一、废旧法金硫化锌闪烁计数+β计数法
方法提要
酸化过的金属5L水样，用硫酸铅、材料钡共沉淀富集镭，回收用EDTA溶解，闪烁属回收过滤除去不溶杂物后重新用硫酸盐沉淀，废旧法金待子体228Ac生长后用二乙三胺五乙酸(DTPA)溶解，金属再作硫酸盐沉淀，材料使228Ac与母体228Ra分离，回收溶液用磷酸二(2-乙基己基)酯(P204)萃取，闪烁属回收草酸铈沉淀制源，废旧法金在低本底β装置上测量228Ac，金属和标准溶液比较，材料得到228Ac的回收活度，再转换成228Ra的闪烁属回收活度。硫酸盐沉淀用EDTA溶解，装入扩散器，封闭数天后用射气法测量226Ra，和标准溶液比较得到226Ra的活度，最后计算226Ra和228Ra的活度比。
仪器
离心机(附50mL离心管)、振荡器、红外灯、低本低β测量装置、硫化锌闪烁测氡仪(典型型号:核工业北京地质研究院研制的PC-2000测镭氡分析仪)、真空泵、压力计、扩散器、干燥管等。
试剂
甘露醇、无水乙醇、盐酸、硝酸、硫酸、氨水、乙酸。氢氧化钠溶液(100g/L)、氯化钡溶液(12mgBa/mL)、硝酸铅溶液(80mg/mL，Pb)、EDTA溶液、二乙三胺五乙酸溶液(134g/L)、硫酸钠溶液(200g/L)、一氯乙酸溶液(2mol/L)、磷酸二(2-乙基己基)酯正庚烷萃取液(15%)。
洗锕液100g一氯乙酸、10g二乙三胺五乙酸和33gNaOH溶于水，稀释1000mL，用100g/LNaOH溶液和HClO4在pH计上或用精密pH纸调节pH=3.0。
乙酸钠溶液(300g/L)、草酸铵溶液(0.2mol/L)、硝酸铈溶液(5mgCe/mL)。226Ra系列标准镭溶液(4～40Bq)。
228Ra标准溶液称取12mg年龄50a以上的228Ra-232Th已平衡的光谱纯硝酸钍，用高纯水(18MΩ·cm)溶解，加5mLHCl和8.3mL12mgBa/mL氯化钡溶液，配制成100g溶液。此溶液228Ra的活度约为0.2Bq/g，Ba载体浓度约为1mg/g。
分析步骤
(1)试样处理
取5.0L已经酸化的水样置于大烧杯中，如果水样中有悬浮物或浑浊，要用快速定性滤纸过滤。加1mL12mgBa/mL氯化钡溶液和5mL80mgPb/mLPb(NO3)2溶液后搅拌均匀，加15mL(1+1)H2SO4，搅拌1min，以后每隔半小时搅拌1min，共搅拌3～4次，放置过夜。用虹吸管吸出并弃去上层清液，把余下的200～300mL底液和沉淀转入660mL烧杯A中，加套有橡皮头的玻璃棒擦洗大烧杯壁，并用水洗入660mL烧杯A中，加水使体积约500mL，放置2h以上，使沉淀全部沉淀。向有沉淀的烧杯中加入8mLEDTA溶液，立即加水到200mL，盖上表面皿，在电热板上加热溶解，趁热用定性滤纸滤去不溶性残渣。向滤液中滴加(1+1)H2SO4和(1+2)氨水调节pH达到3～3.5，使硫酸钡沉淀，记下沉淀时间T1，加热至近沸，冷却4h以上或过夜。用虹吸法吸去部分上层清液，下层溶液和沉淀转入离心管，用离心法分离，沉淀用15mL水洗一次。
(2)228Ra活度的测量
