液含Sb 45.5g/L，Bi29.2g/L，Cu8.47g/L，Pb5.35g/L，水解后用20%Na2CO3中和。       中和沉铋后，溶液含Cu2.3g/L，可用沉积或铁屑—石灰石中和法处理。用Na2S时，温度为30℃，拌和1h，Na2S用量为铜量的120%，沉积后液成分为：Pb0.0013g/L，Cu       Bi0.0019g/L，根本上到达废液排放标准。后者先用铁屑置换除铜，使铜成海绵铜收回。置换后液成分为：       Pb0.0013g/L，Cu0.001g/L，Sb0.22g/L，Bi0.23g/L，As0.006g/L，再用石灰石中和到pH＝8～9，废液成分为：Pb0.001g/L，Cu       （二）银的收回       阳级泥经FeCl3浸出，95%以上的银和悉数的金都富集于浸出渣中，渣含银达50%以上，可用老练的熔炼电解法进行处理。如苏打、炭粉（约3%）熔炼，粗银直收率95%～97%。银电解得到的银粉经铸锭为制品，而金进入阳极泥，硝酸煮去银后，用电解精粹或化学法处理得制品金。如投料783.3g，银共得778g，含银96.79%，粗银直收率96.14%。粗银金0.081%，得金778×0.08%＝0.63g，质料投入金0.66g，金的直收率为95.4%。也能够用湿法处理，即用溶液、液固比为5：1，温度为50～70℃，浸出液用复原，银的收回率＞99%。浸渣复原熔炼成粗银电解，再从阳极泥中收回金。      二、全湿法工艺——HCl＋NaCl浸出      选用HCl＋NaCl浸出别离铅阳极泥中的锑、铋，并预以别离收回，再以在硫酸介质顶用氯化溶解金、铂、钯，复原金，铁粉置换得铂、钯精矿；分金渣浸提银，复原。其工艺流程如图2所示。  图2  铅阳极泥湿法处理工艺流程       实验用阳极泥成分为：Au0.4%～0.9%，Ag8%～12，Sb40%～45%，Pb10%～15%，Cu4%～8%，As0.87%，Fe0.62%，Zn0.03%，Sn0.001%。       在液固比为6，70～80℃，1.5mol/L，[Cl-]＝5mol/L时，拌和浸出3h，浸出率为Sb99%，Pb29%～53%，Bi98%，Cu90%，As90%。       氯化分金条件为：液固比6，H2SO4100g/L,NaCl80g/L,80～90℃,NaClO3用量为阳极泥重的3.5%～5%，氯化2h，金浸出率＞99.5%，Na2SO3复原得档次95%～98%的金粉，金直收率＞98%。       浸分银：液固比5～8，1：1，30℃，拌和浸出2h，银浸出率为99.5%，复原得银粉，银直收率为97%。       此工艺还可归纳收回其他有价金属，如铅、锑、铋、铜，直收率别离为：84%、70%、85%、92%。       三、氯盐浸出－脱铅－熔铸合金－金银电解工艺       水口山矿务局科研所经过对铅阳极泥成分见表5，金含量低，而锑、铋、铜、铅杂含量相对高的体系进行实验。实验成果提出氯盐浸出－转化－脱铅－脱铅渣直接熔铸金银合金－金银电解，到达有用收回贵金属金银及归纳利用收回铜、铅、锑、铋等有价金属的意图，一起完成了无烟害提金、银工艺。   表5  铅阳极泥化学成分（%）1990年6月 1991年7月 1992年2月355 315 26510.34 8.55 9.876.83 5.28 4.2721.77 20.44 3.4721.08 18.87 18.5216.77 14.37 14.993.29 — —0.27 — —       (一)氯盐浸出       液固比=4～5：1，[HCl]络＝2.5mol/L，[Cl-]＝5mol/L（食盐参加量为阳极泥的30%～40%）；金属浸出率Cu、Sb、Bi≥98%，Ag1%,Au根本不浸出。浸出液成分为：Au＜0.001g/L,Ag0.15g/l，Cu9.56g/L，       Sb32.47g/L，Bi24.92g/L。浸出渣成分为：Au841g/t，Ag31.52%，Cu0.46%，Sb0.041%，Bi0.013%。       （二）转化复原       铅阳极泥经过氯盐浸出后，Ag、Pb根本上以AgCl、PbCl2与PbSO4在一般介质中难溶，所以把PbCl2转化成PbCO3。（即PhCl2+Na2CO3→2NaCl+PbCO3），转化条件是：碱铅比＝1.2∶1，液固比＝7：1，温度80℃，时刻3h。       （三）浸出       （硝酸、醋酸均能与 PbCO3反响）浸出转化渣，意图是让PbCO3形状进入溶解而与Au、Ag别离。       运用是考虑转化渣中含有很多AgCl，为避免银的丢失以及的再生，故挑选氟酸浸出脱铅，其反响为：   PbCO3+H2SiF6=PbSiF6+H2O+CO2↑   PbSiF6+H2SO4=H2SIF6+PbSO4↓       浸出条件为：液固比＝4～5：1，温度30℃，浓度＞12%，浸出脱铅率可达98%以上。渣含铅小于1%。       脱铅渣可直接熔铸合金和金银电解收回率。       四、湿法归纳收回铅阳极泥       广州有色金属研究院针对湖南某厂铅阳极泥成分为：金65.6g/t、银21.0%、铅29.67%、锑12.35%、铋11.71%、砷2.57%、铜1.01%。在HCl+NaCl金湿法工艺中，温度为70～80℃条件下，以NaClO3为氧化剂，操控浸出电位400～420 mV，浸出Sb、Bi、Cu、As，确保浸出液余酸高于1.5mol/L，从浸出液中水解收回锑，用铁屑置换收回铋、废液中和处理除砷等。简化了HCl+NaCl工艺。直接优先别离出贱金属。       氯化分金：贱金属浸出渣，在H2SO4+NaCl体系中，80～90℃条件下，以NaClO3为氧化剂，确保浸出电位1200mV所以。充沛氯化物料（3h），浸渣含金≤15g/t，浸出液用活性炭吸附金，吸付率为99.29%。       浸分银：氯化分金渣用1：1，液固比=10：1，浸出2h，银出率大于96%，贵液经在50～60℃下复原得纯度为99.7%的海绵银，复原率为99.9%，全流程金、银总收回率≥99%。       浸分银后渣熔成铅锭反回电解体系。       五、浸出铅阳极泥       某厂的铅阳极泥且成为：Pb10%～15%、Sn15%～20%、Bi3%～5%、As15%～20、Sb15%～25%、Ag1%～1.5%，Au5～30g/t。经过实验，制订了浸出－萃取法处理流程，如图3所示。浸出作业在2m3的珐琅反响罐中进行。参加5.5mol/L液，蒸气直接加热至40～50℃，在机械拌和下逐步参加铅阳极泥（液固比4：1），0.5h加完后开端通浸出。因为浸出放出热量，矿将温度升到80～90℃。因而，须严格操控开端液温，避免引起矿浆欢腾外溢。浸出过程中，As、Sb、Sn、Bi、Pb、Ag等均转变为相应的和氯化物。生成的氯化铅大部分留在渣中，少部分进入溶液。冷却时，大部氯化铅结晶分出，冷却结晶后溶液铅含量可降到1～2g/L。图3  铅阳极泥化浸出——萃取归纳流程       通浸出1～2h，直至渣呈现灰白色，沉降快，上清液呈深褐色且不混浊时，中止通氯。然后参加2.5%的生阳极泥，拌和1h以除掉过量游离氯并将进入溶液的贵金属复原沉积分出。此刻五价锑也被复原为三价，以避免高价锑在下步萃取时损坏有机相。浸出硫浆经弄清，上清液送贮液槽进行萃取别离。先用P350萃取锡，再用N235萃取锑，萃余液蒸腾后加苛性钠中和收回砷、铋。产出的中间产品别离送去提纯。       化法浸渣中首要含氯化铅和氯化银，用氯化铵浸银进行银铅别离：   AgCl+2NH4Cl→Ag(NH3)2Cl+2HCl       浸出时往液中通入气，保持溶液pH=9或操控游离35g/L左右。固液别离后，用复原浸液中的银。银泥洗刷、烘干和铸锭。复原沉银后液回来用于浸出渣的二次浸出，二次浸出液用于浸渣的一次浸出。       浸渣经二次浸银后，再用食盐浸铅。食盐浸液用水稀释后加碳酸钠中和以收回碳酸铅。沉积物用醋酸溶解，再制成晶的。食盐浸铅渣中尚含有少数的金、银及有色金属，再用其他办法予以收回。       六、苛性钠浸出       铅阳极泥中的，As、Sn、Pb Sb、Te均呈氧化物存在，苛性钠浸出时可呈相应钠盐转入溶液中。铅阳极泥中的金、银、铜、铋等留在浸渣中。浸渣送熔炼可削减污染，可根本消除铅害。实践标明，铅阳极泥经长时间堆存被氧化呈灰白色时，质地疏松，浸出别离作用更佳。       某厂曾对长时间堆存氧化后的不同组分的四种铅阳极泥进行苛性钠浸出实验。铅阳极泥在常温、液固比为3：1条件下在球磨机中磨矿混浆，磨到60目，在铁桶拌和槽中于液固比10：1，苛性钠初始浓度180～200g/L,温度95～100℃条件下拌和浸出2h。各组分浸出率为As97%、Sn94%、Pb90% Sb70%～98%、Te0～40%。浸渣产率为8%～40%，金、银、铜、铋全留在渣中，富集比为2.5～15倍。离心机常温过滤作用欠安（浸液浓度高和粘度大），后改在70℃下过滤可避免呈现结晶。浸液送电解收回铅、锑，结晶收回砷、锡，中间产品送别离提纯。碱浸渣洗刷过滤后送复原熔炼。熔炼中渣流动性好，可产出含银25%左右的贵铅。       七、甘油碱浸出法       该法先后对铅阳极泥和铅铜混合阳极泥进行甘油碱浸出实验。实验成果为：按铜、铅阳极泥搭酸份额为1：10，对寄存半年、3个月和新鲜3种阳极泥进行比较。按阳极泥在甘油200g/L，NaOH100g/L，温度85℃的碱液中浸出2h，使贱金属溶解，而贵金属留在渣中，溶液经铅粉置换，电积得铅粒，可装备铅锑合金；金银富集渣洗刷后，进一步制取金银；洗液浓缩冷却结昌产出钠。贱金属的浸出率为：Pb88.1%，As96.5%，Bi87.2%，Cu26.35%。金银和其他有价金属的收回率为：Au99.68%，Ag99.79%，Pb84.6%，Bi87.9%。甘油碱浸流程不腐蚀设备，金属收回率高，没有烟害。但甘油耗费较大（甘3t/t银），阻止该法的推广应用。

