CN103498171B - 一种环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,包括常温浸出、液固分离、电积、碱熔、电解工序,具体包括:在常温常压下,将氧化铋、铋精矿或铜铋精矿置于酸性氯盐体系中,用空气或氧气做氧化剂,常温浸出;固液分离,浸出液在常温常压下直接送入旋流电解装置,控制直流电压1~3.5V,电流密度150~800A/m2的条件下,电解1~7h得到澄清的电积后液和海绵铋,电积后液返回浸出工序中循环使用;电积得到的海绵铋用碱覆盖熔炼得到粗铋;将粗铋电解后得到精铋。本发明在常温常压下、酸性氯盐体系中利用空气或氧气对铋矿进行氧化浸出,采用旋流电积直接从浸出液电积提取铋,使得本发明在常温常压下即能完成,且本发明操作简便、铋矿浸出率高、成本低且环保。
Description
技术领域
本发明属于有色金属冶炼提取技术领域,具体涉及一种环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法。
背景技术
铋在地壳中是十分稀少的金属,比银少十倍。在自然界中主要以化合态存在于矿石中,大都与钨、钼、铅、锡、铜等金属矿物共(伴)生,很少形成能独立开采价值的矿床。
在重有色金属中铋是属于产量少、价格贵的金属,需要在其它主金属选冶过程中分离、富集。另外,铋也常进入其它主金属提炼过程的副产物中,如铅阳极泥、铜熔炼及炊炼的烟尘。
常温下,铋不与水及氧作用,在空气中稳定。在没有氧存在时,铋不与盐酸作用,但通过空气或氧气时,铋可溶于盐酸生成氯化物。
铋作为可安全使用的“绿色金属”,除用于医药行业外,也广泛应用于半导体、超导体、阻燃剂、颜料、化妆品、化学试剂、电子陶瓷等领域,大有取代铅、锑、镉、汞等有毒元素的趋势。
铋的现代冶炼提取方法有湿法和火法两种工艺。
高品位的含铋原料或精矿处理大多采用火法工艺。根据铋原料的不同有还原熔炼法、沉淀熔炼法和混合熔炼法三种。处理氧化铋渣或氧化铋精矿时采用还原熔炼法;处理硫化铋精矿采用沉淀熔炼法或经焙烧后再采用还原熔炼法;处理混合物料时一般采用混合熔炼法,即在同一冶金炉内对硫化铋进行沉淀熔炼,对氧化铋进行还原熔炼,二者还相互作用进行反应熔炼。混合熔炼法设备和流程简单,生产周期短,铋回收率高,成本低,便于综合利用,为一般铋冶炼工艺所采用。
铋湿法冶炼主要用于低品位、复杂铋矿的处理。较典型的有:①三氯化铁浸出—铁粉置换法;②三氯化铁浸出—隔膜电积法;③三氯化铁浸出—水解沉鉍法;④氯气选择性浸出法;⑤盐酸—亚硝酸浸出法;⑥新氯化水解法;⑦矿浆电解法;这些工艺流程大都进行过实验或半工业试验,仅矿浆法已应用于工业生产,效果也不太理想。上述湿法处理铋精矿的浸出,采用中高温浸出,药剂复杂,成本高,流程长且不环保。因此,开发一种经济、工艺简单、铋矿浸出率高、流程短、成本低且常温常压下制备精铋的工艺方法是非常必要的。
发明内容
本发明的目的在于提供一种环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法。
本发明的目的是这样实现的,包括常温浸出、液固分离、电积、碱熔、电解工序,其特征在于具体包括:
A、常温浸出:在常温常压下,将氧化铋、铋精矿或铜铋精矿置于盐酸浓度5~250g/L、氯盐浓度10~200g/L的酸性氯盐体系中,鼓入空气,浸出处理2~6h;
B、液固分离:将浸出处理的矿料进行固液分离,得到浸出液送至电积工序处理;固相经洗涤处理后返回到浸出工序进一步处理;
C、电积:在常温常压下将浸出液直接送入旋流电解装置,控制直流电压1~3.5V,电流密度150~800A/m2的条件下,电解1~7h得到澄清的电积后液和海绵铋,电积后液返回浸出工序中循环使用;
D、碱熔:电积得到的海绵铋用重量比5-20%的碱覆盖熔炼得到粗铋;
E、电解:将粗铋电解后得到精铋。
本发明在常温常压下、酸性氯盐体系中鼓入(或自吸)空气对铋矿进行浸出,采用旋流电解装置直接从浸出液电积提取铋,使得本发明在常温常压下即能完成,且本发明操作简便、铋矿浸出率高、成本低且环保。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明作进一步的说明,但不以任何方式对本发明加以限制,基于本发明教导所作的任何变换或替换,均属于本发明的保护范围。
本发明所述环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,包括常温浸出、液固分离、电积、碱熔、电解工序,具体包括:
A、常温浸出:在常温常压下,将氧化鉍、铋精矿或铜铋精矿置于盐酸浓度5~250g/L、氯盐浓度10~200g/L的酸性氯盐体系中,鼓入空气,浸出处理2~4h;
B、液固分离:将浸出处理的矿料进行固液分离,得到浸出液送至电积工序处理;固相经洗涤处理后返回到浸出工序进一步处理;
C、电积:在常温常压下将浸出液直接送入旋流电解装置,控制直流电压1~3.5V,电流密度150~800A/m2的条件下,电解1~7h得到澄清的电积后液和海绵铋,电积后液返回浸出工序中循环使用;
D、碱熔:电积得到的海绵铋用重量比5~20%的碱覆盖熔炼得到粗铋;
E、电解:将粗铋电解后得到精铋。
所述的酸性氯盐体系为NaCl-HCl、CaCl2-HCl、KCl-HCl、NaCl-CaCl2-HCl或NH4Cl-HCl混合体系中的任意一种。
所述的氯盐体系中盐酸浓度为10~200g/L,氯盐浓度为20~150g/L。
所述的氯盐体系加入量为氧气铋、铋精矿或铜铋精矿体积的2.5~6倍。
所述的氧化剂为空气或氧气,加入方式为鼓入或自吸。
本发明的电积是在常温常压下进行,控制直流电压1.0~3.0V,电流密度150~800A/m2,电积1~7小时,随着电积过程的进行,溶液中的Bi3+含量不断下降,而其它金属离子的含量基本不发生变化;当溶液中的铋含量为1~3g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋,海绵铋品位80~95%,收率大于90%。
所述的旋流电解装置阴极筒体材质为不锈钢或钛。
所述的旋流电解装置阴极始极片为不锈钢板或钛板。
所述的旋流电解装置阳极采用钛涂层惰性阳极或石墨。
所述的碱为工业碱、烧碱或纯碱中的任意一种。
本发明工作原理:
原料(氧化铋、铋精矿或铜铋精矿)浸出过程采用盐酸加氯盐(NaCl、CaCl、KCl等)和鼓入或自吸空气浸出(氯盐的加入有两方面的作用:一是作为添加剂,带入和增加溶液中氯离子浓度,提高被提取金属在溶液中的溶解度;二是作为氧化剂,参与反应将被提取金属溶解)。用盐酸浸出处理过程中,Cu、Zn、Pb、Ni、Co、Bi、Sn、Au、Ag类金属很容易溶解,进入溶液,而砷等有害元素利用氧气(或空气)使As3+氧化成As5+发生沉淀反应,进入浸出渣。