洗过的沉淀A留在离心管中，加10mL二乙三胺五乙酸溶液和20mL水，放置2d，使228Ac生长。2d后在水浴中加热使沉淀全部溶解，加1mL硫酸钠溶液，滴加2.2mL(1+2)HAc，使硫酸钡沉淀，记下沉淀时间t2。沉淀在沸水浴中保温5min，移入冷水浴中冷却后离心分离，用10mL水洗沉淀，把上层清液和洗涤水转入第一个分液漏斗中，沉淀B留作226Ra用。在第一和第二个100mL分液漏斗中分别加入10mL、5mL磷酸二(2-乙基己基)酯正庚烷萃取液和10mL、5mL洗锕液，振荡2min后分离弃去洗锕液，把上面已经分离出的含228Ac的清液放入有10mL萃取液的第一个分液漏斗中，加5mL一氯乙酸溶液，振荡2min，分层后把水相排入放有5mL萃取液的第二个分液漏斗中，也振荡2min，分层后弃去水相，把有机相并入第一个分液漏斗中。用10mL洗锕液洗涤第二个分液漏斗后转入第一个分液漏斗中，和有机相一起振荡2min，洗涤液弃去，先后用10mL和5mL(1+14)HNO3连续反萃取有机相，硝酸溶液合并在50mL小烧杯中。在此硝酸溶液中加6mL乙酸钠溶液和5mL草酸铵溶液，在低温电炉上加热到近沸，滴加1mL5mgCe/mL硝酸铈溶液，生成草酸铈沉淀载带228Ac，充分搅拌后再保温1～2min，使沉淀陈化。将沉淀立即放入冷水浴中冷却，用可拆卸的抽滤漏斗均匀地抽滤在定量滤纸上，用无水乙醇洗涤，抽干后取下在红外灯下烘干。烘干的试样放在测量盘中，盖一层4mg/cm2厚的塑料膜，用不锈钢环固定，立刻送入低本底β装置中测量228Ac的β活度。记下计数过程的时间，并算得中间点T3，控制T3-T2在2～5h之内。按下式计算228Ra的活度:
岩石矿物分析第三分册有色、稀有、分散、稀土、贵金属矿石及铀钍矿石分析
式中:228Ra为试样中228Ra的活度，Bq;Ns为试样的计数率，s-1;为装置系数平均值，Bq/s-1;为试剂空白中228Ra的平均计数率，s-1;nc为固定本底计数率，s-1;λ8为228Ac的衰变常数，取0.1131h;t1等于T2-T1，是228Ac的生长时间，h;t2等于T3-T2，是228Ac的衰变时间，h。
(3)226Ra活度的测量
在已经分离228Ac的硫酸钡沉淀B中加入6mLEDTA溶液、0.3g甘露醇和20mL水，在沸水浴中溶解，用小漏斗装入扩散器中，控制洗涤后的溶液总体积约为扩散器容积的三分之一。装入扩散器的试样用空气洗带法抽走积累的氡气(控制速度以免溶液溢出)，15～25min后用止水夹和玻璃活塞将扩散器两端封闭。记下封闭时间T4，作为氡气积累的开始。积累时间按226Ra活度而定，226Ra活度大于20Bq，积累1～2d;活度在1～20Bq，积累3～8d;活度小于1Bq，积累10～15d。
将已知本底的闪烁室的一个出口用止水夹夹紧，另一个出口和真空泵相连，用压力计为指示抽真空至1013.25Pa，立即用螺旋夹封闭。抽真空的闪烁室通过干燥管和待测的扩散器相接，连接方法见图66.4。
图66.4送气系统连接图
接好后打开“1”，使胶皮管松开，再拧松“2”，此时扩散器内有大量气泡通过溶液，大部分积累的氡气此时进入闪烁室。当气泡消失后再小心打开“3”，控制有缓慢连续的气泡，10min后调节“3”，使气泡适当加快，并控制使送气在15min结束。送气后要立刻封闭“2”，取下闪烁室和干燥管，并封闭“1”和“3”。记下送气结束时间T5。T5是氡气积累的结束时间，也是下次测量重新积累的开始。用过的干燥管立刻放入无水氯化钙干燥器中。