某厂铅阳极泥的首要组分为（%）：Pb10～15，Sn15～20，Bi3～5，As15～20，Sb15～25，Ag1～1.5，Au5～30（g／t）。经过实验，拟定的氯化－萃取法归纳流程如图1。图1  铅阳极泥氧化－萃取归纳流程 铅阳极泥的氯化浸出于2m3的珐琅反响罐中，选用固液比1∶4的5.5mol／LHCl液，蒸汽直接加热至40～50℃，在机械拌和下连续参加阳极泥400kg，于0.5h内加完后开端通氯化。由于氯的放热反响，使矿浆温度坚持在80～90℃。如开端液温过高，则会引起矿浆欢腾外溢。 浸出进程中，首要发作下列反响： 2As＋5Cl2＋8H2O 10HCl＋2H3AsO4 2Sb＋3Cl2 2SbCl3 Sn＋2Cl2 SnCl4 2Bi＋3Cl2 2BiCl3 Pb＋Cl2 PbCl2 2Ag＋Cl2 2AgCl 反响进程中，生成的氯化铅大部进入渣中，部分进入溶液。由于氯化铅的溶解度受温度影响甚大，当液温别离为20、30、50和100℃时，氯化铅在水中的溶解度别离为（g∕L）：9.68、11.79、17.50和31.00。当浸出液冷却后，大部分氯化铅便结晶分出。在含有很多其他物质的浸出液中，冷却结晶后的溶液含铅量可降至1～2g∕L。 通浸出时刻约1～2h，直至渣呈灰白色，沉积快，上清液呈深褐色且不混浊时，便中止通氯。然后参加质料总重量2.5%（10kg）的生阳极泥，拌和1h，以除掉过量游离氯并使进入溶液中的贵金属复原沉积。复原进程还包含把Sb5＋复原成Sb3＋，避免高价锑鄙人一步萃取时损坏有机相。浸出完成后，将液与渣一起放出，弄清后，上清液抽送储液槽待萃取。各首要金属在浸出液和浸出渣中的分配率如下表。 表  铅阳极泥氯化浸出金属散布率（%）产品SnSbBiAsCuPbAg浸液约95约90＞95＞85＜70＜10＜2浸渣＜2＜2＜2＜2＜2约57约12 浸出渣的首要组分为氯化铅和氯化银。选用氯化铵浸出银，与氯化铅别离。 AgCl＋2NH4Cl Ag〔（NH3）2〕Cl＋2HCl 反响进程中运用的氯化铵实际上是往液中通入NH3发生的。氯化铵浸出进程中溶液的pH应坚持9左右，或操控游离NH3在35g／L左右。再用联（NH2NH2）来复原氯化铵浸出液中的银，被复原沉积的银经洗刷后烘下铸锭。复原沉积银后的溶液回来用于浸出渣的二次浸出，二次浸出液用于下一批氯化渣的一次浸出用。 氯化渣经两次浸出银后，再用食盐液浸出铅。除铅渣中尚含有少数金、银及有色金属，用其他办法予以收回。 食盐浸出渣中的铅以PbCl2方式存在，加水稀释后用碳酸钠中和使之呈PbCO3沉积。沉积物用醋酸溶解，再制成结晶。 浸出液中金属的别离，先用P350萃取锡、再用N235萃取锑。残液经蒸腾后加苛性钠中和收回砷、铋。产出的各种中间产品别离送提纯。

火法－电解法是多年来处理铜阳极泥的惯例办法，至70年代仍为国内外许多大厂所广泛运用。日本6家铜冶炼厂选用火法熔炼铜阳极泥的技能经济指标（一个月的平均数）列于下表。 表  日本某些冶炼厂铜阳极泥火法熔炼技能经济指标项目工厂名小坂日立日光竹原新居浜佐贺关阳极泥首要成分：Au∕kg·t－11.1310.451.914.967.4410.10Ag∕g·t－1222.8129.3207.9166.481.190.1Cu∕%20.3622.488.6517.0319.0027.30Pb∕%12.548.919.3216.7815.67.01贵铅炉 熔炼炉料总量∕t77.474.556.367.8125.5137.3其间：阳极泥45.820.323.238.430.634.0铅冰铜4.812.4产品总量∕t96.941.843.468.6108.5119.7其间：贵铅24.014.217.523.366.274.7冰铜45.15.02.915.1重油耗费∕kg37.3电炉耗电33100kW·h18.4分银铅炉 熔炼炉料总量∕t34.07.724.969.646.448.1其间：贵铅23.719.123.935.833.3杂银1.50.80.1粗银2.16.60.21.50.35.1熔剂6.71.03.228.58.18.7产品总量∕t31.57.726.363.152.567.1其间：银阳极板10.96.16.814.07.98.7密陀僧20.69.943.033.924.6重油耗费∕kg72.85.119.138.128.727.8 火法－电解法流程首要包含：硫酸盐化焙烧、浸出、熔炼和电解等一系列火法、湿法冶金进程。因为各工厂质料数量、组分及出产设备等详细条件不同，各厂选用的详细工艺也是林林总总的。某厂处理铜阳极泥的流程如图1。它包含阳极泥的硫酸盐化焙烧除硒、焙烧渣的浸出脱铜，贵铅炉的还原熔炼，分银炉的氧化精粹，银的电解精粹，金的电解精粹和铂族金属的收回等。图1  某厂铜阳极泥的火法－电解流程 相似图1所示的惯例流程虽较老练，并长时间为国内外所广泛选用。但鉴于此流程冗长杂乱，出产周期长，设备和原材料耗费多，工艺进程连续，劳动强度大，难于完成机械化和自动化操作，且返料多，金属直收率不高。