浸出温度在常温(15-50℃)、常压下,盐酸:20-200g/L,氯盐:20-150g/L,液固比(2.5-6):1,浸出氧化剂为空气或氧气,浸出时间2~6h,浸出过程几乎可以实现Bi的全部浸出。浸出时,原料中的Bi以BiCI3形态溶解入溶液,铋浸出率大于90%,所得浸出液的PH值为0.5-2.5。
主要过程化学反应如下:
Bi2O3+6HCl=2BiCl3+3H2O
Bi2S3+Cl2=2BiCl3+3S
酸浸后的浸出液主要含铋、锌、铜、锡、铁等有价元素。考虑溶液中的铜会影响铋的电积提取和产品质量,因此,加少许硫化钠除铜。经除铜或除杂后的净化液直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。电积在常温常压下,直流电压1~3.5V,电流密度150~800A/m2,电积1~7小时。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),由于采用惰性阳极,因此在阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2)。当溶液中的铋含量为1~3g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋粉。海绵铋品位80~95%,收率大于90%。
所有的电解技术均建立在电化学基础理论之上,旋流电解技术也不例外。
传统的电解技术对溶液体系的技术指标要求较高,溶液中要保持较高的主离子浓度和较低的杂质浓度等条件限制。而旋流电解技术是一种能够对有价金属进行选择性电积的新技术,特别适合于冶金行业进行低浓度溶液、成份复杂溶液的选择性电积分离和提纯。它是基于各金属离子理论析出电位(E¢)的差异,即欲被提取的金属只要与溶液体系中其他金属离子有较大的电位差,则电位较正的金属易于在阴极优先析出,其关键是通过高速溶液流动来消除浓差极化等对电解的不利因素,避免了传统电解过程受多种因素(离子浓度、析出电位、浓差极化、超电位、PH值等)影响的限制,可以通过简单的技术条件生产出高质量的金属产品。
本发明提供的从含铋溶液中(在常温常压下)采用旋流电解装置提取海绵铋,操作过程中不须加温,加压,对溶液中的铋的含量要求不高,杂质的容许含量范围较宽。而是利用溶液中铋的电极电位较正(E¢=0.2),与其他金属离子存有较大的电位差,具优先选择性析出的特性;采用旋流电积技术,提取海绵铋。其旋流电解装置采用不锈钢(钛)作为阴极筒体,用富有弹性的不锈钢板(钛板)作为阴极始极片,放置在筒体内并紧贴在内壁。根据溶液中金属离子浓度的不同,最终控制阴极析出产品,阴极可以析出金属板材或金属粉末,阳极采用钛涂层惰性阳极或石墨。
生产的海绵铋,可不采用反射炉,而是采用碱履盖在300~500℃的温度条件下,采用坩锅熔炼得到粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
本发明的特点:
1、常温常压空气作氧化的条件下;常温10-50℃,氯盐50-150g/L,盐酸10-200g/L,液固比(2.5-6):1,进行铋精矿的浸出;
2、过程中不加入FeCl3,不增加工艺的复杂性;
3、浸出后的浸出液,不采用水解、中和沉淀及置换工艺,大大缩短流程;
4、由于采用常温、常压循环浸出,不再消耗其它药剂,可大大降低生产成本;
5、铋浸出溶液的电积过程是在常温常压下经旋流电解装置闭路循环进行,过程不须加温加压、节省能耗,并具有工艺流程短,操作简单,铋金属回收率高,成本低,易操作控制、实用性强,劳动强度低,无污染等优点;采用旋流电积提取铋,具有较高的阴极电流效率,能耗低、选择性强、金属回收率高等特点,能够从高杂质含量的铋含量低的浸出液中选择性地回收铋;
6、浸出液经电积后,可返回浸出浆化,环保可重复循环使用。
实施例1
铜铋精矿在氯化钠和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温25℃、常压下,盐酸:90g/L,氯化钠:120g/L,液固比5:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间4h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率97%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表1-1
表1-1 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 36.70 | 2.19 | 0.23 | 2.50 | 0.65 |
从表1-1可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较高。溶液中的铜会影响铋的电积提取和产品质量,因此,加少许硫化钠除铜。经除铜或除杂后的净化液(表1-2净化液成分)直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为2.4g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位94.12%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
表1-2 净化液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 35.8 | 0.16 | 0.13 | 1.02 | 0.50 |
生产出的海绵铋,采用工业碱履盖在420℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例2
铋精矿在氯化钠和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温29℃、常压下,盐酸:100g/L,氯化钠:110g/L,液固比5:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间4h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率97.63%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表2
表2 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 31.30 | 0.26 | 0.15 | 1.23 | 0.62 |
从表2可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较高,其浸出液直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为1.87g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位93.75%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