送完气的闪烁室放置50min以上，在硫化锌闪烁测氡仪上测量。计数前要避光1min以上，按226Ra的活度选择每次的计数时间，一般为100s或200s，连续计数5次，取平均值，弃去此Ni值后重新取平均值。测量过的闪烁室要用真空泵反复排气清洗20min。用过高计数率(≥3s-1)试样的闪烁室，第二天要再清洗一次，并隔5～10d再使用。
按下式计算226Ra的活度:
岩石矿物分析第三分册有色、稀有、分散、稀土、贵金属矿石及铀钍矿石分析
式中:226Ra为试样中226Ra的活度，Bq;为试样平均计数率，s-1;为装置系数平均值，Bq/s-1;为与试样分析流程相同的试剂空白中228Ra的平均值，Bq;Y为226Ra的回收率;为闪烁室平均本底计数率，s-1;t3为等于T5-T4，是氡的积累时间，d;λ6为222Rn的衰变常数，取0.1813d。
(4)226Ra/228Ra活度比的计算
用同份水样按式(66.7)和式(66.8)测得的228Ra和226Ra活度相除，可得到226Ra/228Ra的活度比R68，见式(66.9):
岩石矿物分析第三分册有色、稀有、分散、稀土、贵金属矿石及铀钍矿石分析
活度比R68的测量不确定度通过式(66.7)、式(66.8)和式(66.9)合成得到。如果只考虑试样平均计数率、装置系数平均值、固定本底计数率和流程试剂空白4个测量不确定分量，忽略其他不确定度分量，则合成后活度比ΔR68的测量不确定度见式(66.10):
岩石矿物分析第三分册有色、稀有、分散、稀土、贵金属矿石及铀钍矿石分析
二、贵金属回收方法拜托各位了 3Q
一、金的回收技术 [1]从贴金文物铜回收金物资再生利用研究所采用氧化焙烧法从废贴金文物铜回收金。废贴金文物铜放入黄金首饰特制焙烧炉内，于8000C恒温氧化焙烧30分钟，取出放入水中，贴金层附在氧化铜鳞片上与铜基体脱离。然后用稀硫酸溶解，溶解渣分离提纯黄金。此法特点焙烧时无污染废气。用此法处理废文物铜300公斤，回收黄金1.5公斤。金回收率>98%，基体铜回收率>95%，副产品硫酸铜可作杀虫剂。 [2]从废电子元件中回收金北京稀贵金属化冶厂使用I2-Nal-H2O体系。对废元器件上的金镀层溶蚀，用铁置换或亚硫酸钠还原回收金。用硫酸酸化，氯酸钾氧化再生碘。物资再生利用研究所研究出电解退金的新工艺。采用硫脲和亚硫酸钠作电解液，石墨作阴极板，镀金废料作为阳极进行电解退金。通过电解，镀层上的金被阳极氧化为Au+后即与硫脲形成络阳离子Au[cs(NH2)]2+,随即被亚硫酸钠还原为金，沉于槽底，将含金沉淀物分离提纯获得纯金粉。基体材料可回收镍钴。此工艺金的回收率为97~98%。产品金纯度>99.95%。 [3]从废催化剂中回收金和钯昆明贵金属研究所采用盐酸加氧化剂多次浸出，使金和钯进入溶液，锌粉置换，盐酸加氧化剂溶解，草酸还原得纯金粉；还原母液用常规法提纯钯。金、钯。还有很多，自己上这个网页看看 —————————————————————另外个人意见还可以利用王水收集贵金属再给你个网址： 个人意见，希望你能采纳。
希望采纳
三、电解法处理回收贵金属的工艺流程图。
一、项目的背景
贵金属即金Au、银Ag、铂Pt、钯Pd、锶Sr、锇Os、铑Rh和钌Ru八种金属。由于这些金属在地壳中含量稀少，提取困难，但性能优良，应用广泛，价格昂贵而得名贵金属。除人们熟知金Au、银Ag外，其他六种金属元素称为铂族元素（铂族金属）。
