粗锡电解阳极泥处理流程     收回铜：    （1）枯燥后的阳极泥在反射炉中，于700～750℃温度下进行氧化焙烧，铜→CuO，锡→SnO2，并蒸发一部分砷、锑。    （2）焙砂磨至40～60目，用5％～7％稀硫酸浸出铜，液：固＝2：1，拌和2h，浸出温度80～90℃。铜呈CuSO4进入溶液。浸出后液含铜4.5～6.5g/L；浸出渣成分（％）为：0.2～0.4Cu, 32～45Sn，6～15Bi，21～26Pb。    （3）含铜溶液用铁粉置换得铜粉。    收回铋：    （1）将稀硫酸浸出铜后的一次滤渣，用8％～10％的稀浸出，液：固=2：1，浸出温度90～95℃，拌和2～3h，铋呈BiCl3进入溶液，浸出液含铋40～50g/Lo铋的浸出率一般为70％。    （2）含铋溶液水解得BiOCl沉积。加水量与铋溶液的体积比为8～10：1。水解昧断拌和，水解后静置24h。所得BiOCl沉积含65%~72%Bi，可作为出产电解铋的质料。    （3）由BiOCl出产电解铋的过程和技能条件：    将BiOCl沉积缓慢参加10％～12％中溶解成为BiCl3：液：固=3：1，常温拌和，可增加少数以确保铋的溶解彻底。溶解后期参加胶0.2g/L和硫酸3g/L,以加快澄清和除铅。    将粗BiCl3溶液用铁板置换得海绵铋；也可用铁板作阴阳极，操控电流密度110A/m2，让电积与置换一起进行，加快海绵铋生成。    将海绵铋熔铸成粗铋阳极。海绵铋在苛性钠或覆盖下，于350～400℃温度下熔融成粗铋，然后浇铸成阳极，其成分（％）为：97～99Bi，0.1Sn，0.8～1.3Cu，0.8Pb，0.05Fe。    粗铋电解精粹：用HCl-BiC13电解液（160～165g/L，Bi3+110～150g/L)，阴极电流密度90A/m2，电解液温度15～30℃，同名极距50mm，阴极用纯铋，周边涂白腊。阴极沉积物细粒细密，经熔铸成锭后成分（％）为：99.95Bi，0.001Sn，0.002Cu，0.002Pb，0.001Fe，0.001As，0.002Sb。    （4）全流程铋的直收率为78％～81％。    收回铅锡：    （1）浸出铋后的二次滤渣成分（％）为：40～48Sn，22～28Pb，1～2Bi。用反射炉进行还原熔炼将锡、铅、铋还原为金属。熔炼配料比为：二次滤渣100kg，煤粉10～12kg，碳酸钠4～5kg，石灰石3kg，萤石3kg。熔炼温度1200～1300℃，产出合金含45％～55％Sn，40％～47％Pb，4％～6%Bi。此合金的锡档次低，含铅铋高，为粗焊锡。    （2）粗焊锡电解精粹。用电解液，成分(g·L-1）为：总酸160～180，Sn2+ 15，Pb2+ 10，HBF412～15，明胶0.15，β-酚0.15。电解时操控的条件为：电流密度65～70A·m-2，电解液温度32～36℃，槽电压0.2～0.35V。所得阴极沉积物表面平坦，含55％～60％Sn，40％～45％Pb，为合格焊锡。    铋、砷等杂质残留于阳极泥。此阳极泥是提铋的质料。

锡回收价格是一个很重要的价格，其关系着锡本身的价格。锡回收价格按照长江现货价格的70%左右乘以废锡的含量结算价格SMM8月12日讯：隔夜伦锡电子盘开盘20500美元/吨，最高20550美元/吨，最低在19780美元/吨得到支撑，收盘20050美元/吨，下跌475美元/吨，全天成交250手，持仓17727手。库存14385吨，减少605吨。美国和中国经济数据不如预期，市场避险情绪高涨，美元指数大幅上涨重新立于82上方，基本金属承压下挫。今日开盘19950美元/吨，围绕20000美元/吨窄幅震荡，市场对于全球经济增长放缓的担忧情绪在加剧，美元指数具有进一步上行动能，金属承压料以调整为主。沪锡市场，继续昨日清淡行情，云锡、云山报价15-15.1万元/吨，成交稀少；广胜、金龙等少量成交于14.5-14.65万元/吨，市场货源以杂牌锡居多，但报高价者无法成交，市场观望气氛弥漫，下游多持偏空心态，期待下周更低的价格再行入市。如果你想更多的了解锡回收价格的信息，你可以登陆上海有色网进行查看。

锡回收价是一个很重要的参考值，因此也很广大投资者的重视，而上海有色网对此也十分的关注。锡渣回收价格：根据含锡量计算价格，一般按照长江现货价格的70%计算价格锡的提炼与回收可以分为下面131个方面。1.彩钼铅矿的化学分选方法2.从低品位锡矿中直接提取金属锡的方法3.从镀锡、浸锡和焊锡的金属废料回收锡的方法及其装置4.从炼铜废渣中回收锡、铜、铅、锌等金属的方法5.从氯化渣中综合回收金银及铅锡等有价金属的方法6.从钨酸盐溶液中沉淀除钼、砷、锑、锡的方法7.从锡精矿直接制取锡酸钠的生产方法8.从锡矿石中萃取锡9.低质粗锡直接电解生产优质精锡的方法10.分离回收镀白铜针铜锡的方法及其阳极滚筒装置11.高铟高铁锌精矿的铟、铁、银、锡等金属回收新工艺12.固相反应制备二氧化锡纳米晶的方法13.含锑粗锡分离锑的方法14.含锡渣直接电解生产精锡的工艺15.褐煤炼锡17.纳米锑掺杂的二氧化锡水性浆料及其制备方法18.浅色锑掺杂纳米氧化锡粉体的制备方法19.纳米氧化锡粉体的制备方法20.难选锡中矿的高温氯化方法21.贫锡复杂物料高温氯化焙烧工艺22.浅色锑掺杂纳米氧化锡粉体的制备方法323.铜锡混杂屑末的分离方法24.退锡或锡铅废液中回收锡的方法25.无氧化锡球颗粒的制备方法及所使用的成型机26.锡矿氯化挥发法27.锡粒的制备方法28.镀锡钢板电镀用锡粒的制备方法29.锡石多金属硫化矿无抑制选矿工艺流程30.锡中矿水冶法制取海绵锡和锡盐31.锡中矿液相氧化法制取二氧化锡32.氧化铟锡粉末的制备方法33.一种从铁水中提锡的方法34.用粗焊锡生产高纯锡的工艺35.用绒毯溜槽从重选尾矿中回收钨、锡矿物的选矿方法36.用熔融态锡金属回收处理印刷电路板的方法及其装置37.粗锡精炼除铅.铋的方法及装置38.纳米晶氧化铒-氧化锡粉体材料及其制备方法和用途39.应用混合捕集剂作为非硫化物矿,特别是锡石的浮选助剂40.在碱性介质中用化学和电化学法从废料中提取锡41.锡中矿提取锡的新工艺研究42.从分解钨精矿的滤渣中提取锡和钨43.从黔锡矿中提取锡的新工艺及SnS4^4-的电化学性能44.采用二(2-乙基己基)磷酸从盐酸溶液中提取锡(IV)的液-液萃取45.用废退锡水里的锡制备三水合锡酸钡的方法46.粗焊锡硅氟酸电解提纯工艺研究47.熔锡的提纯处理与零部件搪锡，钎焊质量关系的探讨48.纳米氧化锡粉体的制备及其表征49.喷雾热解法制备p型铟锡氧化物透明导电薄膜50.改性纳米羟基锡酸锌的制备及表征51.聚苯胺／掺锑二氧化锡导电复合材料的制备与表征52.掺锑二氧化锡（ATO）导电粉体的制备与表征53.掺锡氧化锌变阻器的制备和性能研究54.均相沉淀法制备铟锡氧化物纳米材料的研究55.纳米偏锡酸锌粉末的制备及气敏性能研究56.化学镀锡在印刷线路板制备中的应用57.铟锡氧化物（ITO）纳米颗粒的制备及表征58.共沸蒸馏干燥法制备氧化铟锡纳米粉体及其性能表征59.气化法制备超细锡粉的研究60.锡基氧化物薄膜的制备与电化学性能61.超声波-化学沉淀法制备纳米二氧化锡62.sol-gel纳米晶二氧化锡薄膜的制备及表征63.纳米氧化锡枝蔓晶的制备及形成机理64.聚吡咯／二氧化锡杂化材料的制备及气敏性研究65.配合-共沉淀法制备锑掺杂二氧化锡（ATO）粉66.D-KH法制备金锡合金的组织与67.纳米二氧化锡电极的制备及其用于水体中大肠杆菌的快速计数研究68.微波水解法制备纳米氧化锡气敏材料69.无氧化锡球颗粒制备方法70.BGA封装锡球制备技术研究71.喷雾热解法制备掺锑氧化锡透明导电膜72.纳米氧化锡的制备及其研究进展73.铟-锡复合氧化物粉末的制备及甲烷催化燃烧性能研究74.共沉淀法制备高比表面积的铟锡氧化物超细粉末75.聚合物网络法制备纳米氧化锡粉体76.以硅胶为模板制备二氧化锡纳米粒子77.纳米氧化锡粉体液相制备现状78.沉淀法制备氧化铟锡超细材料的研究进展79.锡深加工及锡粉制备80.液相法制备纳米氧化锡防团聚方法综述81.p型透明导电的锡镓氧化物薄膜的制备及其表征82. 气-固相反应制备超细氧化锡粉末研究83.锡冶炼炉渣铜锡浮选分离工艺研究84.硫化沉淀法分离ITO废靶浸出液中铟锡的研究85.钨冶炼离子交换工艺中钨锡分离研究现状86.某厂电解锡阳极泥锡、锑分离试验研究87.铁山垅钨矿白钨与锡石分离工艺改进及生产88.湿法炼锌渣中铟铋锡的分离回收89.钛白粉中微量锡的分离与测定90.从湿法冶金工艺溶液中萃取分离锡91.分离粗铅锡合金的真空蒸馏炉92.铜基再生合金中铜锡的电化学分离93.硅胶-TBP萃取层析连续分离与测定微量钼，锡94.硅胶-TBP萃取层析连续分离与测定微量钼，锡95.一种从黑钨矿-白钨矿-锡石混合精矿中回收钨和锡的综合处理工艺：Sreeniras T．，et al．，Mineral　Processiong　＆　Extractive　Metall．Rev96.一种回收锡二次资源的新工艺97.锡石-多金属硫化矿尾矿综合回收试验98.反射炉和澳斯麦特炉粗锡还原熔炼直接回收率的分析与比较99.从锂辉石矿中综合回收钽铌铁矿及锡石的试验研究100.锡阳极泥中回收锡铋铜铅的工业试验101.镀锡铜线表面锡的回收102.复杂多金属物料综合回收铜铅锌锡试验研究103.铝材锡盐型电解着色液的回收利用104.含锡、铋、铟物料的综合回收试验105.浅谈提高来冶锡冶炼回收率的措施106.锑在锡冶炼中的行为、分布及综合回收综述107.从镀锡泥渣中回收金属锡108.脆硫铅锑精矿火法冶炼综合回收锡的探讨109.从合金丝废料回收铅，锡和铟110.火湿法冶金并用从工业废料中回收高铅锡青铜111.用福尔肯选矿机回收锡石112.微细粒锡石回收工艺113.钨矿泥中钨锡矿物综合回收的研究114.提高金子窝矿锡回收率的探讨115.复杂多金属硫化矿中锡石的回收116.从分金炉渣中回收金，银，锡，铅的工艺研究117.沸腾氯化从锡渣及乌钽铌矿富集铌钽综合回收乌，锡有价金属的研究118.从马口铁废料中回收锡119.锡矿石重选特性与回收率关系研究120.回收微粒锡石 提高云锡选矿回收率121.从马口铁废料中回收锡的几个主要生产工艺122.回收低品位难选锡矿的工艺流程及特点123.利用废铜生产锡青铜粉124.提高锡共生金属原料利用率125.国外再生锡回收利用现状126.锡石浮选工艺回水利用探讨127.铜及不锈钢基材上锡／锡-铅合金电镀层的退除128.内燃机轴承铅-锡-铜镀层退除工艺129.滑动轴承铅—锡—铜镀层退除工艺的研究与应用130.滑动轴承铅-锡-铜镀层退除工艺的研究与应用131.含砷混合硫化铜精矿降砷与铜锡分离的研究如果你想对锡回收价以及其他关于锡的信息由更多的了解，你可以登陆上海有色网进行查询，特别是在有色网中的锡专区。