1.阳极泥的来源及从中回收金的意义      铜、铅、镍、锌、锑等重有色金属矿石中常伴生有金银等贵金属。在选矿过程中，金银常伴生贵金属进入选矿成品即精矿中。精矿是冶炼的原料。冶炼的工艺方法一般是：火法冶炼—电解精精矿是冶炼的原料。冶炼的工艺方法一般是：火法冶炼—电解精炼。在火法冶炼过程中，金银等贵金属随主体金属（铜、铅、镍、锌、锑等）几乎全部进入相应半成品（如精铜、粗铅等）中。半成品电解精炼时，得到主体金属产品，同时金银等贵金属与主体金属分离并几乎全部进入阳极泥中，因此阳极泥中基本上富集了精矿中的所有金银等贵金属。精矿中含金一般为每吨几克，虽不算高，但对每天都要熔炼几百吨甚至上千吨精矿的冶炼厂来说，金的总量就相当可观了，因此从阳极泥中回收这些金也就很有意义了。目前我国黄金总产量的约四分之一是靠重有色金属回收的。      2.从阳极中回收金的原则      阳极泥的成分非常复杂，不但含有金银等贵金属，而且含有其他伴生金属和稀有元素。在选择从阳极泥中提取金的方法时，必须考虑阳极泥的成分及生产规模等因素，做到生产流程及生产周期短、设备简单、金回收率及其他有价成分综合利用率高、对环境污染小。      大型冶炼厂的阳极泥一般设专门车间处理，小型冶炼厂的阳极泥则集中交由专门的工厂处理。      3.铜阳极泥中金的回收      从铜阳极泥中回收金，过去是用直接熔炼法或直接灰吹法，只回收其中的金银；随着技术的进步和对原料综合利用的重视，近年来国内外处理阳极泥的常规方法是火法—电解法。      火法—电解法处理铜阳极泥，主要分三步：      （1）熔炼前脱铜脱硒。目的是避免铜、硒在熔炼时形成冰铜及大量炉渣而造成金的流失，以及避免铜进入熔炼合金而降低合金质量，同时也是为了回收铜和硒。脱铜、脱硒可分别进行，也可同时进行，一般以同时进行较为方便。脱铜脱硒有直接酸浸、氧化焙烧—酸浸、硫酸化焙烧—酸浸等方法。目前较流行的是硫酸化焙烧—酸浸。硫酸化焙烧是将阳极泥与浓硫酸混合成料入小型回转窑焙烧的，目的是把阳极泥中的铜变成可溶性的氧化物和硫酸盐，以得浸出，同时使阳极泥中的硒变成二氧化硒挥发炉入炉气回收。酸浸是将焙烧后的阳极泥（工厂称焙砂或窑渣）用稀硫酸在浸出槽浸出，铜的氧化物和硫酸盐溶解，固液分离后铜即被除去。      （2）浸出渣还原溶炼。浸出渣与阳极泥相比，铜硒含量已大为降低，可以熔炼。溶炼的目的是使阳极泥中的金银富集起来而成为金银合金，为下一步金银分离作准备。      浸出渣的熔炼有一段溶炼和二段熔炼两种方法，目前国内外较大型的火法处理阳极泥的工厂采用两段熔炼。所谓两段熔炼，是先熔炼贵铅然后氧化精炼。熔炼贵铅时，加入适量的熔剂（如苏打、石灰、石英、萤石等）和还原剂（如铁屑和焦炭），铅与金银形成贵铅（即铅-金-银合金），其他杂质则大部分进入炉渣和烟尘。氧化精炼贵铅又称灰吹，其实质是往贵铅熔池表面鼓风，并加入氧化剂，使铅及其他杂质氧化成为浮渣而与金银分离，得到含金银95%以上的金银合金。      （3）电解精炼回收金，即以电解法使金银分离。      4.铅阳极泥中金的回收      铅阳极泥的处理方法，一般视硒、碲含量多少而定。铅阳极泥中不含硒、碲时，只需将阳极泥烘干，在反射炉内加入苏打和石英，鼓入空气氧化熔炼。熔炼时先期产出的贵金属渣送往鼓风炉精炼即可。铅阳极泥中含硒碲需加以回收时，应采用和处理铜阳极泥类似的方法。      5.镍阳极泥中金的回收      与铜、铅、阳极泥的方法相似。

世界各国阳极泥的冶金，大致都经历了一个由火法为主到以湿法为主的发展过程。这一发展过程，一方面是受环保要求日益严格的制约，另一方面是为了改革工艺，以提高生产效率和经济效益。在我国，阳极泥的处理在60年代以前完全采用传统的火法流程，处理阳极泥的目的只是为了回收其中的金银。因此，多采用直接入炉熔炼处理。主要方法有加入苏打、硝石、萤石、石英等于反射炉中进行氧化熔炼的直接熔炼法，以及加入溶剂、煤粉、废铅等进行还原熔炼产出贵铅，再进行灰吹的灰吹法等。60年代后期，开始铜阳极泥的浮选富集和湿法冶金工艺的研究，并在少数工厂开始小规模生产应用试验。且开始重视原料的综合利用，处理阳极泥除回收金银外，还根据原料所含的组分，选用适当工艺从中回收铜、硒，碲、铅、铋，锑，镍、砷及铂族金属。使得处理阳极泥的整个过程，在许多工厂已成为一个复杂而庞大的单独生产系统。至70年代初，国内许多大工厂处理阳极泥虽仍采用常规的火法－电解流程，但此时以湿法冶金为主的工艺已逐步在许多中小工厂相继被采用，以取代原来的火法熔炼，并大量进行新的湿法工艺的试验，使80年代以来以湿法为主和全湿法工艺流程迅速发展起来，而成为今日许多大中小工厂阳极泥冶金的主流。

火法熔炼铅阳极泥，除可单独进行外，在有铜电解精炼的工厂，还常常与铜阳极泥混合熔炼。 某厂铅、铜阳极泥混合处理的流程如图1。该流程是将铅阳极泥和浸出脱铜后的铜阳极泥按比例混合，于贵铅炉进行还原熔炼。配入的熔剂一般为碎焦屑（或粉煤）、石灰石、碳酸钠和铁屑。当阳极泥含铁高时，也可不配铁屑。配入铁屑，主要是为了在熔炼造渣过程中，将炉料中的铅、铋从化合物中取代如来而造渣，铁的加入还能增加炉渣的流动性。但铁量过多，会使炉渣的比重增大。加入的磷酸钠，能与炉料中的杂质造出密度小而流动性好的钠渣。但钠的存在易与碲生成碲酸盐渣，不利于碲的回收，故某些工厂常用萤石代替碳酸钠。加入石灰石，可以降低炉渣的密度，促进贵金属的沉淀分离，但石灰石过多，则金提高炉渣的熔点。加入碎焦屑（或煤粉）主要是为了还原阳极泥中的铅、铋和碲，以捕集贵金属，并减少铅、铋、碲在炉渣中的损失。因此，碎焦的加入量应为还原阳极泥中铅、铋、碲所需的理论计算量。为使炉内呈微还原气氛，不应加入过量的还原剂。否则，炉内呈强还原气氛，大量还原铅、铋、碲以外的其它金属杂质并使贵铅中金银含量降低，炉渣中二氧化硅的含量则会相对升高（有时达40%以上），使炉渣粘度大为增加，引起扒渣困难，延长操作时间，增大金、银在渣中的损失。

银电解产出的阳极泥，除含金和铂族金属外，尚含较多的银和铜、锡、铋、铅、硒、碲等杂质。 国内许多工厂，为简化银电解阳极泥的处理，多将一次阳极泥（俗称一次黑金粉）洗净烘干配入适量的杂银熔铸成含金不超越33%的“二次合金板”，再经二次电解后产出的二次阳极泥（俗称二次黑金粉）熔铸成粗金阳极板，送电解金。 某厂的阳极泥，选用稀硝酸处理，取得的不溶渣熔铸成粗金板送电解金。溶液约含银  140g∕L、钯2g∕L。先参加沉积银后，残液加热蒸腾浓缩，再参加硝酸氧化后用氯化铵使钯呈氯钯酸铵沉积。钯盐加水溶解，用中和pH至10除掉杂质，再用酸化pH至1，使钯呈Pd（NH3）2Cl2沉积。沉积洗净烘干后，经煅烧并于流中复原，产出纯度99.9%的海绵钯。 前苏联处理银电解阳极泥，曾选用浓硫酸浸煮，使阳极泥中的银、铜等转化成硫酸盐。阳极泥经几回浸煮和浸出，不溶渣于吸滤机上经细心洗净烘干，送精炼金。浸出液和洗液兼并加水稀释后用铜置换银，残液送制硫酸铜。 用化学法从阳极泥中提纯金的工厂，大都先用硝酸处理阳极泥2～3次使银及重金属别离后，硝酸不溶渣加处理，用亚铁复原金。金粉洗净后再用稀硝酸处理2～3次除掉杂质，可取得含金99.9%以上的化学纯金。复原金后的溶液加锌置换收回铂精矿送别离提纯。 银电解阳极泥如含铂族金属较多时，先别离铂族金属是有利的。这是由于一方面能够防止在金电解时，铂族金属过多的与金一道于阴极分出；另一方面，能够削减返料处理过程中铂族金属的丢失以及不致使铂族金属涣散于各中间产品中而添加收回的困难。

某厂为了进步金属的收回率和消除铅、砷烟害，曾对铅阳极泥进行湿法归纳收回实验。 因为铅阳极泥中的砷、锡、铅、锑、碲均以氧化物的形状存在，所以在运用苛性钠浸出时，则会别离生成相应的钠盐进入溶液，金、银、铜、铋等则不与苛性钠反响而留于碱浸渣中。实践证明，当阳极泥经长时间堆积而变成质地疏松，并氧化呈灰白色时，浸出作用更好。 碱浸实验曾运用不同组分的经长时间堆积氧化后的4种铅阳极泥。阳极泥于球磨机中进行常温磨矿1h混浆，固液比  1∶3，粒度－0.246mm（60目）。矿浆于机械拌和的铁桶中，按固液比1∶10，初始液含180～200g∕L，直接加热至95t～100℃浸出2h。浸出率为（%）：砷97、锡94、铅90、锑70～98、碲0～40。浸渣产出率为8%～40%，金、银、铜、铋悉数富集于浸渣中，富集比达2.5～15倍。运用离心机过滤碱浸渣时，因为浸液浓度和粘度大，过滤作用欠安。后改在液温高于70℃下过滤，可防止呈现结晶。过滤取得的浸出液，经电摆脱铅、锑和结晶收回砷、锡。产出的中间产品送别离提纯。碱浸渣经洗刷过滤后送还原熔炼，熔炼过程中炉渣流动性好，产出的贵铅含银在25%左右。