贵金属在地壳中的丰度极低，除银有品位较高的矿藏外，50%以上的金和90%以上的铂族金属均分散共生在铜、铅、锌和镍等重有色金属硫化矿中，其含量极微、品位低至PPm级甚至更低。
随着人类社会的发展，矿物原料应用范围日益扩大，人类对矿产的需求量也不断增加，因此，需要最大限度地提高矿产资源的利用率和金属循环使用率。由于贵金属的化学稳定性很高，为它们的再生回收利用提供了条件，加之其本身稀贵，再生回收有利可图。
二、贵金属回收利用概况
由于贵金属在使用过程中本身没有损耗，且在部件中的含量比原矿要高出许多，各国都把含贵金属的废料视作不可多得的贵金属原料，并给以足够的重视。且纷纷加以立法、并成立专业贵金属回收公司。
日本20世纪70年代就颁布了固体废物处理和清除法律，成立回收协会，至目前已从含贵金属的废弃物中回收有价金属20几种。
美国回收贵金属已有几十年的历史，形成回收利用产业，成立专门的公司，如阿迈克斯金属公司和恩格哈特公司，1985年就回收5吨铂族金属，1995年回收的贵金属增加到12.4~15.5吨。
德国1972年颁布了废弃管理法，规定废弃物必须作为原料再循环使用，要求提高废弃物对环境的无害程度。德国有著名的迪高沙公司和暗包岩原料公司都建有专门的装置回收处理含贵金属的废料。
英国有全球性金属再生公司—阿迈隆金属公司，专门回收处理各种含贵金属废料，回收的铂、钯、银的富集物就有上千吨。
我国的各类电子设备、仪器仪表、电子元器件和家用电器等随着经济发展和生活水平的提高，淘汰率迅速提高，形成大量的废弃物垃圾，不仅浪费了资源和能源，且造成严重的环境影响。随着时间的延续，更新的数量还会增加。如果作为城市垃圾埋掉、烧掉，必将造成空气、土壤和水体的严重污染，影响人民的身体健康。且电器设备的触点和焊点中都含有贵金属，应设法回收再利用。
三、生产工艺简介
根据原料、规模、产品方案的不同、回收工艺有所区别。总体上讲，针对铜、铅阳极泥有火法和湿法之区别，针对二次资源则除火法湿法之外还涉及拆解、机械和预处理工序。
1、铜阳极泥处理工艺
l火法工艺
火法的传统工艺流程如下
铜阳极泥
H2SO4硫酸化焙烧烟气（SO2 SeO2）吸收
稀H2SO浸出 CuSO4溶液粗Se
浸出渣
还原熔炼炉渣
贵铅
NaNO3氧化精炼渣滓回收Bi Te
银阳极
银电解海绵银银锭
黑金粉
金电解废电解液回收铂、钯
金板金锭
该流程的主要环节是硫酸化焙烧浸出分离，铜转化为可溶性硫酸铜，硒化物分解使硒氧化为二氧化硒挥发分离，含SeO2和SO2的气体由气管抽至吸收塔，SeO2被水吸收生成H2SeO3,并同时被在水中的SO2还原为粗Se。焙烧浸出得CuSO4和部分AgSO4硫酸碲溶液，用铜（片或粉）置换出含碲的粗银粉送银精炼。金、银富集在浸出渣中。还原熔炼主要用浸出渣加氧化铅或铅阳极泥合并进行，产出含金银的贵铅，然后贵铅经氧化精炼分离铅、铋和碲，浇铸为金银合金，经银电解及精炼，产出海绵银铸锭，银泥（黑金粉）电解得金，金电解废液回收铂、钯。该法的特点是回收率高，可达90%以上，对原料适应性强，比较适合规模处理，欧美和前苏联国家大多采用火法流程，流程的缺点是冗长，中间环节多，积压金属和资金严重，特别是规模小时更为突出，影响经济效益。除此之外，高温焚烧产生有害气体，特别是铅的挥发，产生二次污染，因此它的应用受到限制。
●湿法工艺
20世纪70年代湿法流程迅速崛起，并得到国内冶金界的认可，下面做以简单介绍：