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关于含锡1.5%左右的粗铋，可选用碱性精粹出产锡酸钠。粗铋熔化后，首要氧化脱砷，脱砷后粗铋降温至420℃左右，参加NaOH，待NaOH熔化后，拌和中缓慢参加NaNO3，待碱渣变干后捞出，再加NaOH与NaNO3，重复数次，待铋样表面呈现叶状斑纹为结尾。固体碱与参加量为：Sn∶NaOH∶NaNO3＝1∶3∶0.5。 出产锡酸钠的粗铋及渣料成分列于下表。 表  粗铋及碱性锡渣的成分（%）一、工艺流程 如图1所示。用锡渣出产锡酸钠，包含浸出、净化、浓缩结晶，枯燥等工序。图1  出产锡酸钠工艺流程图 二、首要技能条件 （一）水淬。水淬的意图是别离碱液中的铋珠，并使碱渣细碎。在90℃拌和浸出水淬渣，直至溶液清亮。加热水淬可带走一半的砷，但也形成部分锡的丢失；也可选用常温水淬。结尾控制在水淬滤液密度1.35～1.4克／厘米3之间。 （二）浸出。浸出的意图是使锡酸钠溶于水溶液中以利于净化。浸出液固比（3～4）∶1；浸出时刻4～6小时，因为锡酸钠在水中的溶解度随温度上升而下降，而锑酸钠在水中的溶解度随温度上升而增高，所以宜选用常温浸出，浸出率可在85%～90%之间。 （三）净化。浸出液含Sn40～50克／升，Pb1～1.5克／升，Sb0.1克／升左右，应除掉其间的铅与锑： 除铅：加Na2S除铅，温度90～95℃，配成10%的Na2S溶液，拌和中参加，至无黑色沉积发生即结尾，Na2S参加需过量。 除锑：在浓缩蒸煮进程进行加Na2S除锑，可除掉溶液中大部分锑，再挂锡片置换除锑，在除铅一起进行，在欢腾时参加精锡片进行置换反响，结尾时溶液黄色消失，清亮通明。 （四）结晶过滤。使溶液中锡酸钠结晶分出的办法有二：一是浓缩结晶分出；一是使用锡酸钠在碱性水溶液中溶解度随NaOH浓度的升高而下降，通过往溶液中参加NaOH而使锡酸钠分出，前一办法节省NaOH，母液体积小，但耗费时刻和蒸汽；后一办法节省时刻和蒸汽，但耗费了NaOH，母液体积大，常将两种办法结合进行。先加热浓缩，到达饱满浓度后锡酸钠逐步分出，经离心过滤后枯燥，即为产品锡酸钠。 三、首要设备 碱性精粹选用5吨铸钢锅一口；离心过滤机选用φ600×350毫米，过滤面积F＝0.66米2；浓缩罐二台，选用1500升夹套珐琅反响釜，枯燥箱一台。 四、产品用处 锡酸钠在电镀工业中用于碱性镀锡和镀铜锡合金；纺织工业用作防火剂，增重剂；染料工业用作媒染剂，还用于珐琅工业和玻璃工业。 五、产品质量 锡酸钠成分为（%）Sn37～42，游离碱（NaOH）3～5，Pb＜0.001，As＜0.01，Sb＜0.005，Cu＜0.03，Fe＜0.02，水不溶物低于0.2，硝酸根低于0.2，至锡（Sn2＋）契合实验。

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 .

品 名：ZN801-锡矿、锡泥、锡冶炼渣捕收剂 主要成份：水杨基肟酸衍生物 分 子 式： ROH-RonHOH(R-烷基或环烷基) 性状：产品为粉红至桔红色膏状至粉状固体，微溶于水，易溶于碱溶液，性质稳定。 主要用途：在特定条件下，ZN801-捕收剂比水杨氧肟酸有着更好的选择性。该品能与锡、钨、稀土、铜、铁等金属形成稳定的鳌合物，而与碱土金属及碱金属形成不稳定的鳌合物，所以，ZN-801在某些金属矿物的浮选作业中显示出具有较好的选别效果。经选矿工业应用表明，ZN801-捕收剂对锡的选择性较强，该品在锡石选矿中通常与P86配套使用，并具有一定的起泡性。该产品还具有药量少、适用性强等特点，具有极高的推广应用价值。

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

平桂冶炼厂精选车间是一个集重选，磁选，浮选于一体，选矿设备较为齐全，选矿工艺灵活多变的精选厂。随着平桂矿区锡矿资源的枯竭，精选厂大部分时间处于停产状态，企业的生产二号经济效益受到严重影响。为了充分利用矿产资源，综合回收多种有用金属，充分利用现有的闲置设备，增加企业的经济效益，精选厂对锡石-硫化矿精选尾矿进行了多金属综合回收的生产。 该尾矿是锡石-硫化矿粗精矿采用反浮选工艺，在酸性矿浆中用黄药浮选的硫化物产物，长期堆积，氧化结块比较严重。其中金属矿物主要有锡石，毒砂(砷黄铁矿)、磁黄铁矿、黄铁矿，其次有闪锌矿、黄铜矿及少量的脆硫锑铅矿，脉石为石英及硫酸盐类。锡石主要以连生体的形式存在，与脉石矿物关系密切，个别与黄铁矿连生。粒度越细锡品位越高，含砷，含硫高。 根据实验研究情况，最终采用重选-浮选-重选原则流程对尾矿进行综合回收，即先破碎，磨矿，再用螺旋溜槽和摇床将锡和砷进行富集，得到混合精矿，丢掉大量的尾矿，然后用硫酸，丁基黄药盒松醇油进行浮选，选出砷精矿，浮选尾矿再用摇床选别得出锡精矿和锡富中矿。 通过生产，获得了锡品位35.4%，回收率35.2%的锡精矿和含锡2.6%，回收率15.6%的锡富中矿及砷品位为28%，回收率为65%的砷精矿的好指标，达到了综合利用矿产资源，增加锡冶炼原料的目的，取得了良好的经济效益和社会效益。