铅阳极泥的处理，国内外基本上都采用火法冶炼。传统的火法原则流程如图1所示。       我国兼有铜、铅冶炼厂，铅阳极泥一般与脱铜、硒后的铜阳极泥混合处理。火法冶炼工艺经过长期的实践，它对原料的适应性强，处理能力大，且随着设备及操作条件的不断改进，已日臻完善和成熟。但火法流程复杂，金银直收率不够高，返渣多，生产周期长。对于单一品种的小中企业，还存在能耗高、污染环境较严重、金银回收率低，有价金属综合利用差等缺点。       由于各地铅矿的成分不同，所以铅阳极泥的成分也会不同。铅电解时，约产出粗铅重量1.2%～1.75%的铅阳极泥。这些阳极泥在处理前必须经过沉淀、过滤、洗涤、离心机或压滤机脱水，获得含水量约30%的铅阳极泥。其主要成分见表1。图1  铅阳极泥火法熔炼工艺                                                                                                                                                                                  表1  国内外一些工厂铅阳极泥的主要成分（%）  厂名 元素  日本 新居滨日本 细仓秘鲁 奥罗亚加拿大 特莱尔一厂二厂三厂四厂五厂Au Ag Se Te Bi Cu Pb As Sb0.2～0.4 0.1～0.15     10～20 4～6 5～10   25～350.021 12.82       10.05 8.25   43.260.01 9.5 0.07 0.74 20.6 1.6 15.6 4.6 33.00.016 11.5     2.1 1.8 19.7 10.6 38.10.04～0.07 12.15   0.30 9.32   14.79 7～9 26.300.02～0.045 8～10 0.015 0.1 10.0 2.0 6～10 20～25 25～300.005 3～5   0.1 4～6 1～1.5 15～19 25～35 20～300.002～0.004 18.7～18.9       2.5～3.7 8～16 0.12 38～400.025 2.63     5.53 1.32 8.81 0.67 54.3     曾对几个厂家不同类型的铅阳极泥进行X衍射、激光分析和电子扫描显微镜进行物相分析，银以Ag、Ag3Sb、ε´－Ag－Sb、AgCl、AgySb2－x(O·OH·H2O)6-7(x=0.5，y=1～2)存在，而锑以Sb、Ag3Sb、ε''－AgSb－AgySb2-x (O·OH·H2O)6-7(x=0.5，y=1～2)存在，形态较为复杂。

铜精矿通过烧结、熔炼至产出铜阳极板的过程中，由于各种杂质和贱金属的相互效果或与参加的焙剂效果，绝大部分被氧化造渣而除掉。精矿中所含的金、银及铂族金属（简称贵金属）则简直悉数与铜一道进入粗铜中，得到富集。     电解粗铜时，贵金属除少数机械损失于阴极外，多与硫酸铅、铜粉等进入阳极泥中。一般来说，电解精粹时，铜阳极泥的产出率约为粗铜阳极板分量的0.2%～1.0%，这就使贵金属在阳极泥中进一步得到富集。     铜阳极泥的组分，由于各工厂运用的矿藏质料成分不同而有很大的不同。就是同一个工厂，也因各个阶段运用的质料不同，阳极泥组分也存在差异。一般，阳极泥含35%～40%水，干的阳极泥约含10%～20%银，0.5%～1.0%金，铂族金属含量一般很低。现将国内外某些工厂铜阳极泥的典型组分列于表1。 表1  国内外某些工厂铜阳极泥的组分∕%厂名金银铜铅铋锑砷硒1厂（我国）0.818.849.5412.00.7711.53.062厂（我国）0.0819.1116.678.750.701.371.683.633厂（我国）0.088.206.8416.580.039.004.54厂（我国）0.109.436.9613.580.328.732.65厂（我国）1.6426.7811.2018.07保利颠纳（瑞典）1.279.3540.010.00.81.50.821.0诺兰达（加拿大）1.9710.5345.801.000.810.3328.42蒙特利尔（加拿大）0.2～22.5～310～155～100.1～0.50.5～50.5～58～15奥托昆普（芬兰）0.437.3411.022.620.040.704.33佐贺关（日本）1.019.1027.37.010.40.912.2712.00日立（日本）0.44515.9513.7919.20.972.624.33津巴布韦0.035.1443.550.910.480.060.2912.64莫斯科（苏联）0.14.6919.625.62肯尼柯特（美国）0.99.030.02.00.52.012.0拉里坦（美国）0.2853.6812.263.580.455.765.42奥罗亚（秘鲁）0.0928.119.01.023.910.72.11.6 （续表1）厂名碲铁二氧化硅镍钴硫算计1厂（我国）0.511.52.770.0971.372厂（我国）0.200.2215.1067.513厂（我国）0.220.960.7647.174厂（我国）0.871.280.0843.955厂（我国）0.802.3760.86保利颠纳（瑞典）1.00.040.300.500.023.690.18诺兰达（加拿大）3.830.400.2393.32蒙特利尔（加拿大）0.5～81～70.1～250.45（均匀）奥托昆普（芬兰）0.602.2545.212.3276.86佐贺关（日本）2.3662.36日立（日本）0.520.431.5559.81津巴布韦1.051.426.930.270.096.5579.42莫斯科（苏联）5.266.1230.7872.19肯尼柯特（美国）3.059.40拉里坦（美国）82.43奥罗亚（秘鲁）1.7588.42    从表1中看出，铜阳极泥的组分是很杂乱的。这是由于在冶炼和电解过程中，质料中所含的硫、砷、锑、硒、碲、铅、铋、铁、锿、钴、银、金和二氧化硅等，有的大部分除掉，仅小部分进入电解液和阳极泥中；有的则大部乃至简直悉数富集于阳极泥中。后者的富集能够从阳极泥中收回金、银、铜、硒、碲、镍、铋、铅等金属。但关于不能收回的杂质，在下步处理阳极泥时，为了把它们除掉而需求耗费很多的材料和熔剂，并占用较长的时刻。铅的富集对火法还原熔炼有利，由于它能很多捕集贵金属而构成“贵铅”（贵金属和铅的合金）。某些厂火法还原熔炼含铅低的铅阳极泥时，为了进步贵金属的收回率，有时还得参加适当量的氧化烟尘和废铅，或许与含铅高的铜阳极泥（或与铅阳极泥）混合熔炼。铜的存在，虽和铅相同能起捕集贵金属的效果，但含铜高的阳极泥在火法氧化熔炼时，需求花费很长的时刻和耗用很多的燃料和氧化剂。因而，阳极泥在火法熔炼前要尽或许地先除掉铜。     各种金属在铜阳极泥中的首要赋存状况如表2。 表2  铜阳极泥中各种金属的赋存状况元素赋存状况铜Cu、Cu2O、CuO、Cu2S、CuSO4、Cu2Se、Cu2Te铅PbSO4铋Bi2O3、(BiO)2SO4砷As2O3·H2O、Cu2O·As2O3锑Sb2O3、(SbO)2SO4、CuO·Sb2O3硫Cu2S铁FeO、FeSO4碲Ag2Te、Cu2Te、Au2Te硒Ag2Se、Cu2Se金Au、Au2Te银Ag、Ag2Se、Ag2Te、AgCl铂族金属或合金状况     一般说来，金多以金属状况存在，部分呈碲化金或与银构成合金。银除呈金属外，常与硒、碲结合。过剩的硒、碲也可与铜结合。铂族金属一般均以金属或合金状况存在。     铜在阳极泥中多以金属铜（阳极碎屑，阴极粒子和铜粉）和氧化铜与氧化亚铜的粉末存在，部分与硒、碲、硫结合。铜还能够与砷、锑的氧化物构成复盐。此外，铜还很多以硫酸铜方式存在，但它经洗刷便可除掉。阳极泥中的阳极碎屑、阴极粒子和粗粒铜粉，在阳极泥洗刷筛分时也会被除掉。     铜阳极泥经洗刷筛分并脱水后，呈灰黑色，粒度一般为0.246～0.074mm（60～200目）。粉状铜末和氧化铜粉特别多时呈暗红色。阳极泥在常温下不会显着氧化，但在空气中加热时，许多重金属则生成氧化物，或生成亚盐、亚碲酸盐。当温度较高时，硒与碲会生成氧化物并提高。