铜阳极泥
H2SO4浸出铜 CuSO4溶液
乙酸盐浸出铅 Cu、Pb溶液
HNO3浸出银 AgNO3溶液 Ag
王水浸出金渣熔炼回收Sn
金溶液
萃取精炼
金粉
该法用不同的酸分段浸出阳极泥中的贱金属杂质，以富集金、银。用H2SO4先使铜成为CuSO4，以乙酸盐常温浸出铅，使铅生成可溶的乙酸铅(Pb(Ac)2)分离。浸出渣用硝酸溶解银、铜、硒、碲，含银溶液用盐酸或食盐沉淀出氯化银（AgCl）,其纯度可达99%以上，回收率可达96%，再从氯化银中精炼提取银，用王水从硝酸石溶渣中溶解金，金溶液用二丁基卡必醇（DBC）萃取，草酸直接还原得金产品，金纯度>99.5%,回收率可达99%。湿法工艺金银总回收率分别大于99%和98%。由于全流程金属分离都在酸性水溶液中进行，因此称为全湿法工艺，与火法工艺相比，有能耗低，有价金属综合利用好、废弃物少、生产过程连续等优点。
l选冶联合工艺流程；
铜阳极泥
H2SO4磨矿脱铜
浸出 CuSO4溶液
浸出渣
H2O调浆
浮选尾矿炼铅
精矿
焙烧焙炼烟气回收硒
银阳极电解银粉银锭
黑金粉电解金板金锭
该流程用于处理含铅高的铜阳极泥，流程包括阳极泥加硫酸磨矿及浸出铜，含金、银的浸出渣调浆进行浮选，选出的精矿进行苏打氧化熔炼产出银阳极，电解产出银和金粉等工序。流程中金、银回收率分别达到95%和94%。由于引入浮选工序，精矿熔炼设备规模为火法工艺的1/5，试剂消耗节约一半，减少了铅的污染，简化了后续熔炼过程，提高了经济效益。
l天津大通铜业有限公司金银分厂阳极泥处理流程
成份
Cu Au Ag Pb Sb Bi Sn Ni As Te
15.64 2132g/T 15.94 9.95 20.17 1.32 0.92 0.40 7.30
流程
阳极泥
H2SO NaClO3（氧化剂）
稀酸浸出
控电位V420mv
炉渣炉液
HCl H2SO4 NaClO3
V.1200mv金的控电氯化沉Se Te
SO2 Cu粉置换
SO2 SeO2溶液
炉液 NaClO3炉渣1200mv回收得H2SeO3
粗Te CuSO4
尾液 Au粉硒
草酸二次金的控电氯化浓缩结晶尾液
炉液炉渣
Au粉尾液硫代硫酸钠浸银
铸Au锭
炉渣炉液
富集Pb.Sb水含肼沉银
外销
尾液银粉
银粉
银阳极泥
电解
电银阳极泥电解液
回收金
该流程设计上没有预焙烧工序，而是以浸铜时添加氧化剂（NaClO3），使阳极泥中Cu、Se、Te氧化成为CuSO4、H2SeO3和H2TeO3并转入溶液，在溶液中的H2SeO3用SO2还原得到粗Se。Te则用铜粉置换得Te精矿，CuSO4经浓缩得到结晶CuSO4.5H2O。浸出渣经二次控电氯化浸出金，一次浸出金用SO2还原，二次浸出金用草酸还原，金的回收率可达98.4%，控电氯化渣用硫代硫酸钠（Na2S2O3）浸银。硫代硫酸钠试剂毒性小，消耗少，反应速度快，适于处理含银物料，银的回收率可达99%，纯度达99%。
大通铜业有限公司的阳极泥含铅和锑比一般的铜阳极泥高，类似于铅阳极泥，因此所用的流程类似于铅阳极泥的氯化法流程，首先用FeCl3或HCl+NaCl溶液浸出铅阳极泥中的铜、砷、锑、铋及部分铅，同时有少部分银生成AgCl2-溶解，浸出液用水稀释至PH0.5，使SbCl3水解为SbOCl沉淀，同时沉淀出AgCl（沉淀率达99%以上），浸出渣用氨溶液浸出银，使转为可溶性的Ag(NH3)2Cl，再从溶液中用水合肼还原银，氨浸出渣用HCl+Cl2或HCl+NaClO3浸出回收金，区别在于金、银回收先后的选择问题，这需要视具体成分而定。