目前，各国炼锡厂对选矿过程中产出的复杂锡中矿,均采用搭配方式掺入品位较高的锡精矿进行冶炼。我国有大量含砷、锑高的难选锡矿，因此70年代末作了许多试验研究工作。硫化挥发法富集锡很有效,因而采用选冶结合的流程。在选矿过程中只产出一种含砷、锑高的复杂锡中矿，以提高锡的回收率,随后将此复杂锡中矿在烟化炉中硫化挥发得到复杂锡烟尘。复杂锡烟尘的处理尚处于试验阶段，有几种不同的流程。 流程之一见图1。试验所用的锡中矿化学成分（%）为：4.96Sn，4.33Pb，3.15Sb，1.77As，0.025Ag,0.011In，0.019Cd，0.30Cu，5.99S，0.30C，28.95Fe，0.88CaO，20.44SiO2，3.05Al2O3,产品为锡酸钠。图1  复杂锡烟尘熔炼-合金加碱熔炼-碱渣水浸浸出液净化和浓缩产锡酸钠的流程 流程之二见图2。试验所用锡烟尘的化学成分（%）为：21.26Sn，17.92Pb，9.73As，12.56Sb，5.03Zn，0.041Ag，0.047In，0.19Cd，3.79S，2.63Fe，0.29CaO，3.28SiO2。其物相分析见下表。产品为锡铅合金。图2  高砷锑多金属锡烟尘还原焙烧（两次）脱砷锑-还原熔炼－电解精炼产锡铅合金的流程 表  高砷锑多金属锡烟尘的物相分析/%锡铅砷锑锌物相含量物相含量物相含量物相含量物相含量SnO SnO2 Sn5.7 87.9 6.2PbSO4 PbO PbS 不溶渣25.1 57.1 5.5 11.7As2O3 M3(AsO4)2 As As2S332.3 57.5 1.9 8.3Sb2O3 Sb2S3 M3(SbO4)221.6 4.3 74.1ZnO ZnS 不溶渣6.2 84.8 0.9 流程之三见图3。试料的化学成分（%）为：23.28Sn，11.81Sb，20.74Pb，4.79Zn，0.055Ag,2.56S，6.42As，1.85Fe，0.004Bi，0.81CaO，2.79SiO2，2.79SiO2，1.20Al2O3，0.047In。这是一个湿法与火法相结合的流程，利用氯化还原浸出蒸馏法,一次彻底分离出砷；并能较彻底地脱除锑、铅、锌、银、铁等伴生元素,然后进入传统的火法流程。图3  CR（氯化还原浸出蒸馏）法处理高砷锑多金属锡烟尘的原则流程

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。

云南云龙锡矿所处理的矿石为锡石-石英脉硫化矿，尾矿矿藏组分较简略，以石英为主。其次为褐铁矿、黄铁矿、电气石、少数的锡石、毒砂、黄铜矿等。尾矿含锡档次0.45%，全锡中氧化锡中锡占96.26%，硫化锡中锡占3.74%，铁3.71%，其他含量较低，锌0.051%、铜0.08%、锰0.068%，影响精矿质量的硫、砷含量较高，硫1.88%、砷0.1%。 1992年云龙锡矿在原生矿资源已目趋干涸的情况下，开端在100t/d老选厂处理老尾矿，为了在短期内取得更好的社会效益和经济效益，又提出在选厂基础上改扩建为200t/d，选用重选-浮选流程，于1994年4月正式出产，在出产过程中为断地改善工艺流程，终究断定的出产工艺见图1。图1 云龙锡矿尾矿选矿出产流程 为习惯出产，其间筛分所用筛面前半部分为0.8mm，后半部分为1mm。分泥斗为φ2500mm分泥斗，使用该工艺可取得含锡56.266%、含硫0.742%、含砷0.223%、锡收回率68.3%的锡精矿和含硫47.48%、含锡0.233%、含砷4.63%的硫精矿。 云锡公司有28个尾矿库、35座尾矿坝，现有累计尾矿1亿多吨，含锡达20多万吨，还有伴生的铅、锌、铟、铋、铜、铁、砷等。公司有一个50t/d实验车间和两个选矿工段专门处理老尾矿。1971年到1985年间再选处理尾矿112万t，收回了锡1286t，选出铜精矿含铜443t。 栗木锡矿用重-浮硫程从老尾矿中收回锡。该矿积存尾矿650多万t，尾矿中首要含锡、钨、铌、钽及硅质和长石等矿藏。再选流程包含重选、硫化矿浮选和锡石浮选。经重选后得到的精矿含SnO226.84%、WO39.6%、Ta2O52.7%、Nb2O52.04%，重选收回率SnO32.99%、WO324.05%、Ta2O542.47%、Nb2O524.77%。硫化矿藏浮选流程为一次粗选、二次扫选，精矿档次Cu10.8%、SnS26.57%，收回率Cu78%、硫化物52.66%。硫化矿藏经按捺砷浮铜产出含Cu>20%、Sn>18%、As 东坡矿野鸡尾选厂建有300t/d规划的重选车间，从尾矿中收回锡石。尾砂含Sn0。2%～0.25%，精矿档次Sn42.93、收回率18.66%，每年收回精矿锡量40～50t。 大义山矿1982年建成日处理70～100t选矿厂，从可使用的3.3万t老尾矿(含Sn0.297%)中1年收回锡精矿31t，档次为55%～61%，收回率34%～35%。 国外，英国、加拿大和玻利维亚展开从含锡老尾矿中再选锡的作业。英国巴特莱公司用摇床和横流皮带溜槽再选锡尾矿，从含锡0.75%的尾矿取得含锡分别为30.22%、5.53%和4.49%的精矿、中矿和尾矿。英国罗斯克选厂选别含锡0.3%～0.4%的老尾矿取得含锡30%的锡精矿。加拿大苏里望选厂从浮选锡的尾矿，用重-磁联合流程选出含锡60%、收回率38%～43%的锡精矿。玻利维亚一个选厂再选含锡0.3%的老尾矿和新尾矿，产出含锡20、收回率50%～55%的锡精矿。

锡精矿中伴生的铟在复原熔炼时，大约有65％蒸发进入烟尘，30％被复原进入粗锡。粗锡在结晶法除铅时，铟少数入精锡，绝大部分在焊锡内，有时焊锡含铟达0.02%～0.03％。焊锡电解精粹时，铟溶入电解液。电解液重复使用时，铟不断堆集，含铟可达0.3～0.5g/L或更多。云锡一冶用HCl-SnC12电解液电解焊锡时，阴极锡上夹藏的电解液在阴极板熔化初期的金属液面上构成一层淡黄色浓缩物，俗称“油头水”，可作为提铟质料。油头水的成分（g/L）为：280～430Sn, 1.5～4.0Pb，0. 4～0. 9Zn，9～13Fe，2~5In，0.1~0.3Cd。该厂选用P204萃取法从油头水中提铟，其流程见下图，操作数据如下： 图   P204萃取铟的流程     稀释与中和：    （1）将油头水加纯水稀释至含铟1g/L左右，在中和槽内加碳酸钠中和除锡，使锡成为氢氧化物沉积。    （2）中和进程操控PH＝2.5~4.0，可使溶液含锡削减至1g/L。    （3）过滤后的氢氧化锡滤渣可作提锡质料，滤液（中和液）送萃取铟。    铟的萃取：    （1）中和液加调Ph＝1~1.5，Cl-＝80g/L，用P204作萃取剂萃取铟。P204参加50%火油组成有机相。有机相与水相之比（体积比）为1：2，作南北极萃取。萃余液含铟可降至0.07~0.15g/L，大部分杂质（如铁）保留在萃余液中。    （2）含锢有机相参加氧化剂(H2O2），使Sn2+变为Sn2+而保留在有机相中，用6mo1/L反萃铟，作三级反萃取。反萃液含铟达40g/L,其间Sn：In= 1：500～2000。铟的提取率达90％以上。    （3）反萃铟后的有机相用8mo1/L洗刷去大部分锡，并使P204变为H+型，供回来萃取。有机相中少数铁可参加SnCl2溶液使Fe3+变为Fe2+以便于洗去；SnCl2参加量为含Sn0.1～0.3g/L。洗刷用的量为有机相体积的一半。    铟的收回：    （1）反萃液的酸度调至pH=3～4后，用铝板置换得海绵铟。    （2）用烧碱作掩盖剂，于380～400℃的温度下熔化海绵铟得粗铟（含90％～95％In）。    （3）粗铟在260～280℃的熔融状态下进行氯化除。参加的除剂为Zn：ZnCl2：NH4C1=100：15：5。    （4）除后的粗铟进行电解精粹，电流密度90～50A/m2，电解液pH=2～3，液温为常温，槽电压0.2～0.5V，同极距45mm。    （5）电解所得阴极铟进行真空蒸馏产出“五九”高纯铟。真空蒸馏的条件为：真空度13.332～1.333Pa，温度860～900℃。    锡的收回：    （1） “油头水”中和除锡产出的氢氧化锡滤渣，用烧碱和硝石熔融，产出锡酸钠。温度300～500℃，锡碱比为1：0.55～0.60，锡硝比为1：0.21～0.25。    （2）水浸得锡酸钠粗溶液。浸出时液固比为4：1，浸出液密度1.18～1.20g/cm3。    （3）浸出液用脱铅。用量(g)与溶液体积(ml)之比为1：3，温度80～85℃。    （4）脱铅后的锡酸钠溶液用锡片置换脱锑，温度为91～93℃。    （5）脱锑后的溶液进行浓缩。一次浓缩的母液比重大于35Be；二次浓缩的母液比重大于40Be。    （6）浓缩液冷却结晶所得的结晶体，经过滤后烘烤、粉磨得一、二级锡酸钠产品。    （7）油头水的归纳收回率：Sn高于98％，In高于80％。    还有报导，某厂粗锡在火法精粹时，铟在各种精粹浮渣中的分配数据（％）如下：含铁浮渣4.7，硫渣19.8，铝渣18.2，含铅浮渣44.0，精锡0.7，丢失12.6。标明很多铟会集在铅浮渣内，含量到达0. 19～0.20％。该厂将铅浮渣加锌处理后，铟进入氯化锌渣中，然后用水浸出以别离锌，滤渣含铟可达0.6%～0.8％，再用碱浸出使其间大部分铅、锌、锡进入溶液，而铟则以In (OH)3形状富集在浸出渣中，含铟增至2.8％。此渣在中溶解，用锡、锌置换可得含铟80％以上的粗铟，或用沉积法沉铟再熔炼成粗铟，粗铟经精粹而成纯铟。