Cu、Pb、Ni电解阳极泥火法冶金方法基本相同，由于铜阳极泥组分最为复杂，所采用的生产工艺流程也最长 。其流程大致分为：脱铜脱硒、还原熔炼产生贵铅、贵铅氧化精炼产生金银合金、银电解精炼分离金银、金电解精炼及铂族金属回收等。     铅阳极泥一般含金较少，也不含铂族金属，但含铅高。镍阳极泥中除含少量金银外主要是铂族金属。能有效地捕集金银，生产中通常除铅阳极泥或镍阳极泥与铜阳泥一起进行混合熔炼，从中综合回收有价金属。

铜阳极泥之所以要首要焙烧除硒，是鉴于火法熔炼阳极泥时，因为硒的存在一方面会导致金属与炉渣两相间构成一层含银很高的硒冰铜，而收回硒冰铜中的银却需求延伸吹风氧化时刻，然后延伸出产周期。若不延伸吹风氧化时刻，就会添加贵金属在炉渣与硒冰铜中的返料，下降直收率。另一方面，硒会涣散于炉渣、冰铜和贵铅中，给硒的收回带来困难。因而，凡从铜阳极泥中收回硒的工厂，多选用预先除掉硒的办法。 国内外工厂多运用焙烧法惯例工艺来除掉铜阳极泥中的硒。这种工艺一般有：硫酸盐化焙烧蒸硒，苏打烧结焙烧浸出除硒，阳极泥制粒氧化蒸发焙烧苏打层吸收硒，氧化蒸发焙烧除硒和直接熔炼阳极泥由烟气或碱渣中收回硒等。因为焙烧除硒能一同使铜氧化，为下步浸出脱铜打基础，故又可把焙烧除硒作业当作阳极泥脱铜的预先处理阶段。 现将一般运用的氧化焙烧、苏打烧结焙烧和硫酸盐化焙烧除硒的工艺分述如下。 一、氧化焙烧 氧化焙烧一般是在烧重油的小平炉或有烧煤火床的小反射炉、或马弗炉中进行的。为使阳极泥中的硒尽可能彻底氧化，炉膛内阳极泥层的厚度一般不大于100mm，并需进行周期性搅动和坚持炉内满足的抽力。在充沛供入空气的条件下，每炉培烧时刻为6～8h。 氧化焙烧的意图是为了使大部分硒氧化呈氧化硒（SeO2）蒸发，并经过收尘体系（气体洗刷器或湿式电收尘器）予以收回。当炉温在500℃或低于此温度时，硒化物大部分转化为亚盐。 2MeSe＋3O2 2MeSeO3 炉温上升到650℃或更高时，硒便生成二氧化硒并蒸发。 MeSe＋O2 Me＋SeO2↑ 依据氧化焙烧实践，炉温在450～500℃时，硒的蒸发率不会高于25%。但当炉温达650～700℃，并在后期升温到750～800℃时，能够蒸发除掉阳极泥中90%的硒。 氧化焙烧时，铜生成氧化铜或氧化亚铜。砷、锑首要生成难蒸发的五氧化物，少数生成三氧化物蒸发。碲与硒类似，但前者的氧化速度小，蒸发除掉不多。 氧化焙烧时，硒的收回率不只与二氧化硒的蒸发率有关，并且也与所用的收尘设备有关。这是因为焙烧蒸发的二氧化硒进入收尘器后，遇水便会溶解而生成可溶性的亚。当炉气中所含的（从阳极泥中来的）金属铜粉、没焚烧完的煤粉和二氧化硫及其生成的硫酸以及收尘设备的金属铁等与亚效果发作的一系列副反响，把亚复原成金属硒，或生成不溶性的硒化物沉积，而下降硒的收回率。且焙烧烟尘中往往导致贵金属的丢失。因而，氧化焙烧法已多不必。 二、苏打烧结焙烧 苏打烧结焙烧法硒的收回率高达90%以上。但因为碲亦大部分生成，当用热水浸出时，碲会和硒一道进入溶液而难以别离不易取得高纯度的硒。故本法不适于处理含碲高的阳极泥。 苏打烧结焙烧，是将预先烘干的阳极泥（约含10%水），参加阳极泥分量40～50%的工业碳酸钠（苏打），经混合均匀后，于氧化气氛中进行烧结。此刻，硒、碲被氧化成二氧化物与苏打反响生成易溶于水的亚钠与： SeO2＋Na2CO3＝Na2SeO3＋CO2 TeO2＋Na2CO3＝Na2TeO3＋CO2 激烈的氧化气氛，还会生成少数的钠和碲酸钠。 经烧结后的产品用热水浸出，浸出液送制取硒。为了使硒化物最大极限地溶于热水，并使碲化物尽可能少进入溶液，要求烧结进程中严格控制炉温不高于450℃。 除硒后的浸出渣，再用10%～12%的稀硫酸浸出除铜。除铜浸出渣送火法熔炼。 苏打烧结焙烧除硒较之氧化焙烧好。它操作简洁，设备简略，而硒的收回率也高。 三、硫酸盐化焙烧 硫酸盐化焙烧除硒，是处理铜阳极泥运用最广泛的办法。它不但能除掉阳极泥中90%以上的硒，还能最大极限地使阳极泥中的铜等硫酸盐化，便于下步浸出除铜。硫酸盐化焙烧运用最广的设备为马弗炉和反转窑。马弗炉适于小批量间歇性出产，而反转窑则适用于大批量接连出产。 硫酸盐化焙烧的首要意图，是为了使硒、碲、铜等转化为SeO2、TeO2和CuSO4，并使沸点低的SeO2优先蒸发成粗硒予以收回。然后再进行焙烧渣的浸出除铜和用浸出碲。 焙烧进程中，SeO2的提高温度为315℃，温度愈高，硒的蒸发速度愈快。但为了不使TeO2一同蒸发，也不使易溶于水的CuSO4分化成难溶的CuO（分化温度为650℃），故硫酸盐化焙烧温度一般控制在450～550℃之间。 阳极泥与浓硫酸混合后于马弗炉或反转窑内焙烧，首要发作下列一些反响： Cu＋2H2SO4＝CuSO4＋2H2O＋SO2↑ Cu2S＋6H2SO4＝2CuSO4＋6H2O＋5SO2↑ 2Ag＋2H2SO4＝Ag2SO4＋2H2O＋SO2↑ Se＋2H2SO4＝SeO2↑＋2H2O＋2SO2↑ Te＋2H2SO4＝TeO2＋2H2O＋2SO2↑ 经焙烧提高的SeO2，与烟气同时导入吸收塔（或气体洗刷器或湿式电收尘器），SeO2即溶于水而生成亚： SeO2＋H2O＝H2SeO3 阳极泥与硫酸反响时生成的很多SO2，凭借水的效果，使吸收塔中的亚复原生成元素硒沉积： H2SeO3＋2SO2＋H2O＝Se↓＋2H2SO4 生成的元素硒，因含有很多杂质，俗称粗硒。粗硒用热水洗刷至洗液呈中性后，烘干送制纯硒。 （一）马弗炉焙烧除硒。马弗炉分为电热、煤气加热或烧煤的。某厂运用的烧煤马弗炉，把作业分为焙烧和蒸硒两个进程。将含水30%左右的湿阳极泥，参加阳极泥分量70%的浓硫酸，混匀后于炉内焙烧4h。焙烧温度前期为200～250℃，中期为250～300℃，后期为250～200℃。经焙烧后的阳极泥成黑绿色峰窝状。 焙烧后的物料置于不锈钢盘中（料层厚度为35～45mm），于炉温500～550℃蒸硒12h，产出黄绿色含硒不大于0.05%的蒸馏渣。 蒸发的二氧化硒和炉气，由真空泵导入铅锑合金吸收塔。吸收塔内的吸收液含硫酸不大于500g／L，温度高于90℃，并通入二氧化硫气体，使亚复原成粗硒。 （二）反转窑焙烧除硒。某些厂运用的圆筒形钢体反转窑长6～9m，直径0.7～0.8m。依据出产实践，窑体愈长，阳极泥在窑内逗留的时刻就愈长，硫酸盐化效果也愈好。 反转窑窑体的倾斜度为1.6%，由2～3对托轮支承，电动机经过链轮传动，转速为1.13r∕min。为避免阳极泥很多粘结于窑体内壁上，窑内设有振打架，跟着窑体的滚动借重力滚动起振打效果。窑头（图1）和窑尾（图2）两头密封，用螺旋给（排）料器接连进料和出料。图1  反转窑窑头及加料体系（单位：mm） 1－窑体；2－窑头；3－链轮；4－支承架；5－料斗； 6－螺旋给料器；7－伞型齿轮及电机；8－托轮；9－减速机；10－振打架图2  反转窑窑尾及排料体系（单位：mm） 1－窑尾；2－窑体；3－螺旋排料器；4－振打架 阳极泥烘干至含水10%左右，于不锈钢斗车中参加浓硫酸泡料。实践出产中，浓硫酸的参加量首要视阳极泥中的含硒量而定，即含硒小于5%时，为阳极泥分量的60%～70%；含硒5%～10%时为70%～80%。含硒大于10%的阳极泥，一般与含硒低的阳极泥混合处理。泡好的料吊运至窑头加料斗，由螺旋给料器接连均匀地送进窑内焙烧。 焙烧由设在窑体下部的煤气焚烧嘴。分4至5段直接加热。如长6m的反转窑，自窑头至窑尾各段温度别离约为350℃、450℃、550℃和500℃。最高的第三段温度应严格控制不得超越640℃。炉料在窑内的逗留时刻约2h。焙烧后，进入窑尾的料由螺旋排料器排出，以确保窑尾密封。 焙烧炉气由真空泵导入吸收塔。吸收塔为含7%锑的铅锑合金所铸成（图3）。窑体两边各设一列，每列4只串联收硒。两列替换运用。吸收塔内盛入含硫酸150～200g∕L的开端液，终究含酸不多于500g∕L。作业进程中，借真空泵的抽力，使1号吸收塔内坚持2452～3432Pa（250～350mmH2O）的负压，窑体内坚持147～196Pa（15～20mmH2O）的负压，以便炉气能顺畅进入吸收塔。提高发生的二氧化硒于吸收塔中与水和硫酸效果生成亚，并与炉气中的二氧化硫效果艘复原成粗硒。为了使亚尽可能彻底复原，按阳极泥含硒量的多少另往1号吸收塔内供入气态二氧化硫2～5kg∕班。吸收塔放出的废液，于废液槽内加热至60℃以上，通入二氧化硫使亚进一步复原至滴入少数不呈赤色反响停止。另一厂对吸收塔放出的废液，选用铜片置换，取得的粗硒再回来蒸馏，置换液送制硫酸铜。图3  全体铸铅吸收塔（单位：mm） 经焙烧（蒸馏）后的阳极泥（俗称蒸馏渣），应呈灰白色，如色彩发红，则阐明硒的蒸发不彻底，应回来再蒸馏。运用长6m、直径0.7m的反转窑，每昼夜约处理阳极泥0.9～1.3t。产出的蒸馏渣，送浸出脱铜。

