CN104060106B - 从含铋溶液中用溶剂萃取法提取铋及制备氧化铋的方法 - Google Patents

从含铋溶液中用溶剂萃取法提取铋及制备氧化铋的方法 Download PDF

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Abstract

本发明提出一种从含铋溶液中用溶剂萃取法提取铋及制备氧化铋的方法，包括步骤：(1)Fe3+还原；(2)铋水解；(3)铋水解渣盐酸重溶；(4)萃取；(5)洗涤；(6)反萃沉淀(7)热分解等步骤。本发明提出的方法，实现了铋的充分回收，可以直接得到三氧化二铋。与其他现有的湿法提铋流程相比，具有工艺流程短、适用性广，生产成本低、易实现产业化等优点。

Description

从含铋溶液中用溶剂萃取法提取铋及制备氧化铋的方法
技术领域
本发明属于有色金属提取领域，具体涉及一种从含氯化铋水溶液中萃取提取铋并制备三氧化二铋的工艺。
背景技术
目前工业上主要采用火法冶金的方法提取金属铋。对于不同的含铋物料和铋精矿，选择还原熔炼、沉淀熔炼和混合熔炼的熔炼方法得到粗铋，经过火法精炼生产精铋。因为铋精矿主要是辉铋矿，所以沉淀熔炼是铋火法粗炼的主要方法。沉淀熔炼主要在反射炉中进行，生产过程中产出大量的冰铜和烟气，对环境的污染严重。而且贵金属银在冰铜中的流失量大，此法对贵金属的回收有很大的局限性。铋的火法精炼对粗铋要求高，且生产流程冗长，对原材料的消耗很大。
火法提铋的诸多缺点催生了对湿法提铋的研究。近年来，国内多家科研机构开发了多种湿法提铋的冶金工艺流程，主要有：FeCl3浸出-铁粉置换法、FeCl3浸出-隔膜电极法、氯化-水解法和矿浆电解法等。FeCl3浸出就是指用FeCl3和盐酸的混合液浸出硫化铋矿，矿石中的Bi2S3以及天然铋和Bi2O3为FeCl3所溶解生成可溶性BiCl3。FeCl3浸出-铁粉置换法工艺比较成熟，铋的浸出率高。但此法耗材多，废液排放量大，浸出液离子浓度较高。尤其是FeCl3浓度大时，溶液粘度大，过滤和洗涤困难。FeCl3浸出-隔膜电极法通过对电极电位的控制和对溶液透过隔膜的速度控制，使得Bi3+在阴极被还原为Bi，Fe2+在阳极被氧化为Fe3+。此流程短，耗材少，但是由于溶液中Fe3+浓度很高，部分Fe3+会透过隔膜在阴极发生还原反应，使得电流效率降低。氯化-水解法利用高浓度率离子溶液，在90～105℃的温度下二段循环浸出硫化铋矿，解决了大量铁在溶液中的循环和浸出剂的氧化再生问题，而且浸出液中有价金属的浓度比较高。但此法浸出时所需要的温度较高，而且存在元素硫氧化严重，杂质元素如As的浸出率较高，氧化剂消耗量大，设备腐蚀严重等问题。矿浆电解法在一个装置中同时完成铋矿石的氧化浸出和铋的电积还原，将传统的浸出、固液分离、溶液净化、电积等过程有机地结合起来，此法工艺流程简短，能耗明显下降。但是此法对电解槽和生产操作等方面的要求均比较高，放大性能不佳，且存在浸出反应缓慢，反应时间长等缺点。
溶剂萃取法作为一种有效的湿法提取金属的方法，近年来被广泛地应用于有色金属冶金工艺。国内外科研机构也试图寻找能有效回收铋的萃取方法，近年来，针对铋萃取方面的研究也有很多。杨建广等人提出了一种从铋精矿或含铋物料中提取铋的方法(YangJ,YangJ,TangM,etal.Thesolventextractionseparationofbismuthandmolybdenumfromalowgradebismuthglanceflotationconcentrate[J].Hydrometallurgy,2009,96(4):342-348.)，对铋精矿或含铋物料用适当的方法选择性浸出后，以有机胺盐做萃取剂从净化还原液中萃取铋，并采用配合-反萃法反萃铋，反萃后得到的富铋溶液再用于制取铋或铋化学品。蔡水洪(蔡水洪，张平.溶剂萃取法分离铋,锑,锡[J].湿法冶金,1992(1):20-26.)提出了利用溶剂萃取法从电解锡阳极泥的盐酸浸出液中提取分离Sn4+，Sb3+，Sn2+，Bi3+。萃取剂选用TBP，提出以25％TBP-10％癸醇-煤油在3～6mol/L的盐酸浓度下先萃取Sn4+，Sb3+，Sn2+，实现Bi3+的分离，萃余液中的Bi3+采用50％TBP-10％癸醇-煤油萃取回收，反萃，浓缩，结晶，可制得BiCl3。NaizhongSong等人(SongN,LiW,JiaQ.Solventextractionofbismuthwith2-ethylhexylphosphonicacidmono-(2-ethylhexyl)esterand2,2’-bipyridyl[J].SeparationandPurificationTechnology,2012.)