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。

锡炉渣收回钽铌钨(recovery of tantalum，niobium and tungsten from tin slag)从锡复原熔炼渣中提取钽、铌及钨富集物的进程。为锡冶金副产品处理内容之一，但仅有那些处理富钽、铌、钨精矿的锡冶炼厂所产炉渣方有收回价值。 锡炉渣组成锡精矿中所含钽、铌、钨在复原熔炼时以氧化物形状进入炉渣中，因为锡精矿成分不同，炉渣中所含钽、铌、钨量动摇很大(见表)。 工艺流程从锡炉渣中收回钽、铌、钨的办法有选冶法和冶金法两类，冶金法又可分为多种流程。 选冶法锡炉渣破碎后参加焦炭在电弧炉中进行复原熔炼得到含钽、铌碳化物的高碳铁合金。铁合金破碎、磨细后进行磁选别离出非磁性物质，接着加溶解杂质，然后再经过滤、枯燥、煅烧得钽、铌氧化物精矿。用此法处理含钽、铌氧化物各约4%的炉渣，可得到含钽、铌氧化物算计约60%的精矿。锡炉渣也能够先用摇床选、磁选和静电选矿后再用电炉富集，当锡炉渣含Ta2O3为2%～15%时，可得到含Ta2O520%～30%的精矿。 冶金法有碳酸钠焙烧一水浸出一酸浸出、酸浸出一酸分化、复原一氧化、复原电解、碳化一低温氯化和复原一酸处理一碱处理等多种流程。(1)碳酸钠焙烧-水浸出-酸浸出。锡炉渣配入40%的碳酸钠和6%木炭，磨细后于1123～1223K温度下进行焙烧。焙烧料湿窘后用水浸出，浸出温度363K，浸出1h可除掉大部分钨。过滤后得到的含钽铌滤渣用7%～9%稀浸出硅酸，脱硅率可达60～70。脱硅后的滤渣用含12%～14%的溶液在高于363K温度下浸煮，脱锡率可达50%～70%，并一起除掉铁、锰、钼、镁、钙等杂质。用此法处理含Ta2O54%～6%、Nb2O53%～4%的质料，可得到含(Ta、Nb)2O5达40%以上的钽铌富集物。 一品种似的办法，在水浸出后用含和硫酸各1mol/L的混合液在333K温度下进行酸浸出，可自含Ta2O54.2%和Nb2O55%的锡渣中制得含Ta2O511.3%、Nb2O536%的富集物。水浸出所得钨酸钠溶液可用以收回钨。一种办法是浸出液经过滤后用强碱性阴离子交流树脂处理并经解吸得到钨酸铵溶液，可用此溶液制取仲钨酸铵。亦可向钨酸钠溶液中参加、氯化铵和氯化镁后进行煮沸，往加热弄清后的上清液参加饱满氯化钙溶液制取人工白钨矿。脱锡所得滤液，先用铁复原sn4+为sn2+，再用不溶阳极进行电解堆积，可得到含锡75%～85%的阴极锡。 从锡渣收回钽、铌、钨工艺流程见图。(2)酸浸出-酸分化。锡炉渣用稀硫酸(<10%)浸出，含钽、铌的浸出渣再用98%浓硫酸及硫酸铵分化。用此法可自含Ta2O53%～9%、Nb2O53%～10%的锡渣得到含Ta2O516.2%、Nb2O57.2%的钽铌富集物。(3)复原-氧化。锡炉渣破碎后加焦炭在电弧炉中复原熔炼，得到钽铌碳化物的富集物。此钽铌富集物再经破碎后加进行氧化熔炼。氧化熔炼产品用水浸出除掉硅、钛、铝、钨等杂质，含钽酸钠和铌酸钠的滤渣用20%浸出除铁及过剩碱，得到钽铌氢氧化物富集物。用此法处理含Ta2O5及Nb2O5各为3.85%的锡炉渣，可得到含(Ta、Nb)2O540%～50%的富集物。(4)复原-电解。锡炉渣参加含铁60%的硫铁矿焙烧产品、焦炭及石灰石，在1673K温度下进行复原熔炼，得到含钽、铌和钨的铁合金，锡则进入烟尘。在由FeCl2-HCl-(NH4)2SO4组成的电解液中，以铁合金为可溶阳极进行电解，钽、铌和钨进入阳极泥而得到富集产品。此富集产品用石油和碳酸钠溶液先后洗刷脱硫。用此法可自含Ta2O51.7%～2.1%和Nb2O52.3%～3.5%、WO31%～3%的锡炉渣中得到含Ta25%、Nb30%和W24%的富集物。(5)碳化-低温氯化。锡炉渣破碎后与焦炭混合，在中性或复原气氛中，于1473～1723K温度下加热烧结。所得钽、铌碳化物于673～773K温度下用氯化，硫、钙、铝、镁留于渣中，而钽、铌、钛和铁等金属氯化物则蒸发入炉气被收得。使用氯化物沸点不同而别离钛，用别离沉积的办法别离铁。用此法可自含Ta2O51.9%和：Nb2O52.8%的锡炉渣得到含Ta2O520.7%、Nb2O529.2%的富集物。

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。

直接从精矿中生产出的锡叫做原生锡，从含锡废料冶金后得到的锡称为再生锡。再生锡资源的综合开发利用产业包括对锡伴生矿、共生矿，选矿过程中产生的尾矿，冶炼过程中产生的炉渣和烟尘以及其他废弃物的利用等。锡废料废弃的锡渣、锡灰、锡丝、锡条、锡块、锡膏、锡线、锡锭、低度锡、高度锡、环保锡、有铅锡、无铅锡、含银锡等含锡废料都是再生锡资源的综合开发利用中首先纳入我们视野的。锡尾矿随着时间的推移，锡矿资源日益贫化，入选品位越来越低，有的接近甚至低于早期尾矿。能否将早期尾矿作为接替资源、将锡矿山尾矿作为再生资源进行开发，必须引起人们高度重视。需要指出的是，对锡尾矿的开发利用，得到的不只是锡，甚至不主要是锡，还可能很少有锡。但是随着现代选冶技术的进步，特别是细粒选矿和低锡物料冶炼技术飞速发展，加速了锡矿山尾矿再利用的进程。目前在国内外，对锡矿早期尾矿的再选已有不少实践经验，锡尾矿中有价金属的综合回收也已成为研究的热门课题。无疑，锡尾矿将是我们需要高度重视的再生锡资源。马口铁废料马口铁废料是再生锡资源的第三个重要来源。马口铁是电镀锡薄钢板的俗称，是指两面镀有商业纯锡的冷轧低碳薄钢板或钢带。1973年中国镀锡薄板会议已正名为镀锡薄板，正式文件不再使用马口铁这个名称。回收镀锡薄板废料也是再生锡生产的重点，该废料含锡低(0.5％～2％)，废料主要有马口铁生产厂的边角料、废旧罐头盒、饮料罐等，数量大，全世界每年消费的马口铁数量达1800万吨。废料首先经过分类、剪切、脱油、洗涤和干燥等准备作业，然后进行脱锡和回收锡。按脱锡方法不同，工业上分别采用氯化法、碱液浸出法和电解法回收锡。从含锡合金废料回收锡用以直接用于生产新合金也是再生锡的发展方向之一。含锡合金废料种类繁多，有各种巴氏轴承合金、易熔合金、焊料(以上三种统称铅锡合金)。含锡高的合金可用粗锡真空蒸馏除铅铋和粗锡结晶机除铅铋相结合的方法进行处理。含锡低于5％的合金可用氧化法或碱法回收(见粗铅火法精炼)。锡青黄铜废料也属于含锡合金，一般含锡1％～5％或更高，同时含有铅、铜、锑、锌等有回收价值的组分。含锡青黄铜回收锡含锡低(1％～2％)的黄铜废料先用鼓风炉还原熔炼挥发锌，把锡富集于炉渣或粗铜中。炉渣和转炉渣经还原熔炼得含锡铜锍和次黑铜，再用转炉挥发锡，富集锡的粗铜用转炉或卡尔多炉挥发锡。含锡高(5％～15％)的青铜废料直接用转炉吹炼挥发锡。锡挥发入烟尘的效率很高。一部分锡进入炉渣须返回处理，富集铅锡的烟尘经还原熔炼和精炼后，直接制成焊料或进一步分离成金属锡和金属铅。据了解，内蒙古赤峰周围有一些铜冶炼厂，专门有人从收集铜冶炼厂准备填埋的烟囱灰，即冶炼烟尘，运到云南卖掉后从中牟利，原因是烟囱灰里面含有有价金属锡，可以供企业冶炼提锡。热镀锡渣含锡最高，适于锡回收，但数量较少。热镀锡生产马口铁时产出熔剂(氯化锌)渣、锡铁渣和油渣，其中锡主要以FeSn2形态存在。最早采用加热熔析法产出粗锡，精炼后返回热镀锡用。熔剂渣可先用水浸出氯化锌并回收利用。熔析法因锡回收率低，现今都改用湿法冶金或火法熔炼处理。湿法冶金是用浓盐 酸浸出，浸出液用锌板置换得到海绵锡后，再经沉淀铁、浓缩，回收ZnCl2返回利用，锡回收率可达85％。火法熔炼是加入富硅铁(75％Si)用电炉熔炼生产粗锡，锡的回收率可达95％。热镀锡逐渐被电镀锡所取代，热镀锡渣量也随之下降。锡箔灰也是锡资源回收的来源之一。寺庙里祭祀或拜佛用的元宝都是用锡箔纸做成的，燃烧后的灰烬又称&quot;纸锭灰&quot;，这些看似不起眼的锡箔灰却可以再次提取金属锡，市场上有专人收购。这也是行业里秘不示人的再生资源，东南沿海省份寺庙的&ldquo;纸锭灰&rdquo;都有固定的人按期收购。除了寺庙里的锡箔灰，每年清明节期间，各个墓地陵园里扫锡箔灰的&ldquo;淘金者&rdquo;也穿梭于墓区，非常忙碌。由于烧锡箔的人越来越少，锡箔灰收购价格每年都在提高，价格已经从每斤八九元涨到近20元了，有时候甚至能卖出近30元的高价。每到清明节，收购锡箔灰的小贩们就会乔装打扮，赶到墓园收集锡箔灰。一个清明节下来，运气好时收入相当可观。到底每年我国能从锡箔灰里回收多少金属锡，各个企业都讳莫如深。不过有一点可以确认，锡箔灰不容小觑，正所谓聚沙成塔、集腋成裘。