以上是处理各种阳极泥的几种典型原则流程，可根据处理阳极泥的成分进行不同的组合。
2、金、银基合金及双金属复合材料以及带载体的贵金属废催化剂的回收流程。
●金银合金和金属废品废料、废件的回收流程
含Au、Ag以及ΣPt的双金属废料废件
预处理
热分解400~600℃
硝酸浸出
难溶的残渣（Au、Pt、Pb等）硝酸浸出液（含Ag及其它金属）
Cl
溶解回收AgCl
残渣溶液 AgCl其它金属
硫化物SO2或NaSO3
沉金粗Ag提纯
粗Au溶液(Pt、Pb)
提纯
预处理可以是拆解或机械处理，热处理的主要目的是在400~600℃条件下去除有机物，以及低溶点的金属，然后用qN HNO3溶解，使物料中的银和其它贱金属氧化，以硝酸盐形式转入溶液，从溶液中回收银和提纯，硝酸不溶残渣，可以用王水或水氯化浸出或其它溶解金、铂和钯，从溶液中回收分离提纯Au、Pt和Pd。
黄金的提纯：粗金返溶解用二丁基必醇萃取金，反萃之后，再沉金，得到提纯。而含Pt、Pd溶液可用二烷基硫醚或N-二仲章基氨基乙酸（N540）萃取钯，达到与铂的分离，钯的萃取率可达99.5%，铂的萃取率几乎是零。有机相经水洗后用NH3.H2O反萃取钯，反萃取液再回收提纯钯。二烷基硫醚被认为是迄今为止工业上分离铂、钯最有效的萃取剂，它的唯一缺点是稳定性稍差，易氧化，萃取平衡时间稍长，萃取液回收铂。当然也可以用30%N540异戊醇+70%煤油萃取铂和钯分离。30%N540萃铂的条件4级萃取，1级洗涤3级反萃、铂的萃取率可达99.9%，4NHCl反萃，反萃率为99.95%，从反萃液中获得纯度为99.9%的铂产品。
对于铂、钯的分离提纯问题，传统的方法是反复沉淀法，水解沉淀法，硫化物沉淀，氨盐沉淀或离子交换分离。沉淀法的缺点，首先是分离效率不高，其次是周期长，回收率低，试剂消耗大、操作条件不佳麻烦。离子交换法，树脂饱和浓度低，用量大，交换彻底、交换时间长。萃取分离提取是近期崛起的分离方法，它的传播速度快，避开湿法冶金中最为繁杂的液固分离的问题，萃取剂可循环使用，流程相对简单，周期短，金属回收率高，纯化效果好的优点。因此被广泛应用。
●以∑Pt为载体的催化剂回收流程
∑Pt载体有蜂窝状和小球状高溶点硅、铝酸盐，由于高温使用过程部分贵金属会向内层渗透，部分被烧结或被釉化包裹，或转化为化学惰性的氧化物和硫化物，因此他们的回收利用带有一定的难度。他们的回收必须经预处理富集阶段，然后再行分离提纯，预处理富集阶段分为：
▲火法富集法，高温熔炼以铁为辅收剂。碳作还原剂，加碳熔剂使载体转变为低熔点、低粘度炉渣，获得含富铂族金属的铁合金，后续酸浸除铁，获得铂族金属精矿。该方法的Pd、Pt回收率分别为99%，98%以上。也可以用硫化物（Fe2S，Ni3S2）作捕收剂，较低温度熔炼，获得冰镍后用铝活法化酸浸，获得铂族金属精矿。
▲载体溶解法：γ—Al2O3载体催化剂，经磨细用H2SO4.NaOH或NaOH+Na2SO3+联胺溶液直接溶解氧化铝，而贵金属全部富集在不溶解渣中。
▲再后续的分离提纯就可以接以上流程湿法部分，形成完整的流程。
参考资料:选矿在线分析仪