大都工厂在火法熔炼前经预先焙烧除硒、碲，但有些工厂则于贵铅氧化熔炼中造渣收回。后者与铜阳极泥分银炉氧化熔炼造碲渣的操作类似。阳极泥预先除硒、碲的办法，一般经回转窑或马弗炉焙烧除硒，再从焙烧渣中浸出碲。 一、回转窑焙烧除硒碲。 该作业进程是将铅阳极泥与浓硫酸混合均匀，于回转窑中进行硫酸盐化焙烧。开端温度300℃，最终逐渐升至500～550℃，使硒呈二氧化硒蒸发遇水生成亚。焙烧除硒和亚的复原与处理铜阳极泥相同。 焙烧渣经破碎，用稀硫酸浸出，可使70%左右的碲进入溶液，然后加锌粉置换取得碲泥。碲泥再经硫酸盐化焙烧使碲氧化，然后用浸出。并用电解法从浸出液中出产电解碲，碲的总收回率约50%。 二、马弗炉焙烧除硒碲。 阳极泥与浓硫酸混合均匀，置于焙烧炉内涵150～230℃下进行预先焙烧。然后将焙烧物料转入马弗炉内，在420～480℃温度下进行焙烧除硒。硒的蒸发率可达87%～93%。焙烧渣破碎后用热水浸出，并用锌粉置换取得碲泥，然后再进行提纯。

重有色金属矿，如铜、镍、铅、锌、锑等矿石中，一般都或多或少地含有贵金属。铜矿石一般含金较多，铅矿石一般含银较多，镍矿石一般含铂族元素较多。 铜、铅精矿中的贵金属，在整个火法冶炼过程中，都随主体金属进入相应半制品和制品中，直至在电解精粹时，贵金属才与主体金属别离而进入阳极泥。阳极泥富集了精矿中的贵金属，成为提取金、银等贵金属的重要质料。 从铜铅电解阳极泥中提取金银一般包含阳极泥提硒脱铜后反射炉(或转炉)熔炼得贵铅，贵铅经氧化精粹得金、银合金。然后进行银电解取得制品银。而银电解的阳极泥再进行金电解即得制品金：从金电解的电解液中收回铂族金属。 整体说，金银提取的办法首要包含物理选矿和化学选矿两大类。 物理选矿包含浮选和重选，浮选法被广泛用来处理各种脉金、银矿硫化矿，重选法常用来处理档次低的砂金。化学选矿法首要包含化法、法、硫代硫酸盐法、水溶化法、有机腈法、多硫化物法、含嗅溶液浸出法、细菌浸出法、混法、石硫合剂法。对一些难处理金矿还用到氧化焙烧法、加压氧化法、细菌氧化法及碱浸、电氧化、硝酸法、多硫化铵法、法等。在金银的化学选矿法中以化法工艺最老练，提取率高，对矿石的适应性强，通过几十年的研讨和改善，开展出了炭浆法、树脂矿浆法、堆浸法等新的无过滤化工艺，是生产中运用最广泛的办法。 从矿石中提取银的办法有许多种，如重力分选法、浮选法、化法等 重力选矿是一种陈旧的选矿办法，具有出资省、上马快、污染少等特色。由于银的密度较周围岩石的密度人许多，因而重选成为首要考虑的选矿办法。典型的重力选矿法有跳汰、摇床、溜槽、螺旋选矿机和水力旋流器等。 从脉矿中提取银，不管运用哪一种冶金流程，其间所用的选矿办法都起着很人的效果。为了提取矿石中的银，首要要将具破碎和磨细。由于提取银的首要办法是湿法冶金，故应使银矿藏的颗粒尽可能地与溶液触摸。使用重选法可以收回的矿粒粒度与其密度有关，例如当密度为1：5～1：7g/cm3时，可收回的最小粒度为0.02mm。

近年来，为了提高贵金属的回收率，改善操作环境，消除污染，国内外除对常规的火法电解工艺及装备进行改造和完善外，还研究了许多新的处理方法，有的已投产。       目前，国内外大型工厂仍使用火法流程。国外正向大型化集中处理的方向发展。例如：美国年产铜200万t，有30家铜厂，而阳极泥处理仅有5家。中、小型冶炼厂正向湿法处理工艺发展。而新工艺的研究目标的：强化过程，缩短生产周期，减少铅害，提高综合经济效益。