提出了用2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯和2,2`-联吡啶的混合萃取剂协同萃取水溶液中的铋，协同效应明显。S.G.Sarkar,P.M.Dhadke等人(SarkarSG,DhadkePM.Solventextractionseparationofantimony(III)andbismuth(III)withbis(2,4,4-trimethylpentyl)monothiophosphinicacid(Cyanex302)[J].Separationandpurificationtechnology,1999,15(2):131-138.)提出了用Cyanex302-甲苯从盐酸或硝酸水溶液中提取分离Sb3+，Bi3+，用硝酸反萃铋后，再用硫酸反萃锑，可实现锑、铋分离。
发明内容
为了避免上述现有技术中存在的不足之处，将萃取技术应用到铋产品生产领域，本发明的目的在于提出一种更为有效的湿法冶金工艺，实现铋的湿法提取和回收。
实现本发明目的的技术方案为：
一种从含铋溶液中用溶剂萃取法提取铋及制备氧化铋的方法，包括步骤：
(1)铋水解：含铋溶液中加氨水调节溶液pH＝2.5-3.0，铋水解沉淀，过滤得到铋水解渣；铋水解沉淀反应为：
Bi3++Cl-+H2O＝BiOCl(s)+2H+
2Bi3++3H2O＝Bi2O3(s)+6H+
Bi3++3OH-＝Bi(OH)3(s)
其他金属杂质也有部分水解沉淀：
Men++nOH-＝Me(OH)n(s)
优选地，水解条件可控制为：加1M-6M氨水调节溶液pH＝2.5～3.0，反应温度为0～90℃，时间为10-120分钟，氨水滴加速度为5-20ml/min。
(2)重溶：向铋水解渣中加入摩尔浓度1.5M-2M的盐酸，液固比(mL/g)为1：1-5，搅拌溶解，得到铋重溶液。发生的反应为：
BiOCl+2H+＝Bi3++Cl-+H2O
Bi2O3+6H+＝2Bi3++3H2O
Bi(OH)3+3H+＝Bi3++3H2O
Me(OH)n+nH+＝Men++nH2O
(3)萃取：选用中性萃取剂，萃取的相比O/A＝5/1-1/1，所述中性萃取剂为磷酸三丁酯、甲基异丁基酮、甲基膦酸二甲庚酯中的一种或几种，磺化煤油为稀释剂；所述萃取剂的体积百分组成为40％-80％中性萃取剂+20％-60％磺化煤油；萃取反应主要为：
(4)洗涤：用pH为0～0.8的稀盐酸洗涤。在相比O/A＝1/5-1/1，平衡时间1-10分钟，室温条件下洗涤负载有机相，洗涤级数2-5级，将杂质离子反萃至水相，得到纯净的铋负载有机相。
(5)反萃沉淀：纯净的铋负载有机相与含有弱酸根的溶液充分混合，相比O/A＝5/1-1/1，铋以沉淀形式反萃下来，整个体系共有三相：有机相、水相和固相的氧化铋前驱体，过滤得到氧化铋前驱体粉末。主要发生反应：
(6)热分解：加热至260℃-600℃，热分解1h，冷却至室温，即得到氧化铋。
其中，所述的含铋溶液为硫化铋精矿和/或氧化铋精矿的三氯化铁和/或盐酸浸出液；或为硫化铋精矿、氧化铋精矿、软锰矿中的一种或多种焙烧后产物的盐酸和/或三氯化铁浸出液；或为含铋的冶金副产物的盐酸和/或三氯化铁浸出液。
当所述的含铋溶液中Fe3+浓度较低，在10g/L以下时，可直接进行铋水解。
当溶液中Fe3+浓度大于5g/L时，铋水解过程中会有大量的Fe3+一同水解沉淀，增加过滤负担和难度。而Fe2+水解pH较高，不易水解沉淀。选择铋冶金工业上常用的海绵铋作为还原剂。主要发生的反应为：
3Fe3++Bi＝3Fe2++Bi3+
还原条件为：温度0-90℃，时间10-60分钟，还原剂的加入量保证Fe3+浓度降低至10g/L以下即可。
其中,所述步骤(2)中加入盐酸使所得铋重溶液中氯离子浓度为35g/L-70g/L。
其中,所述步骤(3)中萃取有机相为中性萃取剂+磺化煤油稀释剂，萃取平衡时间1-10分钟，萃取级数2-6级，每级混合时间1-10分钟，分相时间1-10分钟。
其中，所述步骤(4)中，稀盐酸pH＝0-0.8。相比O/A＝1/5-1/1，平衡时间1-10分钟，室温条件，洗涤级数2-5级。
其中，所述步骤(5)中，所述含有弱酸根的溶液为草酸溶液、草酸钠和盐酸溶液、碳酸钠溶液和盐酸溶液中的一种；所述弱酸根溶液中草酸、碳酸钠或草酸钠的浓度为10-30g/L。
其中,所述步骤(5)中，反萃条件为：相比O/A＝1/5-1/1，平衡时间10-60分钟，反萃取级数1-3级，室温。
其中,所述步骤(6)中先用酒精洗去前驱体粉末表面粘附的残余有机物，然后在80℃-100℃温度下干燥，干燥后热分解。
本发明的有益效果在于：