生产出的海绵铋,采用烧碱履盖在430℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例3
铜铋精矿在氯化钙和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温20℃、常压下,盐酸:140g/L,氯化钙:120g/L,液固比4:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间4h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率91.32%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表3-1
表3-1 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 15.61 | 2.67 | 0.43 | 3.15 | 1.06 |
从表3-1可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较低,溶液中的铜会影响铋的电积提取和产品质量,因此,加少许硫化钠除铜。经除铜或除杂后的净化液(表3-2净化液成分)直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为2.31g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位90.13%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
表3-2 净化液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 13.48 | 0.24 | 0.30 | 0.75 | 1.87 |
生产出的海绵铋,采用工业碱履盖在450℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例4
铋精矿在氯化钙和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温25℃、常压下,盐酸:110g/L,氯化钙:130g/L,液固比6:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间4h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率94.15%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表4
表4 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 40.36 | 0.47 | 0.36 | 2.28 | 0.43 |
从表4可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较高,且伴有杂质,但其杂质不影响后续电积。其浸出液直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为2.07g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位94.61%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
生产出的海绵铋,采用工业碱履盖在480℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例5
铜铋精矿在氯化钾和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温35℃、常压下,盐酸:120g/L,氯化钾:90g/L,液固比6:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间3.75h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率95.31%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表5-1
表5-1 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 27.83 | 2.87 | 0.75 | 3.43 | 0.45 |
从表5-1可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较高,但仍远低于传统电积技术所需铋离子含量。溶液中的铜会影响铋的电积提取和产品质量,因此,加少许硫化钠除铜。经除铜或除杂后的净化液(表5-2净化液成分)直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为1.68g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位91.35%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
表5-2 净化液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 25.93 | 0.24 | 0.36 | 0.81 | 0.30 |
生产出的海绵铋,采用工业碱履盖在460℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例6
铋精矿在氯化钾和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温23℃、常压下,盐酸:130g/L,氯化钾:95g/L,液固比4:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间4h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率91.73%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表6
表6 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 15.47 | 0.19 | 0.15 | 2.38 | 0.57 |