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。

一、株冶锑资源及其运用状况 （一）锑资源 1994年株冶铜铅锌三大产品的产值为22.5万t，从进厂原猜中带入的锑量估量为431t，锑在各质料和产品中的散布别离见表1、表2。 表1  从原猜中带入的锑量锌精矿铅精矿粗杂铅粗铜算计主金属量，t11131356393146039896192205带入锑量，t941941385431带入锑量比，%21.8145.0132.021.16100 表2  锑在冶炼体系各产品中的散布          %铅粗炼铅精粹锌冶炼铜冶炼金银冶炼粗铅87.07阳极泥94.92欢腾炉烟尘1.98鼓风炉渣19.32稀渣14.02氧化锌7.7冰铜3.54净化渣1.43鼓风炉烟尘9.08氧化渣2.40烟化炉渣1.69反射炉烟尘0.02窑渣45.22转炉渣52.01苏打渣0.07总烟尘1.64无名丢失1.5ZnO浸出渣24.03转炉烟尘3.92精粹烟尘25无名丢失2.5算计100多膛炉尘1.12粗铜13.02熔炼烟尘57.45算计100无名丢失26.22无名丢失1.75丢失1.11算计100算计100算计100 铅体系中的锑有一个较会集去向－铅电解阳极泥。但进入金银冶炼后又相对涣散，较会集的是熔炼烟尘，精粹烟尘和稀渣，后两者回来铅体系，然后进行一个循环。锌体系中的锑，约一半进入蒸发窑渣而堆存，1／4进入氧化锌浸出渣而转入铅体系。铜冶炼的锑首要来源于铅体系的铅冰铜，经铜冶炼后粗铜中的锑有75%进入反射炉渣，18%进入阳极泥，阳极泥又转入金银冶炼。 （二）运用状况 1、从白砷残渣中收回粗锑 运用烟灰出产白砷，其残渣送铅体系熔铅工序收回粗锑，工艺流程见图1。图1  从白砷残渣中收回粗锑工艺流程图 2、出产As－Sb合金 其工艺流程为：烟尘与木炭粉混合，经蒸馏、冷凝，得到As－Sb合金。 3、从高压水浸渣中收回锑 其工艺流程见图2。图2  从水浸渣中收回锑工艺流程图 由于种种原因，以上工艺均未能完成工业出产。 4、出产玻璃弄清剂 以As－Sb烟灰为出产质料，与多家玻璃厂和特种助剂厂协作出产玻璃弄清剂，处理了该烟灰很多长时刻积存的问题，但其报价极廉，从长远看，不合算。 二、国内几家炼铅厂的锑资源收回作业 （一）东北某铅厂 东北某铅厂从70年代就开端了锑资源的收回作业，走在各供应商前列。起先将锑质料处理成金属锑锭，从1985年起改为只出产三氧化二锑，年产值60～100t，锑的归纳收回率为50%～65.5%。现在的卖价为31000元∕t（含税价），出产本钱可操控在11000元／t左右。 1、质料 质料为金银熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（一次烟尘）和锑熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（二次烟尘），其成分见表3。 表3  烟尘成分    %2、工艺流程 将两种烟尘配入苏打、粉煤进行复原熔炼，取得含锑大于55%的锑台金，合金在蒸发锅中熔化，鼓入空气，得到三氧化二锑和铅铋合金。三氧化二锑经复原熔炼和精粹得到精锑，其工艺流程见图3，产品成分要求见表4。 表4  各阶段产品的质量要求    %图3  锑出产工艺流程图 （二）西北某厂 西北某厂从1983年起开端进行湿法提取铅阳极泥中锑和铋的工怍。选用浸出锑，硫陵一食盐溶液浸出铋，浸出渣提取金银的工艺流程。 1、质料 阳极混成分（%）：Sb43～46，Bi6～8， Pb7～9， Cu0.8～3， Fe0.2～0.8， As＜0.2，Au0.1～0.15， Ag15左∕右。 2、工艺流程 工艺流程见图4。图4  铅阳极混处理流程图 3、工艺条件 低酸、常温预处理，300℃条件下烘干氧化。浸出锑：溶液浸出，时刻1～2h，温度＞98℃，趁热过滤，热水洗刷。电积锑：温度32～40℃，槽压2.2～2.8V，电解后液含Sb＞16 g／l，阳极电流密度250～310A／m2。浸出铋；温度＞95℃，液固比8∶1，时刻2h，开端H2SO4100～120g／l，NaCl150g／l。置换铋：铁屑常温置换，所得海绵铋含Bi50%～77%。海绵铋经枯燥后熔炼成粗铋，处理后的阳极混熔炼成贵铅。 4、首要技能经济目标 锑浸出率92%～96%，锑电流功率＞75%，铋浸出率＞90%，铋置换率＞96%，阴极锑档次＞97%，粗铋档次＞94%，金银熔炼收回率＞99%。 （三）湖南某铅厂 湖南某炼铅厂从1987年开端将铜、铅阳极泥一同处理，1990年下半年推广应用湿法处理阳极泥技能，选用氯盐预处理铅阳极泥－火法提金银出产流程。 1、质料 铅阳极泥成分（%）：Au 0.04～0.05，Ag 10～15， Cu 5～8，Pb 7～12，Bi20～27，As 4～10，Sb 25～27，H2O 25～35。 2、工艺流程 工艺流程见图5图5  铅阳极泥氯盐预处理流程图 3、首要技能条件 氯盐浸出：浸出结尾浓度2～2.5mol／l，固液比1∶4，温度80℃。收回锑、铋、铜：浸出液成分（g／l）；Bi35～40，Sb 40～50，Cu8～10，Pb1～3。水解沉锑：温度50～60℃，冲稀3～3.5倍。中和沉铋。结尾pH值2.5～3.0，室温。置换沉铜：pH值2～2.5，温度70℃。废水处理：用石灰乳词pH值至11～12，加、鼓风，弄清后外排。 4、首要技能目标 各有价金属收回率（%）：Au＞99， Ag＞98， Sb80～85， Bi90～95， Cu60～70。每吨阳极泥材料耗费（t）：2～2.2，纯碱0.8，铁粉0.08，0.023，石灰0.4。 （四）河南某铅厂 该厂原选用火法处理铅阳极泥，金银收回率较低，别离为90%和80%。80年代中南工大协助研究出一个全湿法流程，使金银收回率到达一个较好的水平，并收回了其间锑、铋、铜等有价金属。 1、质料 铅阳极混成分（%）；Au 0.8，Ag 8，Sb 40，Pb10，Bi 6，Cu 3，Ag1。 2、工艺流程 工艺流程见图6图6  铅阳极泥湿法处理工艺流程图 3、工艺条件与目标（见表5） 表5  工艺条件与目标工序工艺条件目标浸出L∕S＝4～6，50～80℃，拌和3hSb、Bi、Cu浸出率98%～99%水解（Cl－）＝1N，30℃，拌和3min氯氧化锑含Sb60%，水解后液含Sb＜0.5g∕l锑熔炼氯氧化锑∶纯碱∶煤＝100∶20∶8锑锭含Sb93% 三、评论 以上4个厂商工艺比照状况列于表6。 表6  锑收回工艺的比照东北某厂西北某厂湖南某厂河南某厂质料含Sb，%35～5043～4625～2735～45质料含As，%2～715±4～101～3铅阳极泥处理 办法火法湿法预处理－火法熔炼湿法预处理－火法熔炼全湿法处理工艺特色锑的收回在金银熔炼之后中，选用合金－氧化－复原－精粹流程锑的收回在金银熔炼之前，选用浸出－电积流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程金收回率，%99.2999998银收回率，%99.2999896锑收回率，%50～60～9080～85～90长处对金银冶炼无影响，砷开路并成产品收回对金银收回率影响不大，锑的收回率高，一起也收回锑含锑质料首要处理，锑收回率较高，可收回铋、铜金银冶炼适应性强，收回铋、铜缺陷只从部分含锑原猜中收回，帮收回率较低，劳作环境较差电耗高，阴极锑档次不高，砷较涣散材料耗费大，砷涣散，易构成污染，耗费大，对金银收回率有影响金银收回率不太高，砷涣散，易构成污染，水耗大 （一）对金银冶炼的影响 某厂收回锑所用质料是金银熔炼的文丘里尘，故对金银冶炼毫无影响，这是一条很大的长处，其他各法均要对阳极混进行预处理，理论上影响不大，但机械丢失不免。我厂金银冶炼的收回率达99.01%（1994年数据），若要收回锑，需以不影响金银冶炼为准则。 （三）防止砷的晦气影响 砷的晦气影响首要是构成污染，难与锑别离。东北和河南的冶炼厂，质料含砷不高，砷在锑收回进程中的消沉效果不大。而别的两厂铅阳极泥中含砷较高，砷在冶炼进程中散布较散，易对环境和冶炼进程构成晦气影响。 （三）经济的合理性 要使锑的收回经济合理，有必要做到对金银的收回率影响不大，防止这部分效益受损，一起还要做到锑收回的经济效益较好，产出大于投入。湖南某厂的办法在阳极泥预处理阶段，对金银收回率的影响操作正常时是微乎其微的，归纳收回锑、铋、铜也有必定的经济效益。 四、株冶锑资源运用的主张 株冶1994年铅阳极混成分如表7所示，阳极泥的总载锑量达516t，除掉一部分中间产品在铅冶炼体系穿插运用而构成的锑循环，可供运用的资源估量为380～400t。 表7  铅阳极泥成分    %PbBiSbAsSnAuAg最高值13.3713.8525.4310.030.300.02006.089最低值6.706.045.1225.412.050.056013.394平均值9.419.7135.2518.210.730.03448.7703 金银冶炼所发生的中间物料砷、锑含量及散布如表8所示。若从熔炼烟尘中收回锑，则可供运用的锑资源估量为296t。 表8  中间物猜中砷、锑含量及散布    %稀渣氧化渣苏打渣精粹冷却尘精粹面袋尘熔炼烟尘As含量12.150.970.9418.5733.5928.08散布18.440.830.0368.7913.8655.20Sb含量14.314.342.8152.4433.5242.06散布14.022.400.0716.038.9257.45 无论是从铅阳极泥中收回锑，仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，对我厂而言，都存在质料含砷过高的问题，有必要先除掉砷后再收回锑。现在尚无现成工艺可照搬，主张就如下办法挑选实验。 （一）除砷 依据和三氧化二锑饱满蒸汽压的不同，运用焙烧法部分别离砷，已有工厂选用此法。但其设备出资较大，需求较巨大的收尘设备，作业场所的大气污染较难防治。此外，对我厂物料而言还或许存在炉料粘结问题。 依据与三氧化二锑水溶性的差异别离砷，也已有工厂有用选用。沈冶在收尘工艺中选用文丘里收尘，使大部分砷进入水相，再从水相中得到砷钙渣，这种砷钙渣供玻璃厂用于弄清玻璃，而文丘里烟尘中含砷则降到2%～5%，供锑收回用。广西某厂运用在水中溶解度随温度敏捷添加的性质，将含锡高砷烟尘（%）：As24.31， Sb 2.13，Sn 25.17，Pb 4.25，Zn 1.17， Fe8.67湿法处理，选用常压热水浸出一净化一浓缩结晶的工艺制取白砷也取得成功。水浸法脱砷工艺较简略，设备也不杂乱，污染可操控，简单上马，主张优先选用。 此外，我厂现在与国外某公司触摸的运用和三氧化二锑电性质不同，在电收尘中别离砷的办法也是能够考虑的。 （二）锑的收回 从铅阳极泥中收回锑仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，关键在于经济效益的比照，即锑收回工艺对银回牧率的影响。以我厂铅阳极泥中的银量计，若收回率下降0.5%，则丢失银0.642t，合86.7万元。按沈冶数据，收回1t锑（氧化锑）本钱为1.1万元，价格2.65万元（不含税），毛利1.5万元左右，则要收回58t锑方能补偿银的上述丢失，该问题应当认真对待。两种锑收回计划的经济效益比照见表9。 表9  两种锑收回计划经济功率比照金银熔炼烟尘铅阳极泥可供收回锑量，t290380锑冶炼收回率，%9090收回锑量，t261342单位本钱，元∕t11000（氧化锑）10000（粗锑）单价，元∕t2650032000总产值，万元691.651094.4总赢利，万元404.55547（不影响银收回率）512（银收回率下降0.2%）460（银收回率下降0.5%）373（银收回率下降1%） 我厂曾对铅阳极泥预处理进行过一次开始实验，从成果看不会对银收回率构成太大影响，并且阳极泥中的锑、铋、铜均可得到收回，估量铋的归纳收回率比现行工艺有所进步，这对在现有工艺条件下进步金银冶炼和有关技能经济目标也是有利的。