本发明实现了铋的充分回收，可以直接得到三氧化二铋。与其他现有的湿法提铋流程相比，具有工艺流程短、适用性广、生产成本低、综合回收率高、易实现产业化等优点，而且可以直接得到氧化铋产品。
附图说明
图1是本发明当含铋溶液中的铁离子低于10g/L时，从浸出液中用溶剂萃取法提取铋并制备氧化铋的方法的工艺流程图。
图2是本发明当含铋溶液中的铁离子高于10g/L时，从浸出液中用溶剂萃取法提取铋并制备氧化铋的方法的工艺流程图。
图3是实施例1所得产品氧化铋的XRD衍射图谱。
具体实施方式
现以以下最佳实施例来说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
实施例1：
流程见图1。
湖南某公司提供的铋精矿经焙烧预处理后用盐酸浸出，所得含氯化铋料液主要成分为：Bi3+：34g/L，Fe3+：3.6g/L，Cu2+:3.7g/L，Mn2+：7.4g/L，Cl-：142g/L。
取上述含铋溶液300ml，在室温30℃，搅拌速度为400rpm，氨水滴加速度为5ml/min的条件下，用6M氨水调溶液pH＝2.8，铋的水解率为99.92％。过滤分离，取固相的铋水解渣，用1.5MHCl溶解水解渣得到氯离子浓度为50g/L的铋重溶液，Bi3+浓度为32g/L。用60％TBP-40％磺化煤油(体积百分数)进行三级萃取，条件为相比1：1，温度20℃，每级混合时间5分钟、分相时间5分钟，铋萃取率98.75％。
粗的铋负载有机相用pH＝0.5的稀盐酸，在条件为相比1：1，温度20℃，每级混合时间5分钟、分相时间5分钟条件下，经3级洗涤后，铁的洗脱率近99.98％。得纯净的铋负载有机相。用30g/L的草酸水溶液在相比为1：1的条件下反萃。一级反萃率99.30％。用酒精洗去前驱体粉末表面粘附的残余有机物，然后在100℃温度下干燥。干燥后的前驱体置于管式炉中在空气气氛下加热至600℃，热分解1h，得到三氧化二铋，纯度为99.83％。其XRD图谱见图3。
实施例2：
湖南某公司提供的含铋烟尘中铋主要以氧化铋的物相形式存在，其盐酸浸出液中主要离子浓度为：Bi3+：19g/L，Fe3+：8.6g/L，Cu2+:5.7g/L，Mn2+：2.4g/L，Zn2+：1.4g/L，Cl-：105g/L。
如图2的流程。还原剂海绵铋的加入量为化学计量的0.6倍，在30℃条件下反应1小时，Fe3+浓度降低至3.4g/L。加入用6M氨水调溶液pH＝3.0，铋的水解率为99.97％。过滤分离，取固相的铋水解渣。用1MHCl溶解水解渣得到氯离子浓度为50g/L的铋重溶液，Bi3+浓度为27g/L。
在条件为相比1：1，温度20℃，每级混合时间5分钟、分相时间5分钟时，用50％TBP-10％MIBK-40％磺化煤油(体积百分数)进行三级萃取，萃取率98.50％。
所得的粗的铋负载有机相用pH＝0.6的稀盐酸，在条件为相比1：1，温度20℃，每级混合时间5分钟、分相时间5分钟，经3级洗涤后铁的洗脱率为100％，得纯净的铋负载有机相。
用30g/L的草酸水溶液在相比为1：1的条件下反萃。一级反萃率即近100％。
洗去前驱体粉末表面粘附的残余有机物，在100℃温度下干燥。干燥后的前驱体置于管式炉中在空气气氛下加热至600℃，热分解2h，得到三氧化二铋，纯度为99.30％。
实施例3：
湖南某公司提供的铋精矿，用盐酸和FeCl3浸出，浸出液中主要离子浓度为：Bi3+：9.3g/L，Fe3+：10.6g/L，Cu2+:8.6g/L，Mn2+：17.2g/L，Ni2+：2.5g/L，Cl-：74.5g/L。
还原剂海绵铋的加入量为化学计量的0.8倍，在30℃条件下反应1小时，Fe3+浓度降低至2.2g/L。加入用6M氨水调溶液pH＝3.0，铋的水解率为99.99％。过滤分离，取固相的铋水解渣。用1MHCl溶解水解渣得到氯离子浓度为47g/L的铋重溶液。
在条件为相比1：1，温度20℃，每级混合时间5分钟、分相时间5分钟时，用60％TBP-40％磺化煤油(体积百分数)进行三级萃取，萃取率99.50％。
所得的粗的铋负载有机相用pH＝0.6的稀盐酸，在条件为相比1：1，温度20℃，每级混合时间5分钟、分相时间5分钟条件下，经3级洗涤后铁的洗脱率为100％，得纯净的铋负载有机相。
用20g/L的草酸水溶液在相比为1：1的条件下反萃。一级反萃率即近100％。
洗去前驱体粉末表面粘附的残余有机物，在100℃温度下干燥。干燥后的前驱体置于管式炉中在空气气氛下加热至600℃，热分解2h，得到三氧化二铋，纯度为99.59％。
以上的实施例仅是对本发明的优选实施方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通工程技术人员对本发明的技术方案作出的各种变型和改进，均应落入本发明的权利要求书确定的保护范围内。