从表6可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较低,其浸出液直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为1.53g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位92.42%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
生产出的海绵铋,采用工业碱履盖在460℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例7
氧化铋精矿在氯化钠、氯化钙和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温27℃、常压下,盐酸:110g/L,氯化钠:70g/L,氯化钙70g/L,液固比5:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间3.5h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率94.58%,所得浸出液的PH值为0.5。其浸出液成分见表7-1
表7 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 28.46 | 0.37 | 0.25 | 2.46 | 0.35 |
从表7-1可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较高,但仍低于传统电积技术所需铋离子含量。且溶液中伴有一定的杂质,其浸出液直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为2.12g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位92,85%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
生产出的海绵铋,采用烧碱履盖在470℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
实施例8
氧化铋精矿在氯化铵和盐酸体系中鼓入空气进行常温常压浸出。
工艺技术指标:
浸出温度在常温24℃、常压下,盐酸:160g/L,氯化铵:110g/L,液固比5:1,浸出氧化剂为空气,浸出时间4h,基本实现Bi的全部浸出,铋浸出率93.67%,所得浸出液的PH值为1.0。其浸出液成分见表8
表8 浸出液成分
元素 | Bi3+ | Cu2+ | Sn2+ | Zn2+ | Fe3+ |
含量(g/L) | 26.79 | 0.56 | 0.39 | 3.27 | 0.74 |
从表8可以看出,浸出液中Bi3+含量相对较高,但仍远低于传统电积技术所需铋离子含量。且溶液中伴有一定的杂质,其浸出液直接进入旋流电解装置进行电积生产海绵铋。在直流电压的作用下,阴极析出海绵铋(Bi3++3e=Bi),阳极上析出氯气(2Cl-1-2e=Cl2),同时进入溶液(该气体也可通过槽顶的排气装置随时排除并集中进行后序处理)。随着电积的不断进行,当溶液中的铋含量为1.75g/L时,停止电积。液固分离,得到澄清的电解后液和海绵铋。海绵铋品位93.56%。电解后液返回浸出进行原料浆化。
生产出的海绵铋,采用工业碱履盖在480℃的温度条件下利用坩锅熔炼得粗铋,粗铋经电解后得金属铋。
Claims (9)
1.一种环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,包括常温浸出、液固分离、电积、碱熔、电解工序,其特征在于具体包括:
A、常温浸出:在常温常压下,将氧化铋、铋精矿或铜铋精矿置于盐酸浓度5~250g/L、氯盐浓度10~200g/L的氯盐体系中,用空气或氧气做氧化剂,浸出处理2~6h;
B、液固分离:将浸出处理的矿料进行固液分离,得到浸出液送至电积工序处理;固相经洗涤处理后返回到浸出工序进一步处理;
C、电积:在常温常压下将浸出液直接送入旋流电解装置,控制直流电压1.0~3.0V,电流密度150~800A/m2的条件下,电解1~7h,随着电积过程的进行,溶液中的Bi3+含量不断下降,而其它金属离子的含量基本不发生变化;当溶液中的铋含量为1~3g/L时,停止电积;液固分离,得到澄清的电积后液和海绵铋,海绵铋品位80~95%,收率大于90%,电积后液返回浸出工序中循环使用;
D、碱熔:电积得到的海绵铋用重量比5~20%的碱覆盖熔炼得到粗铋;
E、电解:将粗铋电解后得到精铋。
2.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的氯盐体系为NaCl-HCl、CaCl2-HCl、KCl-HCl、NaCl-CaCl2-HCl或NH4Cl-HCl混合体系中的任意一种。
3.根据权利要求1或2所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的氯盐体系中盐酸浓度为10~200g/L,氯盐浓度为20~150g/L。
4.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的氯盐体系加入量为氧化铋、铋精矿或铜铋精矿体积的2.5~6倍。
5.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的氧化剂空气或氧气的加入方式为鼓入或自吸。
6.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的碱为工业碱、烧碱或纯碱中的任意一种。
7.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的旋流电解装置阴极筒体材质为不锈钢或钛。
8.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的旋流电解装置阴极始极片为不锈钢板或钛板。
9.根据权利要求1所述的环保节能型常温常压湿法工艺制备精铋的方法,其特征在于所述的旋流电解装置阳极采用钛涂层惰性阳极或石墨。
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用隔膜电积法从辉铋矿精矿中回收铋;王继峰等;《湿法冶金》;20120220;第31卷(第1期);第1.2节试验方法、第2.3.1节铋离子质量浓度的影响、摘要、图1 * |
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CN103498171A (zh) | 2014-01-08 |
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