CN101225474A - 一种阳极泥或有色冶炼渣的贵金属冶炼方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种阳极泥或有色冶炼渣的贵金属冶炼方法,属于贵金属冶炼技术领域,其技术要点是在火法分银时除产出粗银外,另产出银铜铋合金,避免了部分银入渣降低收率;银铜铋合金再用湿法分离,经硝酸溶化,氯化沉银,调pH值沉铋,电积提铜,使铜铋带走的银在湿法中产出,并使铜、铋在此开路回收;本发明的方法不但回收了铜、铋和提高银收率,并为下一步火法回收铅、锑创造了优越条件;本发明用于贵金属回收。

Description

一种阳极泥或有色冶炼渣的贵金属冶炼方法
技术领域
本发明涉及一种贵金属冶炼技术,更具体地说,它涉及一种阳极泥或有色冶炼渣的贵金属冶炼方法。
背景技术
白银冶炼现有火法、湿法、火-湿法联合流程三种方法。火法冶炼是比较传统的方法,一般是火法冶炼产出粗银,氧化渣返回铅系统再回收。湿法冶炼是采用酸化手段,将各种金属溶解到溶液中,再分离出白银及其它金属。火法---湿法联合流程也分两类,一类是火法产出粗银,氧化渣中还含有大量的白银。为能有效回收白银及其它贵金属,对氧化渣采用湿法处理,分离出白银及其它有价金属。另一类是湿法预处理浸出铜、锑、铋,浸出液再分离铜、锑、铋,浸出渣火法冶炼产出贵铅,贵铅冶炼产出粗银,粗银电解产出产品银,冶炼渣回铅系统回收。
单一的火法优点,是工艺成熟、操作易掌握、投资成本不大;缺点是收率低,一般只有80%左右,能耗高,生产成本高。其余金属依靠返炉回收,致使大量有害物质在系统中反复循环,造成前面冶炼系统负荷大,不利于综合回收,导致高污染。
单一湿法,贵金属收率提高到90%左右,收率偏低。原材料中的金属变成盐类,后续综合回收困难,易产生氮、硫、砷氯氧化物污染环境。同时,产生大量盐类废水,也是环境污染的重要因素。
较先进一点火法-----湿法联合流程,对分银炉产出的氧化渣进行湿法处理,浸出铜、铋等,白银及其它贵金属收率明显提高,白银回收率能够达到95%以上,但没能避免湿法的缺点,综合回收困难,含氮、硫废气和废水仍是污染环境的主要问题。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有技术的不同,提供一种贵金属收率高、污染小、适用面广的阳极泥或有色冶炼渣的贵金属冶炼方法。
本发明的技术方案用于阳极泥时是这样的:一种阳极泥的贵金属冶炼方法,包括下述步骤:(1)阳极泥还原熔炼后,经氧化吹炼产出贵铅和氧化渣A;(2)贵铅经氧化吹炼至产出含银90~98%的粗银和氧化渣B,粗银经电解产出成品银;(3)将步骤(2)所得的氧化渣B氧化吹炼后产出银铜铋合金和氧化渣C;(4)将步骤(3)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;(5)各步骤冶炼中所得烟尘,经火法冶炼还原,得金属锑和氧化渣D;(6)将步骤(1)和步骤(3)中所得的氧化渣A和氧化渣C,与氧化渣D一起,经火法还原成铅锑合金,再经火法冶炼去除大部分的锑,得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼。
本发明的技术方案用于有色冶炼渣时是这样的:一种有色冶炼渣的贵金属冶炼方法,包括下述步骤:(1)将有色冶炼渣经氧化吹炼后产出银铜铋合金和氧化渣C;(2)将步骤(1)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;(3)各步骤中所得烟尘,经火法冶炼还原,得金属锑和氧化渣D;(4)将步骤(1)中所得的氧化渣C与氧化渣D一起,经火法冶炼还原成铅锑合金,再经火法冶炼去除大部分的锑,得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼。
本发明是利用在火法冶炼中,由于银、铜、铋都是正电性金属,氧化还原电位较接近,火法氧化铜、铋时会带走大量的金、银,使回收率大大降低;故在火法分银时除产出粗银外,另产出银铜铋合金,避免了部分金、银入渣降低收率。银铜铋合金用湿法分离,经硝酸溶化,氯化沉银,调PH值沉铋,电积提铜,使铜铋带走的银在湿法中产出,并使铜、铋在此开路回收。这一方法不但回收了铜铋和提高银收率,并为下一步火法回收铅、锑创造了优越条件,之后火法收铅、锑。
本发明与现有技术相比,具有下述优点:
(1)可解决传统白银冶炼工艺中白银冶炼收率低的不足,本发明可使白银收率提高到98%以上。