Claims (5)

1.一种从含铋溶液中用溶剂萃取法提取铋及制备氧化铋的方法，其特征在于，包括步骤：
(1)铋水解：含铋溶液中加氨水调节溶液pH＝2.5-3.0，铋水解沉淀，过滤得到铋水解渣；
(2)重溶：向铋水解渣中加入摩尔浓度为1.5mol/L-2mol/L的盐酸，液固比为1：1-5mL/g，搅拌溶解，得到铋重溶液；
(3)萃取：选用中性萃取剂，萃取的相比O/A＝5/1-1/1，所述中性萃取剂为磷酸三丁酯、甲基异丁基酮、甲基膦酸二甲庚酯中的一种或几种，磺化煤油为稀释剂；所述萃取剂的体积百分组成为40％-80％中性萃取剂+20％-60％磺化煤油；
其中，萃取有机相为中性萃取剂+磺化煤油稀释剂，萃取平衡时间1-10分钟，萃取级数2-6级，每级混合时间1-10分钟，分相时间1-10分钟；
(4)洗涤：用pH为0-0.8的稀盐酸洗涤，在相比O/A＝1/5-1/1，平衡时间1-10分钟，室温条件下洗涤负载有机相，洗涤级数2-5级，将杂质离子反萃至水相，得到纯净的铋负载有机相；
(5)反萃沉淀：纯净的铋负载有机相与含有弱酸根的溶液充分混合，相比O/A＝5/1-1/1，铋以沉淀形式反萃下来，整个体系共有三相：有机相、水相和固相的氧化铋前驱体，过滤得到氧化铋前驱体粉末；
其中，所述含有弱酸根的溶液为草酸溶液，所述弱酸根溶液中草酸的浓度为10-30g/L；
(6)热分解：加热至260℃-600℃，热分解1-2h，冷却至室温，即得到氧化铋；
所述含铋溶液为硫化铋精矿的盐酸和/或氯化铁浸出液、硫化铋和软锰矿焙烧产物的盐酸浸出液、氧化铋精矿的盐酸浸出液和含氧化铋烟尘的盐酸浸出液中的一种或几种。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的含铋溶液中Fe3+浓度在高于5g/L时，加入海绵铋将Fe3+部分还原为Fe2+，然后进行铋水解；所述海绵铋用量为化学计量的0.6倍，还原条件为：温度10-90℃，时间10-60分钟。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于,所述步骤(2)中加入盐酸使所得铋重溶液中氯离子浓度为35g/L-70g/L。
4.根据权利要求1～3任一所述的方法，其特征在于,所述步骤(5)中，反萃条件为：相比O/A＝1/5-1/1，平衡时间10-60分钟，反萃取级数1-3级，室温。
5.根据权利要求1～3任一所述的方法，其特征在于,所述步骤(6)中先用酒精洗去前驱体粉末表面粘附的残余有机物，然后在80℃-100℃温度下干燥，干燥后热分解。
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