铜阳极泥往往含铜很高，假如不预先将铜除掉，则在分银炉氧化精粹时，不光需求很长的时刻吹风氧化和耗费很多硝石等氧化剂，并且还会延伸出产周期，耗费很多燃料、原材料和添加操作人员的劳动强度。为此，国内外工厂多采纳预先脱铜的办法。 阳极泥的浸出脱铜，各工厂均选用硫酸浸出法。一般运用的办法有直接氧化浸出法和焙烧浸出法。在我国，一般运用空气拌和氧化硫酸直接浸出法。氧化焙烧硫酸浸出法和硫酸盐化焙烧浸出法。其间以氧化焙烧硫酸浸出法运用较少。浸出液送制硫酸铜。浸出渣选贵铅炉熔炼。 一、空气拌和硫酸直接浸出脱铜 此法是将生阳极泥不经预先处理就直接进行浸出除铜。浸出作业是向10%～15%的稀硫酸溶液中鼓入很多空气，借压缩空气中氧和硫酸的作用，使铜氧化为可溶硫酸制除掉。 Cu＋H2SO4＋ O2 CuSO4＋H2O 浸出作业一般于衬铅的（也有铅锑合金全体浇铸的）或不锈钢的浸出槽中进行。运用蒸汽直接加热和压缩空气拌和。 运用铜电解车间来的高铁（Fe3＋）硫酸铜电解废液进行浸出能除掉更多的金属铜。或许在浸出进程的后期往浸出液中参加硫酸高铁或其它氧化剂，可加快制的浸出： Cu＋Fe2（SO4）3→CuSO4＋2FeSO4 反响生成的亚铁，又从头被氧化成硫酸高铁： ZFeSO4＋H2SO4＋ O2 Fe2（SO4）3＋H2O 空气拌和硫酸直接浸出脱铜的长处是：设备及操作进程简略，硫酸耗费少，阳极泥中的银不会损失于浸出液中。它的缺陷是：阳极泥中的Cu2S等不溶解，铜的浸出率低，且阳极泥中的部分硒会氧化进入浸出液中。 为了进步空气拌和硫酸直接浸出脱铜作业时铜的浸出率，有些工厂先将阳极泥加硫酸和水调制成矿浆泡料后，再入脱铜槽脱铜，铜的浸出率可达99%以上。 二、氧化焙烧硫酸浸出脱铜 含硒高的阳极泥的焙烧，已在阳极泥除硒中评论过了。含硒低的铜阳极泥的氧化焙烧，一般在单膛焙烧炉或机械搅动的多膛焙烧炉中进行。向炉内参加一层的阳极泥，在充沛供入空气的条件下加热至300～400℃，使铜及其化合物氧化成易溶于稀硫酸的CuO、CuSeO3、CuTeO3等。进程中，部分硒、砷呈SeO2、As2O3蒸发。 经氧化焙烧或苏打烧结焙烧后的阳极泥，浸出除铜的首要反响为： CuO＋H2SO4 CuSO4＋H2O 浸出在10%～15%的稀硫酸溶液（或废电解液）中运用蒸汽直接加热（并拌和）和通压缩空气拌和使铜浸出。 三、硫酸盐化焙砂的浸出脱铜 铜阳极泥经马弗炉或回转窑硫酸盐化焙烧蒸馏除硒，其间大部分铜、镍等贱金属和部分银均氧化为固态的CuSO4、NiSO4及Ag2SO4等。当用热水（参加少数硫酸）浸出时，这些可溶硫酸盐便进入溶液。进程中，可溶硫酸盐的去除是否彻底，在很大程度上取决于液固比、溶液温度和拌和条件。焙砂粒度的巨细亦会影响浸出作用。 某厂运用圆筒形下部呈漏斗状的铅锑合金整浇脱铜槽（图1），每槽处理焙烧除硒蒸馏渣160～250kg。为了进步铜的浸出率，先向蒸馏渣中参加渣重30%～40%的浓硫酸。每槽加水约1m3（槽容量的一半），用蒸汽直接加热至欢腾后，开压缩空气拌和，再缓缓参加蒸馏渣。在坚持液温高于90℃下接连拌和浸出3.5h。浸出完成后，经真空抽滤别离固液。渣子抽滤槽用热水淋洗后送贵铅炉熔炼。浸液和洗液兼并，加铜残极（某些厂是在浸出作业后期加生阳极泥使银沉积进入浸渣中）并通蒸汽直接加热进行银的置换： Ag2SO4＋Cu CuSO4＋2Ag↓ 置换反响一向进行到用氯离子（滴入食盐水或）查验不生成乳白色氯化银沉积停止。这时进入溶液中的硒也被置换出来： H2SeO3＋2H2SO4＋4Cu＝Cu2Se＋2CuSO4＋3H2O 置换银后的溶液送制硫酸铜。置换银粉（约含80%银，俗称粗银粉）送分银炉熔炼银阳极板。图1  浸出脱铜槽（单位：mm） 阳极泥经硫酸盐化焙烧和浸出脱铜，可将阳极泥中的含铜量降至3%以下。但此法硫酸的耗费量大，为空气拌和直接浸出法和氧化焙烧硫酸浸出法的两倍以上。

含铋、铅高的粗锡用硫酸-磺酸-硫酸亚锡溶液电解精粹所产的阳极泥中，锡、铅、铜、锑首要呈硫酸盐及金属形状。处理时有将阳极泥进行氧化焙烧，使锡成为不溶于酸的SnO2，而铜则成为易溶于酸的CuO，然后用稀硫酸浸出铜，随后用浸出铋，残存的渣则还原熔炼成铅锡合金。其工艺流程见下图。     阳极泥中假如铜、锑高则可考虑以轴承合金作为收回铜、锑的产品。有的则用NaOH和NaNO3同阳极泥混合后在450～500℃下进行碱性熔炼，使锡转变为锡酸钠，然后用湿法工艺提纯，制成锡酸钠产品。  图  粗锡电解阳极泥处理流程

鉴于铅阳极泥中的铅大多以PbO、PbCO3和Pb（OH）2·2PbCO3等氧化物状况存在，较易溶于中。特别是运用铅作电解液的工厂，浸出液可与电解液的净化兼并进行，并用净化除铅后的废电解液来浸出阳极泥。也可将浸出液参加适量H2SO4沉积铅后回来电解进程运用。但H2SO4的参加不行过量，避免S2－进入电解渡中生成PhS损害电解作业。 铅阳极泥的浸出可用内衬塑料、橡胶或涂沥青的钢板槽或钢筋混凝土槽与木槽，拌和桨可用黄铜制的或外套塑料与橡胶的钢制桨，选用压缩空气拌和铅的溶解速度更快。浸出铅阳极泥的理论参加量与阳极泥中含铅量之比为1∶1，但实践上因为Sb、As、Bi等在阳极泥中也呈氧化状况，会部分溶解而加大的耗费，且浸液中还需坚持一定量的游离酸，故实践作业中Pb∶H2SiF6≈1∶3～4。在此条件下，阳极泥中铅的浸出率可达85%～90%。除铅渣的处理可依据其组分断定。一般浸渣含银高，可先用稀HNO3浸出银，再向滤液中参加HCl或NaCl使其生成AgCl沉积。除银渣再用HCl浸出锑、铜等，但HCl浸出时，渣中的金会部分溶解进入浸液中，若如此则可在浸出后期参加少数生阳极泥或铁粉之类，经拌和复原金后再过滤，并向滤液中参加石灰乳或碱液中和归纳收回锑、铜等。经上述处理后渣量巳很少，可运用NaClO3浸出其间的金，或将其熔炼成合质金出售或提纯。 依据王政德的报导，某厂铅阳极泥含（%）：Sb47.52、Cu2.71、Pb12.18、Au0.039，选用HCl直接浸出，在固液比1∶2、温度80℃、HCl浓度3.5mol／L的条件下浸出2h，Sb、Cu的浸出率大于90%、Pb、Au浸出率低于1%。浸渣运用浸出，在固液比1∶4、温度80℃、HCl1.0mol∕L，NaClO3参加量为渣重的8.5%，经浸出3h，金的浸出率大于96%。

别离镍电解阳极泥中的贱金属和硫，产出铂族金属精矿的铂族金属富集进程。20世纪70年代曾经镍的精粹办法是粗镍电解精粹或硫化镍电解精粹，在电解精粹进程中可溶阳极内的贵金属残留在阳极泥中成为提取铂族金属的主要质料。但镍电解精粹的周期长、返料多，铂族金属的直收率低，涣散丢失较大，因为直接从高镍锍和铜镍合金中提取铂族金属的技术发展很快，70年代今后镍阳极泥已不再是提取铂族金属的主要质料。 镍阳极泥组成及处理准则镍电解阳极泥的成分和贵金属档次随产地不同差异很大，其组分通常以硫、镍、铜、铁为主，还含碳、硅酸盐炉渣等，铂族金属和金、银的档次仅0.01%～10%。其间粗镍电解精粹的阳极泥产率小（2%～5%），贵金属富集倍数高，阳极泥含硫低（8%～10%），含铜镍高（40%～60%），还含二氧化硅和碳（约20%～30%），贵金属档次可达1%～10%。而硫化镍电解精粹的阳极泥产率大（约25%），贵金属富集程度低，阳极泥含硫高（70%～96%），含铜镍低（1%～15%），贵金属档次仅0.01%～1%。因而镍阳极泥的处理需依据其组成挑选各种不同办法不断别离非贵金属成分，富集出贵金属精矿。镍阳极泥中的贵金属档次越低，富集提取贵金属精矿的进程越长，进程越多，贵金属的涣散丢失越大。尽量使贵金属少涣散是挑选和拟定镍阳极泥处理工艺流程的重要准则。硫化镍电解精粹阳极泥处理我国金川有色金属公司从硫化镍电解精粹阳极泥出产铂族金属精矿的工艺流程如图。主要由热滤脱硫、二次电解、硫酸化焙烧和浸出、水溶化、锌粉置换、置换渣脱铜等进程组成。镍阳极泥成分（质量分数w/%）为：元素S 67～95，Ni 0.4～8，Cu 0.3～5.4，：Fe 0.5～3.3，金和铂族金属算计0.01；其间Au 50～70g/t，Pt 60～75g/t，Pd 25～35g/t，铑、铱、锇、钌含量约为铂、钯的1/10。镍阳极泥在正式处理前要通过充沛洗刷除掉氯化物，进步硫量和降下贱金属含量。然后用高压蒸汽加热镍阳极泥在413～418K温度下（硫熔点以上）过滤别离出熔融态元素硫（见贵金属物料脱硫）。滤饼在1473～1573K温度熔炼、别离硅酸盐渣后，所得铜镍锍从头浇铸为阳极进行二次电解（见电解法富集铂族金属），产出二次阳极泥的贵金属档次到达0.1%～0.3%。二次阳极泥按料酸比1∶1拌入浓硫酸于823K温度下进行硫酸盐化焙烧，焙烧料用5%稀硫酸浸出铜、镍、铁的硫酸盐，浸出渣中贵金属档次进步至1%～5%。用和水溶化浸出渣中贵金属，金、钯、铂氯化率达95%以上，铑、铱、钌富集在氯化渣中。氯化液用锌粉置换，置换渣再用硫酸高铁溶液脱铜后即得到含金、铂、钯共40%～60%的贵金属精矿。从质料镍阳极泥到精矿贵金属富集了4500～6000倍。因为质猜中贵金属档次太低，富集工艺进程长，金、铂、钯的回收率只要80%～96%，铑、铱、钌的回收率也较低。 粗镍电解精粹阳极泥的处理应粗镍电解精粹阳极泥的贵金属含量少于0.1%时，可经二次电解富集，再从二次电解阳极泥富集提取铂族金属精矿。阳极泥中贵金属含量高时，可用硫酸化焙烧浸出（见硫酸法富集铂族金属）、加压浸出富集铂族金属、挑选浸出富集铂族金属等办法别离贱金属，产出铂族金属精矿。富集进程同硫化镍电解精粹阳极泥。粗镍电解精粹阳极泥也可和铜阳极泥兼并处理，提取出贵金属精矿。