(2)解决了现有技术中综合回收困难的不足,本发明使铜、铋开路,铅、锑等有价金属也得到彻底回收。
(3)解决了现有技术中环境污染大的问题,本发明的废水废气大大减少,氮经吸收循环利用,有效避免了对环境的污染。
(4)解决了现有工艺的适应性差的不足,其每种方法只适应于特定类别的物料,而本发明原材料的适用范围广,可用于所有铅阳极泥、铜阳极泥、各种有色冶炼渣。
附图说明
下面结合附图和实施例对本发明作进一步地详细说明,但不构成对本发明的任何限制。
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
参阅图1所示,为本发明用于阳极泥冶炼的完整的工艺流程示意图,本发明的一种阳极泥的贵金属冶炼方法,包括下述步骤:
(1)阳极泥在还原熔炼后,经氧化吹炼产出贵铅和主要含铅、锑的氧化渣A,还原熔炼温度为1000℃~1200℃,氧吹炼锑的温度为700℃±200℃。
(2)贵铅在转炉中氧化吹炼至产出含银90~98%的粗银和含有铅、铜、锑、铋的氧化渣B,粗银经电解产出成品银;氧化吹炼的温度为800℃~1200℃。
(3)将步骤(2)所得含有铅、铜、锑、铋的氧化渣B在转炉中经氧化吹炼后产出银铜铋合金和主要含铅、锑的氧化渣C;吹炼温度为1000℃~1200℃,处理方法是:升温熔化后向熔液表面吹风氧化,渣层形成后出渣,出渣后继续吹风氧化;经3-5次循环吹风、出渣后,加二氧化硅(或主要含二氧化硅的河沙、石英砂等)颗粒除铅,除铅后,即可出炉铸成合金。
(4)将步骤(3)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;湿法分离是将银铜铋合金用硝酸溶解,氯化法沉银,调整pH值沉铋,余液最后电积回收金属铜;沉出的铋在转炉中还原,产出金属铋,氯化沉出的银经还原产出粗银,电解得成品银。
(5)各步骤冶炼中所得烟尘,经火法冶炼还原,得金属锑和氧化渣D。
(6)将步骤(1)和步骤(3)中所得的氧化渣A和氧化渣C,与氧化渣D一起,经火法还原成铅锑合金,再经火法冶炼去除大部分的锑,得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼;本步骤中的产生的烟尘同样进入步骤(5)进行冶炼回收。
如果将本发明的技术方案用于有色冶炼渣,则只需要按上述的(3)-(6)处理就可了,即本发明的一种有色冶炼渣的贵金属冶炼方法,包括下述步骤:
(1)有色冶炼渣经氧化吹炼后产出银铜铋合金和主要含铅、锑的氧化渣C。;
(2)将步骤(1)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属。
(3)各步骤冶炼中所得烟尘,经火法冶炼还原,得金属锑和氧化渣D。
(4)将步骤(1)所得的氧化渣C,与氧化渣D一起,经火法还原成铅锑合金,再经火法冶炼去除大部分的锑,得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼;本步骤中的产生的烟尘同样进入步骤(3)进行冶炼回收。
实施例1
铅阳极泥的贵金属冶炼
(1)将铅阳极泥加入反射炉中,在1000℃~1200℃温度下还原熔炼完毕,然后在700℃±200℃氧化吹炼绝大部分的锑,形成富含白银的贵铅和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣A,其中贵铅中白银含量约8~15%。
(2)将步骤(1)得到的贵铅,加入转炉中,在800~1200℃温度下,氧化吹炼至产出含银90~98%的粗银和主要含铅(Pb)、铜(Cu)、锑(Sb)、铋(Bi)的氧化渣B,粗银电解产出1#银。
(3)将上一步产出的氧化渣B加入转炉中,经转炉在1000℃~1200℃温度下熔化,向熔液表面吹风氧化,渣层形成后出渣,出渣后继续吹风氧化,经3次循环吹风、出渣后,渣量变得较小时,加河沙除铅,除铅后,即可出炉铸成合金;本步骤同时产出银铜铋合金和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣C。
(4)将银铜铋合金用硝酸溶解,加入盐酸氯化沉银,然后加碱(Na2CO3)调整pH值至3-6沉铋,余液最后电积回收金属铜;沉出的铋在转炉中还原,产出金属铋,氯化沉出的银经还原产出粗银,电解得成品银。
(5)在上述的反射炉、转炉冶炼中所得烟尘,经反射炉还原,得金属锑和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣D。