废锡泥是投资锡的人较为关心的一个信息，特别是其产生和处理需要掌握。波峰焊锡炉内有较多锡泥，喷锡炉内有较多锡泥，清理出的锡渣也大部分是锡泥。客户制程：有铅喷锡（虽然RoHS已实行一年多，但很多喷锡板还是用有铅焊锡），焊锡Sn63Pb37,喷锡炉为正升垂直喷锡炉，锡炉温度：245度；废锡泥的产生多半是因为制作过程中的许多不合理的因素而产生的，废锡泥虽然会造成的污染不是很严重，但是如果能够合理的利用其价值也是十分巨大的。图片如下，废锡泥：&nbsp; 锡渣：&nbsp;&nbsp;如果你想更多的了解废锡泥等其他信息，你可以登陆上海有色网锡专区进行查询。&nbsp;

出产镍的质料首要为硫化镍（或硫化铜镍）和氧化镍矿藏。此外，选用高炉法加蛇纹石出产钙镁磷肥的工厂，由蛇纹石中带入的镍被富集在高炉渣中，经过吹炼这种高炉渣（镍磷铁合金）可从中收回镍。镍精矿的冶炼和吹炼磷镍铁产出的粗镍中富集简直悉数贵金属。粗镍的电解又使贵金属进一步富集于镍阳极泥中。镍阳极泥的组成，跟着出产镍的质料的不同，不同极大。一般，镍阳极泥首要含镍、铜、铁、硫和SiO2等，所含的贵金属一般以铂族金属为主，金、银含量较少。某些镍阳极泥的黄型组分见表1。   表1  国内外某些厂镍阳极泥的组分（%）产地NiCuFePbSPtPdIrRuRhAuAgSiO2算计1厂（我国） 2厂（我国） 3厂（我国）   4厂（俄罗斯）   5厂（俄罗斯）21.77 14.40 3.40 27.6 29.4238.11 5.52 16.58 15.0 23.142.52 4.46 少数 1.8 6.91― ― ― 0.1 －8.40 26.46 0.15 8.8 17.060.011 0.002 0.002 4.0 0.440.019 0.003 0.007 12.2 1.3― ― ― 0.10 0.02― ― 0.003 ― －― ― ― 0.20 0.06－ 0.0098 0.003 0.20 0.04－ 0.015 － 0.10 0.07－ 6.84 － 5.60 1.6070.83 57.71 40.15 75.80 79.78    注：2厂和3厂选用NiPFe质料出产的阳极泥       前期常选用火法冶金来熔炼镍阳极泥，然后再从富集物中别离收回贵金属，近代因为湿法冶金技能的开展，一些工厂已选用化法处理镍阳极泥工艺。因为镍阳极泥中贵金属含量一般不多，故二次电解富集的收回贵金属工艺一向受注重。       从镍阳极泥富集贵金属的办法，与铜、铅阳极泥的处理办法类似。      本文首要包含三部分内容，1、镍阳极泥的二次电解富集和浓硫酸浸煮；2、二次镍阳极泥的化法浸出；3、从磷镍铁电解阳极泥中收回金。具体内容请检查本网有关标题。

氯化法或其他办法处理阳极泥产出的氯化银，可选用浸法处理使之生成银络盐进入溶液。 按图1所示的流程，经浸出金后的渣，质量已不到阳极泥原重的40%，其主要组分为氯化银、二氧化硅，以及少数锑、铋、铅的化合物与微量贵金属，此渣选用浸处理，可以获得纯洁的银络盐溶液。图1  氯化－全湿法流程 浸作业在固液比1∶3～4、常温文拌和下往矿浆中通入气（或加），在pH9左右浸出2～3h。过滤，滤渣用和碳酸铵的混合液洗刷。经一次氯浸处理，银的浸出率可达97%～98%。 从盐溶液中复原银的办法有二： 一、加热浸出液，即蒸腾蒸腾。蒸腾的经水吸收成回来运用，或直接将蒸腾的气通入浸出矿浆中。蒸后的溶液加中和，银即生成氯化银沉积。沉积滤出经酸洗后加铁置换成海绵银。 二、向浸液中加并加热复原盐液中的银，也可获得纯度大于99%的海绵银。溶液加氧化剂除掉过量的后，蒸腾回来运用。残液与其他酸性废液中和抛弃。