电解铅时，约产出粗铅分量1.2%～1.75%的铅阳极泥。这些阳极泥大部分粘附于阳极板表面，小部分因搅动或出产操作的影响，从阳极上脱落下来沉积于电解槽中。 运用铅电解液出产电解铅时，据大都工厂的实践，铅阳极泥中包括有很多的溶液，这些溶液有时含铅高达323g／L，总酸量304g∕L（其间游离酸78g∕L），并含有少数未溶解的添加剂。为了收回这些物质，从电解槽中取出的和从残极上刮洗下来的阳极泥，必须先通过沉积过滤，再于阳极泥拌和槽中，按固液比1∶1.2，加温50℃左右，拌和洗刷2h以上，使阳极泥中的铅、游离酸和添加剂充沛溶解于热水中收回。洗刷后的阳极泥经离心机或压滤机脱水，取得含水量约30%的铅阳极泥。 电解铅时，粗铅阳极中所含的金、银和铋简直悉数进入阳极泥中，而砷、锑、铜等则部分或大部进入阳极泥中。因而，铅阳极泥的成分首要决定于所运用的粗铅阳极板。国内外某些厂铅阳极泥的首要组分列于下表。 表  国内外某些厂铅阳极泥的首要成分厂名成分∕%AuAgPbCuBi1厂（我国）0.02～0.078.0～14.010～250.5～1.54.0～25.02厂（我国）0.0015.0117.451.172.003厂（我国）0.0031.8515.141.073.204厂（我国）0.02～0.0458～106～102.010.05厂（我国）0.0252.638.811.325.53新居浜（日本）0.2～0.40.1～0.155～104～610～20细仓（日本）0.02112.828.2810.05特莱尔（加拿大）0.01611.5019.701.802.10奥罗亚（秘鲁）0.019.515.61.620.6 （续上表）厂名成分∕%AsSbSnFeTe算计1厂（我国）5～2010～300.1～0.576.84（均匀）2厂（我国）19.5016.936.000.05～0.3168.24（均匀）3厂（我国）18.7018.1013.8071.864厂（我国）25～300.179.13（均匀）5厂（我国）0.6754.300.3873.67新居浜（日本）25～3557.93（均匀）细仓（日本）43.262.130.2776.83特莱尔（加拿大）10.6028.100.0773.89奥罗亚（秘鲁）4.633.00.7485.65 各工厂处理铅阳极泥的工艺流程不尽相同，这与它们所用的质料、设备及出产条件不同有关。虽如此，但各工厂处理铅阳极泥除收回金、银等贵金属外，还尽可能设法收回其它有用金属。

碲作为一种稀散元素，其应用领域越来越广泛。在自然界中独立碲矿床较少，碲常伴生于铜、铅、铋等矿中，在这些金属的冶炼副产中得以富集，人们一直都很重视从这些副产中分离提取碲。我国某铜冶厂铜电解阳极泥中含碲4.9%~9.3%，在碲的提取过程中产生的碱浸渣、净化渣、碲电积阳极泥中碲的含量高低不一，成分复杂，碲回收困难。本研究采取氧化酸浸的方法，从这些渣、泥的混合料中富集提取碲，取得了较好的结果。       一、试验原料       本试验所用原料为某铜冶炼厂铜阳极泥分铜渣回收碲过程中产生的碱浸渣、净化渣、碲电积阳极泥的混合渣料，其主要化学成分如表1所示。 表1  原料主要化学成分（%）成分NaSiCaCrFeCuSnTePbBiAs含量4.4425.1570.1290.2480.6514.5301.7825.19045.3006.2091.407       二、试验方法       取一定量的硫酸到1L的反应烧瓶中，在水浴上加热到一定温度，加入50g混合渣和一定量的氧化剂，到达预定的反应时间后，取样用原子吸收分光光度计分析浸出液中碲的浓度，计算碲的浸出率。       三、试验结果与讨论       （一）常规酸浸       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为0.5mol/L、液固质量比为5:1的条件下，对50g物料直接用H2SO4浸出，结果如图1所示。    由图1可知，随着浸出时间的延长，碲和铜的浸出率均增大，但铜的浸出率较高，最高可达85.85%，而碲的浸出率较低，最高只有43.91%，说明在不加氧化剂的条件下直接酸浸，混合渣中的碲无法彻底溶出。因此，以下试验采用氧化酸浸方法。      （二）氧化酸浸       1、氧化剂的选择       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.6mol/L、液固质量比为5:1、浸出时间为5h的条件下，分别以Fe2（SO4）3、KMnO4、H2O2和空气为氧化剂对50g物料进行氧化酸浸，考察氧化剂种类对碲浸出率的影响。试验中Fe2（SO4）3、KMnO4加入量为10g，H2O2加入量为10mL，空气流量为10L/min。试验结果如图2所示。◆－空气；■－Fe2（SO4）3；▲－H2O2；□－KMnO4       由图2可知，采用不同的氧化剂，碲的浸出率差别较大。采用空气作为氧化剂时，碲的浸出率只能达到54.91%；采用Fe2（SO4）3和H2O2作为氧化剂时，碲的浸出率同样较低，最高不过65.59%。因此，碲混合渣的氧化浸出不宜采用以上3种物质作为氧化剂。而当采用氧化性更强的KMnO4时，碲的浸出率急剧上升，可高达90.75%，说明对碲混合渣进行酸浸时KMnO4是有效的氧化剂。根据这一试验结果，确定后续试验中的氧化剂采用KMnO4。       2、KMnO4用量对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.6mol/L、液固质量比为5:1、浸出时间为5h的条件下，改变KMnO4用量对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图3所示。      由图3可知，随着KMnO4用量的增加，碲的浸出率先快速上升，然后缓慢下降，在KMnO4加入量为0.4g时碲的浸出率达到最大值91.7%。因此确定，对于50g物料，氧化剂KMnO4的用量为0.4g。    3、硫酸浓度对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g、浸出时间为5h的条件下，改变硫酸浓度对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图4所示。    由图4可知，随着硫酸浓度的提高，碲的浸出率逐渐上升，当硫酸浓度从0.9mol/L提高到3.6mol/L时，碲的浸出率从83.71%上升到91.7%，但当硫酸浓度继续提高到4.5mol/L时，碲的浸出率仅上升了0.4百分点，为92.1%，而且硫酸浓度过高对后续工艺不利，因此选定硫酸浓度为3.6mol/L。       4、浸出时间对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、硫酸浓度3.6mol/L、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g的条件下，改变浸出时间对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图5所示。      由图5可知，随着浸出时间的延长，碲的浸出率提高，当浸出时间为5h时，碲的浸出率达到91.7%，此后再延长浸出时间对碲的浸出率没有大的影响。因此选定浸出时间为5h。       5、浸出温度对碲浸出率的影响       在硫酸浓度3.6mol/L、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g、浸出时间为5h的条件下，改变浸出温度对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图5所示。      由图6可知，当浸出温度从40℃升高到80℃时，碲的浸出率从55.0%升高到91.7%，继续升高温度到90℃，碲的浸出率仅仅升高到92.1%。因此选定浸出温度为80℃。    （三）扩大试验       通过上述试验，确定了碲混合渣氧化酸浸的适宜条件为浸出温度80℃、液固质量比5:1、KMnO4用量0.008g/g（对原料）、硫酸浓度3.6mol/L、浸出时间5h。在此条件下对500g物料进行扩大氧化酸浸试验，结果如表2所示。   表2  氧化酸浸扩大试验结果浸出液含Te /（g/L）浸出液含Cu /（g/L）Te浸出率Cu浸出率9.358.8690.0997.81       由表2可知，在所确定的适宜浸出条件下，扩大试验碲的浸出率达到90.09%，证明氧化酸浸法能有效浸出碲混合渣中的碲，同时还可使97.81%铜被浸出。       四、结论       采用氧化酸浸法可以有效浸出某铜冶铁厂铜阳极泥综合渣中的碲。在浸出温度为80℃、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.008g/g（对原料）、硫酸浓度为3.6mol/L、浸出时间为5h的适宜条件下，碲的浸出率达到90.09%，同时铜的浸出率达到97.81%。浸出液可进一步提取碲和铜。