(6)将步骤(1)和步骤(3)中所得的主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣A和氧化渣C,与氧化渣D一起经鼓风炉还原成铅锑合金,铅锑合金经反射炉赶锑得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼;本步骤中的产生的烟尘同样进入步骤(5)进行冶炼回收。
实施例2
铜阳极泥的贵金属冶炼
(1)将铜阳极泥加入反射炉中,在1000℃~1200℃温度下还原熔炼,同时去除硒,然后在700℃±200℃氧化吹炼绝大部分的锑,形成富含白银的贵铅和主要含铅(Pb)、铋(Bi)的氧化渣A,其中贵铅中白银含量约8~15%。
(2)将步骤(1)得到的贵铅,加入转炉中,在800~1200℃温度下,氧化吹炼至产出含银90~98%的粗银和主要含铅(Pb)、铜(Cu)、锑(Sb)、铋(Bi)的氧化渣B,粗银电解产出1#银。
(3)将含铅(Pb)、铜(Cu)、锑(Sb)、铋(Bi)的氧化渣B加入转炉中,经转炉在1000℃~1200℃温度下熔化,向熔液表面吹风氧化,渣层形成后出渣,出渣后继续吹风氧化,经5次循环吹风、出渣后,渣量变得较小时,加河沙除铅,除铅后,即可出炉铸成合金。本步骤同时产出银铜铋合金和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣C。
(4)将银铜铋合金用硝酸溶解,加入盐酸氯化沉银,然后加碱(Na2CO3)调整pH值至3-6沉铋,余液最后电积回收金属铜;沉出的铋在转炉中还原,产出金属铋,氯化沉出的银经还原产出粗银,电解得成品银。
(5)在上述的反射炉、转炉冶炼中所得烟尘,经反射炉还原,得金属锑和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣D。
(6)将步骤(1)和步骤(3)中所得的主要含铅、锑的氧化渣A和氧化渣C,与氧化渣D一起经鼓风炉还原成铅锑合金,铅锑合金经反射炉赶锑得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼;本步骤中的产生的烟尘同样进入步骤(5)进行冶炼回收。
实施例3
铜渣的贵金属冶炼
(1)将铜渣在转炉中经氧化吹炼后产出银铜铋合金和主要含铅、锑的氧化渣C;具体方法与实施例1中的步骤(3)相同。
(2)将步骤(1)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;具体方法与实施例1中的步骤(4)相同。
(3)步骤(1)中转炉冶炼所得烟尘,经反射炉还原,得金属锑和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣D。
(4)将步骤(1)中所得的主要含铅、锑的氧化渣C,与氧化渣D一起经鼓风炉还原成铅锑合金,铅锑合金经反射炉赶锑得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼;本步骤中的产生的烟尘同样进入步骤(3)进行冶炼回收。
实施例4
铅、铋冶炼熔析除铜时产出的铜渣
(1)将铜渣在转炉中经氧化吹炼后产出银铜铋合金和主要含铅、锑的氧化渣C;具体方法与实施例1中的步骤(3)相同。
(2)将步骤(1)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;具体方法与实施例1中的步骤(4)相同。
(3)步骤(1)中转炉冶炼所得烟尘,经反射炉还原,得金属锑和主要含铅(Pb)、锑(Sb)的氧化渣D。
(4)将步骤(1)中所得的主要含铅、锑的氧化渣C,与氧化渣D一起经鼓风炉还原成铅锑合金,铅锑合金经反射炉赶锑得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼;本步骤中的产生的烟尘同样进入步骤(3)进行冶炼回收。
本发明使铜、铋在湿法过程中开路,实现分离,为铅、锑火法回收创造了条件,使后续铅、锑回收变得容易,铜、铅、锑、铋都得以彻底回收。使用本发明后金属回收率与目前行业的平均水平比较如下:
  贵金属名称   铜(Cu) 铅(Pb) 锑(Sb) 铋(Bi) 银(Ag)
行业平均水平收率   0~85% 0~86% 0~85% 0~80% 80~95%
使用本发明的收率   ≥95% ≥95% ≥95% ≥95% ≥98%