铜阳极泥是铜阳极在电解精粹过程中不溶于电解液的各种物质所组成，其成分首要取决于铜阳极的成分、铸造质量和电解的技能条件。来源于硫化铜精矿的阳极泥，含有较多的Cu、Se、Ag、Pb、Te及少数的Au、Sb、Bi、As和脉石矿藏，铂族金属很少；而来源于铜镍硫化物矿的阳极泥含有较多的Cu、Ni、S、Se，贵金属首要为铂族金属，Au、Ag、Pb的含量较少；杂铜电解所产阳极泥则含有较高的Pb、Sn。国内外部分铜冶炼厂阳极泥的组成见表1。     表1  国内外某些工厂铜阳极泥的组成（%）工厂称号CuAgAuPbSeTeAsSbBiNiSiO2沈阳冶炼厂 上海冶炼厂14.96 10～2018.96 8～152.821 0.3～0.729.18 —3.21 3～50.76 0.5～0.6— —14～18 —— —— —— —— —— —白银有色 金属公司   云南冶炼厂 美国肯尼   柯特公司 加拿大   铜精粹厂 芬兰奥托   混肴公司   莫斯科铜厂 日本新居滨   冶炼厂 秘鲁奥罗亚   冶炼厂  34.53     2.5     30   10～50     11.20   11.78   20～30   —  8.33     5～9     9     3～25   9.38     3.17     0～10   28    0.271     0.02     0.2     0.2～2   0.5     0.038     0.5～1.5 0.09    3.41     —     2     5～10   —     0.086     10～15 1.90    13.41     1～2     12     2～15 4.23     2.0     6～10 1.6  0.62     —     3     0.5～8   —     —     2～4   1.75  —     2.0     2     0.5～5 0.7     —     3～5   2.1  —     —     0.5     0.5～5   0.04     —     1～2   10.7  —     0.5     —     0.1～0.5 2.62     —     1～1.5 23.9  —     —     —     0.1～2 45.22     15.48     0.5   —  1.44     —     —     1～7   2.55     0.66     —   —  —     3     6.2     —   —     130     —   —  —     10     71.5     —   —     —     —   —       铜阳极泥的物相组成比较复杂，各种金属存在的方式多种多样。金以游离状况存在，也有与碲结合的（AgAu）Te2；银首要为Ag、Ag2Se、Ag2Te、CuAgSe、（AgAu）Te2、AgCl；铂族以金属态赋存；铜70%呈金属方式，其他的铜则以Cu2S、Cu2Se、Cu2Te方式存在。铜阳极泥适当安稳。在室温下氧化不明显，在有空气作氧化剂时，可缓慢溶解于硫酸和，并能直接与硝酸发作巨大反响。

经选矿作业得到的金锑精矿入冶炼鼓风炉挥发熔炼—贵锑吹炼—贵锑电解后，得到一种含金相当高的阳极泥称之为锑阳极泥。       锑电解阳极泥提金的传统处理方法为火法。湘西金矿系白钨矿、辉锑矿、自然金共生多金属矿术，金的嵌布粒度细小，绝大多数为显微金（约占15%），其锑阳极泥，历来采酸浸—坩埚熔炼—马弗炉吹炼收金工艺流程提取粗金，金品位90%～95%，直收率93%左右。火法的主要缺点是：①劳动强度大、作业条件差、铅害、砷定严重；②工序列复杂、返料多，直收率不够理想。为此，探索新处理方法是理所当然。       本文主要包括两部分内容，1、氯化浸出；2、高锑铅阳级泥湿法回收金。详细内容请查看本网有关标题。

我国的锡矿山尾矿堆存量大,目的组分及伴生组分复杂,采用常规选矿方法难以有效回收利用.在矿产资源日益贫化的大背景下,为保障我国锡工业的持续发展,有必要对我国锡矿山尾矿中有价金属的回收进行客观现实的分析、研究,并采取相应对策.针对云南锡业公司的尾矿中铁与锡的嵌布关系复杂的特点,研究了氯化-还原焙烧法回收尾矿中的铁和锡,确定了最佳工艺条件.试验结果表明,在焙烧温度为1200℃,焙烧时间为60min,还原剂、氯化剂、催化剂用量的质量分数分别为14%,6%,5%的条件下,可获得品位57%的铁精矿和品位20%的锡精粉.

一、苏打焙烧和水浸 苏打焙烧和水浸的意图是除钨。为此在锡炉渣中配入占理论量1.25 倍的苏打，并参加少数木炭，进行磨矿。然后在回转窑中焙烧，操控温度850～900℃，焙烧时刻45 分钟。焙烧渣在球磨机湿磨，再水浸，浸出固液比1 : 2.5～3，温度90℃，时刻一小时。弄清别离后过滤，从滤液中收回入工组成的白钨。含钽酸钠和铌酸钠的滤渣送下工序处理。苏打焙烧，水浸的脱钨功率为56% ，并可除掉一部分硅、砷、磷，铝、锡等。       二、稀酸脱硅和脱锡 滤渣中的硅绝大部分呈硅酸钠形状存在，脱硅是用稀（7～95 %）浸出，使硅酸钠转变为硅酸进入溶液。浸出的固液比1：6，拌和1～3分钟后当即过滤，脱硅串可达60～70%，滤渣中担锯档次可富集2.5～3倍。将脱硅后的滤渣用玉2～14％的再浸出，在固液比1:6，温度80～90℃ 条件下拌和2小时脱锡，使锡呈SnCl4形状进入溶液，并除掉部分铁和钙等杂质。过滤后，滤渣即为钽铌富集物。假如此富集物档次太低且含杂质较高时，则有必要进一步用碱和酸浸处理。上述质料的富集物成分列于表二中。上述富集阶段担锯的收回率为71.5～85.5%；除杂质功率为：钨42～70 %，锡50～70%。        三、分化 分化是运用钽，铌氧化物能溶于生成H2TaF7和H2NbF7的性质，按固液比1:2.5参加6～7当量的到反响锅中，然后慢慢参加富集物，拌和浸出2小时，参加硫酸（5～6当量）调整酸度，分化后的溶液含钽、铌氧化物130～150 克／升，以及少数钨、锡等杂质，残渣为稀土和碱金属等的不溶性氟化物沉积。钽、铌的分化功率比较完全，收回率可达98～99%。        四、钽、铌的萃取别离 将上述含钽，铌溶液用磷酸三丁脂（T.B.P）为萃取剂，萃取别离钽和铌。为此在箱式萃取器中，经过10 级萃取，12 级酸洗；然后经过反萃，反萃钽为7 级，反萃铌为14 级，最终则分册得到钽液和铌液。有机萃取剂回来运用，萃余液抛弃。 别离出来的钽液和铌液分别加（pH≥9）和硼砂沉积，然后经过碱浸和酸浸除钨，锡，铁等杂质。产出的氢氧化钽和氢氧化铌，经过滤，洗刷、烘干（或锻烧）产出氢氧化钽和氢氧化铌（或氧化钽和氧化铝）产品，其成分列于表三中。            五、复原和熔炼 是用或氟铌酸钾在850一900℃ 于氩气维护下，在复原炉顶用复原，即得到钽粉和铌粉：K2TaF7 + 5Na = Ta + 5NaF + 2KF  也能够在1750 一1800℃ 下于真空复原炉内用碳或碳化铌复原氧化铌得到铌条，铌条经氢化，破坏、脱氢得到铌粉：   将钽粉和铌粉在电子束熔炼炉，烧结炉或电弧炉中进行真空熔炼，除掉气体杂质和简单蒸发的非金属杂质使其得到进一步提纯，然后熔炼成锭块。           六、钨、锡的收回 水浸产出的钨酸钠（含WO3 20 克／升）用于出产组成白钨，这种钨酸钠溶液常常含有硅、砷，磷等杂质，除掉这些杂质是用“镁铵净化法”，即先在溶液中参加和氯化铵脱硅，然后加MgCl2除砷、磷，使之生成溶解度小的H2SiO3、 Mg( NH4)PO4和Mg(NH4)AsO4沉积，弄清别离后，上清液加热至80～90℃，用饱满CaCl2溶液沉积CaWO4，将其过滤、洗刷，烘干，即得到人工白钨。        不管稀酸脱硅或脱锡的溶液，均含有不同数量的锡（6～12克／升），故须在贮液池参加铁屑将锡复原，使SnCl4变成SnCl2，然后用电积法便可取得阴极锡（75～85%Sn)，为中间产品。 上述从炉渣收回钽、铌、钨的流程，钽、铌的总收回串为65～85%，钨为66～70%。 ,