Claims (8)

1.一种阳极泥的贵金属冶炼方法,其特征在于包括下述步骤:(1)阳极泥还原熔炼后,经氧化吹炼产出贵铅和氧化渣A;(2)贵铅经氧化吹炼至产出含银90~98%的粗银和氧化渣B,粗银经电解产出成品银;(3)将步骤(2)所得的氧化渣B氧化吹炼后产出银铜铋合金和氧化渣C;(4)将步骤(3)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;(5)各步骤冶炼中所得烟尘,经火法冶炼还原,得金属锑和氧化渣D;(6)将步骤(1)和步骤(3)中所得的氧化渣A和氧化渣C,与氧化渣D一起,经火法还原成铅锑合金,再经火法冶炼去除大部分的锑,得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼。
2.一种有色冶炼渣的贵金属冶炼方法,其特征在于包括下述步骤:(1)将有色冶炼渣经氧化吹炼后产出银铜铋合金和氧化渣C;(2)将步骤(1)所得的银铜铋合金用湿法分离合金中的各种金属;(3)各步骤中所得烟尘,经火法冶炼还原,得金属锑和氧化渣D;(4)将步骤(1)中所得的氧化渣C与氧化渣D一起,经火法冶炼还原成铅锑合金,再经火法冶炼去除大部分的锑,得粗铅,粗铅经电解得金属铅和阳极泥,阳极泥回收重新冶炼。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(1)中的熔炼温度为1000℃~1200℃,氧吹炼锑的温度为700℃±200℃。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)中的氧化吹炼的温度为800℃~1200℃。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(3)中的吹炼温度为1000℃~1200℃,处理方法是:升温熔化后向熔液表面吹风氧化,渣层形成后出渣,出渣后继续吹风氧化;经3-5次循环吹风、出渣后,加二氧化硅颗粒除铅,除铅后,即可出炉铸成合金。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(4)的湿法分离是将银铜铋合金用硝酸溶解,氯化法沉银,调整pH值沉铋,余液最后电积回收金属铜;沉出的铋在经火法还原,产出金属铋,氯化沉出的银经还原产出粗银,电解得成品银。
7.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,步骤(1)中的吹炼锑的温度为1000℃~1200℃,处理方法是:升温熔化后向熔液表面吹风氧化,渣层形成后出渣,出渣后继续吹风氧化。经3-5次循环吹风、出渣后,加二氧化硅颗粒除铅,除铅后,即可出炉铸成合金。
8.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,步骤(2)的湿法分离是将银铜铋合金用硝酸溶解,氯化法沉银,调整pH值沉铋,余液最后电积回收金属铜;沉出的铋在转炉中还原,产出金属铋,氯化沉出的银经还原产出粗银,电解得成品银。
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Assignee: Sihui Hongming Precious Metal Co., Ltd.

Assignor: Zhaoqing Dahongming Presious Metal Co., Ltd.

Contract record no.: 2010440001153

Denomination of invention: Precious metals smelting method for anode sludge or nonferrous smelting slag

Granted publication date: 20091202

License type: Exclusive License

Open date: 20080723

Record date: 20100816

C17 Cessation of patent right
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20091202

Termination date: 20121015