锡冶炼进程有价金属的收回 在焊锡电解精粹进程，铅成为氯化铅沉积，与不溶的锑、砷、铋、铜、银同时留在阳极泥中，铁、铟溶于电解液中。熔铸阴极锡时，夹藏的电解液也随之蒸腾浓缩漂浮在锡液上面，称为“油头”。“油头”含铟和锡，可用溶剂萃取法收回。阳极泥用氯化蒸馏法处理，产出的二气体冷凝后，回来作电解液;留在氯化锅中的粗铅，经电解精粹得电铅，并可从铅阳极泥中收回锡、铋、银等。 反射炉烟尘回来，进行二次还原熔炼，使锡、铅还原成金属，锌、铟、镉、锗富集在二次烟尘，再从中收回。熔析渣经焙烧后回来熔炼，焙烧所得烟尘用蒸馏法提取白砷。脱铜渣经浮选，得铜精矿和细粒锡产品。铜精矿经氧化焙烧、硫酸浸出、浓缩结晶产出结晶硫酸铜。我国有些锡矿从炼锡炉渣中收回钽、铌、钨。

1)项目简介咱们选用获国家自然科学基金赞助研发的R-410树脂，开宣布非化浸出R-410吸附收回金并归纳收回铜等有价金属的新工艺，完成新工艺、新材料与新设备的全体技能配套。已在湖北某地建成一条从铜、铅混合型阳极泥的杂乱物猜中收回金、银，并归纳收回铜、铅、锑的生产线，年产黄金50kg;白银10t;铜、铅各10t;锑30t左右，技能经济指标杰出。金浸出率≥98.0%，吸附率、解吸率和电解收回率≥99.5%，总收回率≥96.0%，铜浸出率≥99.0%，复原沉积率≥99.0%，总收回率≥95.0%，锑和铅的收回率也到达90.0%，最终的残渣也是一种精矿产品，无固体废弃物。 2)技能指标 Au浸出率：≥98.0% Ag浸出率：≥98.0% Au收回率：≥96.0% 　Ag收回率：≥97.0% 3)生产条件按年处理100t阳极泥规划需：主厂房面积320m2，配套水、电、风、汽。首要设备：1m3珐琅反应罐3台、0.5m3珐琅反应罐2台、离子交换设备1套、真空设备1套、过滤设备3台;动力总额：60～100kW;投资总额：80～100万元。 4)商场猜测国际商场上金的报价逐步走低，但质料报价也随之下调，质料与制品之间的差价是比较固定的，而制品金的供应不存在商场问题。银的商场报价稳中有升，商场前景很好。 5)效益猜测处理每吨含Au0.05%、含Ag10%的阳极泥，试剂本钱约5500元，可获利税约2.0万元。100t/a规划的生产线，利税总计约200万元。 6)转让方法 技能转让、技能服务、来料加工或技能入股。

磷镍铁为出产钙镁磷肥的副产品，经电解，除收回镍、钴、铜外，其阳极泥含金、银、铂、钯、钌等贵金属。Pt、Pd、Au总含量一般为150～250g/t。我国磷矿资源丰富，出产钙镁磷肥的供应商甚多。磷镍铁阳极泥无疑是出产贵金属的一种重要质料。       一、试验物料与工艺流程       试料为上海冶炼厂磷镍铁电解阳极泥，其主要成分：Pt50～60g/t，Pd60～75g/t，Au100g/t，Ag1800g/t，Cu10%，Ni25%～30%,Fe约5%，S10%～15%，Al2O34%，SiO24%，对此物料曾进行过二次电解氯化焙烧，Cu－Ni－Fe捕集、高压浸出，氯化液离子交换、N235和N263萃取等作业，但都存在着一些问题和缺陷，不能用于出产实践。经重复试验和比照，昆明贵金属所与上海冶炼厂一同协作，提出了如下的准则流程如图1所示。       二、酸洗与焙烧预处理       按工艺条件是能够不经酸洗直接焙烧的，但为了削减焙烧量，将镍以较纯的溶液回镍进步贵金属晶位，在焙烧行进行了酸洗。酸洗条件：温度70～80℃，酸度1∶1，固液比：1∶6，时刻 6h。图1  从磷镍铁电解阳极泥提取贵金属工艺流程       经酸洗后，贵金属一般富集一倍左右，除掉50%以上的Ni、Fe，但除Cu作用较差，因此进行氧化焙烧除Cu、Ni。       经过试验，成果选定焙烧温度为250～300℃，时刻为4h。在1.5mol/LHCl、温度70～80℃、固液比=1∶6、时刻3h的条件下进行浸出试验，铜的浸出率达96.9%以上，镍90.9%以上，Fe有75.4%被浸出。浸后渣此刻贵金属Pt、Pd、Au富集了8～10倍，档次达3000g/t。       三、浸出渣化浸出及氯化液的处理       阳极泥经焙烧，浸出所得的浸渣，在酸度4mol/LHCl、NaCl130g/L、温度70～80℃、时刻6h条件下进行化浸出，其成果见表1。   表1  化浸出成果编 号焙烧条件渣率/%氯化率%氯化渣成分PtPdCuNiFePt/(g·t-1)Pd/(g·t-1)Cu%Ni%Fe%1 2 3不焙烧 500℃焙烧 400℃焙烧66.0 62.5 56.081.1 84.1 95.477.6 87.5 98.178.0 52.5 －83.5 49.3 －53.0 45.085 105 36.4175 150 18.80.63 1.3 －5.1 15.8 －5.6 7.3－       从表1可看出，浸出渣不经焙烧或在500℃焙烧都不如400℃焙烧的氯化作用好，这可能是因为焙烧削减了氯化银对Pt、Pd的包裹，而500℃焙烧氯化率下降是因为Pt、Pd表面状况发作改动所造成的。       该物料经化浸出后，其氯化液所含贵金属很低，而贱金属很高，酸度又在4mol/L以上。针对此溶液特色，选用铜、铁置换法，不光能够在高酸中进行，并且能到达贵贱金属的别离。       （一）铜置换铂、钯、金       用Na2CO3或HCl调整氯化液的酸度，再用经稀硫酸浸泡过的铜丝进行置换，温度70～80℃，置换成果见表2。   表2  用铜从氯化液中置换贵金属成果编 号置换条件氯化原液/(g·L-1)酸 度 （mol·L-1）温 度 ℃时 间 hNiCuFePtPdAu6 7 8 93.0 4.0 5.0 4.080 80 80 801 1 1 102.55 2.55 2.55 21.902.10 2.10 2.10 18.301.95 1.95 1.95 －0.340 0.340 0.340 0.6400.200 0.200 0.200 0.3500.085 0.085 0.085 0.020   表2  用铜从氯化液中置换贵金属成果编 号置换条件置换后液/(g·L-1)置换率/%酸 度 （mol·L-1）温 度 ℃时 间 hPtPdAuPtPdAu6 7 8 93.0 4.0 5.0 4.080 80 80 801 1 1 10＜0.0001 ＜0.0001 0.0002 0.00040.0002 ＜0.0002 0.0009 0.00030.0002 ＜0.0002 ＜0.0005 ＜0.0002＞99.9 ＞99.9 99.9 99.9＞99.9 ＞99.9 99.5 99.999.8 99.8 99.4 ＞99.0       从表2可见，在酸度3～5mol/LHCl，温度70～80℃时，Pt、Pd、Au的置换率均大于99%。       （二）铁置换铂、钯、金       按标准电位，Fe能将贵金属Pt、Pd、Au及Cu、Ni、Co、Sn、Sb、Pb等贱金属一同置换出来，但操控溶液酸度在3.5mol/L(HCl)以上时，Cu、Ni均不被置换，只要Pt、Pd、Au从溶液中置换出来，能到达与Cu置换类似的作用。试验证明，虽然能到达贵贱金属别离作用，可是铁置换反响时刻长，分出贵金属颗粒细，过滤困难，精矿档次低，并带入有害杂质，不利于有价金属的收回。相比之下，仍是选用铜置换为宜。       （三）精矿档次       在最佳条件下，用铜丝置换取得的精矿含金40%、铂13.5%、钯28.9%，贵金属总含量达80%以上。对精矿的贵金属别离提纯可按惯例办法进行。

事实上，几乎全部银、二分之一以上的铂族金属和相当数量的金，是作为有色冶金的副产品，在提取主金属的过程中附带回收的。据报道，70年代以来，副产金约占世界产金量的十分之一，其中：前苏联约占20%、美国约占35%、中国约占20%。       最重要的来源是有色重金属电解阳极泥。因为贵金属标准电势都为正值（如银为＋0.8V，金＋1.5V，铂、钯、铑剧中），并大于铜（＋0.34V）、铅（－0.13V）、锡（－0.14V）、镍（－0.25V），锌（－0.76V）等，因此在它们电解时，多富集在阳极泥中，特别是金、铂、钯，在一般情况下，基本全部富集在阳极泥中。它们存在状态和复杂，一般认为金主要以金属，银以金属及硒、碲化物，铂、钯以及无定形的互化物及镍、铜合金等形态存在。       阳极泥成分波动很大。对于铜阳极泥，一般含金0.2%～0.8%，银8%～24%，及大量的铜、铅、硒、碲和微量铂、钯。铅阳极泥一般含银8%～13%，金很少（0.02%～0.045%），基本不含铂族金属。锑阳极泥含金3.37%、铜9.96%、铅26.72%、锑33.40%、镍4.40%、As0.70%。镍阳极泥一般含金银含量都很低。       黄铁矿烧渣是金的一个重要来源。估计每年硫铁矿的世界产量约3000万t，脱硫后残渣一般含金0.5～2g/t，高的达5～10g/t。炼锌厂窑渣、银锌壳和湿法炼铜渣也银和少量金的来源。海水是金的巨大潜在资源，据估计总储量可达1500～1800万t，但浓度极低，目前尚难以回收。