CN104141152A - 一种粗铅中回收锡的方法 - Google Patents

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CN104141152A CN201410361966.8A CN201410361966A CN104141152A CN 104141152 A CN104141152 A CN 104141152A CN 201410361966 A CN201410361966 A CN 201410361966A CN 104141152 A CN104141152 A CN 104141152A
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Abstract

本发明公开了一种粗铅中回收锡的方法,属于火法和湿法相结合的冶金技术领域,粗铅经熔析除铜处理后,根据粗铅中锡的含量,加入烧碱、硝石和食盐对粗铅中的锡进行富集除去,得到富锡渣;富锡渣与铅冶炼系统产出的所有含锡渣配入纯碱、还原煤等采用还原熔炼产出铅锡合金;铅锡合金经过真空蒸馏处理得到粗锡;粗锡再采用硅氟酸-硫酸作为电解介质的“混酸”电解精炼得到高纯度的析出锡,析出锡经简单的熔炼得到国标锡锭产品;该方法开创了铅冶炼锡资源综合利用生产锡锭产品的先例,具有工艺简洁、锡产品收率高、处理成本低等特点,特别是引入真空蒸馏分离锡合金,在节能环保等方面具有显著的优势。

Description

一种粗铅中回收锡的方法
技术领域
本发明涉及一种粗铅中回收锡的方法,属于火法和湿法相结合的冶金技术领域。
背景技术
铅精矿一般先经过烧结脱硫,由硫化物转化为氧化物,氧化物再经还原成单质金属即粗铅,常采用烧结鼓风炉熔炼,现多选择富氧熔池熔炼方法,省去脱硫环节,在冶金炉内直接完成脱硫及还原反应过程。一般铅精矿伴生的锡金属较低0.1~1%,在生产过程中由于锡易氧化、易与其它金属形成合金等特性,所以冶炼过程中分布较散,难以集中回收,冶炼成本高,产品率低。铅冶炼中伴生的锡资源一般采用湿法或火法的工艺形成开路,湿法可以采用选矿、酸碱等法将锡分离,由于投资费用高及环保腐蚀等原因,因此多数企业都是在铅冶炼流程中利用锡易氧化入渣的形式开路出系统。
目前大多数铅冶炼企业都是以锡渣的形式开路,从反射炉吹炼得到锡吹渣外卖达到锡回收的目的,其锡回收技术生产流程是粗铅在阳极锅熔铸时锡40%进入除铜浮渣,60%进入粗铅阳极板;铅湿法电解时粗铅阳极板中40%的锡随铅一起电解析出、60%进入铅电解阳极泥;进入析出铅的锡在火法精炼时富集在精铅渣中,精铅渣经反射炉吹炼得到锡渣;铅阳极泥在反射炉熔炼时80%的锡进入吹渣,10%进入贵铅,10%进入熔渣,由于此含锡熔渣含贵金属较高不能直接开路,要将含锡熔渣反复回炉熔炼分离贵金属直至达到开路指标再进行外卖。这种回收方式存在的缺陷是:未经过除锡的粗铅阳极进行电解,含锡高会使锡在阴极析出多,影响电铅的质量,且阳极容易钝化;铅阳极泥熔炼产出的锡吹渣金属分离差,随渣带走的金属Pb、Sb、Ag较多,以锑为甚,占投料总锑量的13%左右;提高了重复处理的二次冶炼成本;产出锡渣含锡低(10~20%)、售价低; 
也有部分铅冶炼企业利用反射炉吹炼直接从粗铅中富集锡得到锡吹渣,再将锡吹渣反复还原熔炼得到与粗焊锡成分相当的锡合金,再送锡厂电解工艺或其他工艺处理回收;这种回收方式依然存在处理能耗高及环境污染大、生产过程中重复处理的二次冶炼成本高等缺陷。
这些方法都是针对铅冶炼过程中不同阶段的含锡渣进行处理,来达到回收锡的目的,这种处理手段存在锡分散进入不同中间或最终产品中,增加了锡回收程序,且锡作为副产物也会影响铅的质量。
发明内容
针对现有技术存在的问题及不足,本发明提供一种粗铅中回收锡的方法,此方法结合实际生产引入真空蒸馏技术和硅氟酸-硫酸为电解介质的“混酸”电解精炼技术,最终产出国标锡锭产品,本发明方法从源头完成锡的回收,在粗铅精炼时集中预先除锡,将锡富集在渣中,再熔炼进入合金,然后真空蒸馏及电解开路成精锡产品,避免锡分散进入不同中间或最终产品中,减少锡回收程序及影响铅的质量,锡回收率大幅提高,且一定程度上解决了铅生产中设备易腐蚀、阳极易钝化的问题。
本发明通过以下技术方案实现:
(1)含锡粗铅经熔析除铜后,对除铜后的粗铅中的锡进行富集除锡,产出富锡渣和除锡后粗铅,除锡后粗铅按常规工艺进行铅冶炼; 
本发明中含锡粗铅是指来源于常规铅冶炼、锌冶炼、锡冶炼系统中的含锡铅物料以及各种含锡废料,经提取熔炼产出的含锡低熔铅合金均适用于本方法;铅精矿中伴生的锡、锌冶炼产出的含锡浸出渣、锡冶炼真空蒸馏所产的含锡铅挥发物以及各种含锡物料与铅精矿一起经高温熔池熔炼,一半以上的锡进入粗铅,其中锡与铅的比例可以任何比例组合,均可采用本方法加予回收产出精锡锭。
具体步骤为:含锡粗铅在阳极锅熔析除铜后,在对除铜后的粗铅中加入添加剂硝石、烧碱、食盐进行氧化除锡,产出富锡渣,其中氧化剂硝石的添加量为锡质量的0.5~1.0倍,捕集剂烧碱的添加量为锡质量的1~1.3倍,抑制剂食盐的添加量为锡质量的0.1~0.4倍,除锡温度保持400~450℃,除锡时间为3.5~4.0小时;实际生产中由于粗铅含砷锑影响,粗铅中含锡量降至0.3~0.4%即可。
(2)富锡渣还原熔炼获得铅锡合金的过程:将粗铅除锡产出的富锡渣和铅冶炼过程中产出的所有含锡渣投入还原炉进行常规还原熔炼,产出铅锡合金,该过程工艺参数是:按本步骤原料总质量的4~8%加入还原煤、原料总质量的4~10%加入纯碱、原料总质量的2~3%加入市售河沙进行配料,在还原炉温度达到1200℃进行投料,熔炼温度保持在1200~1250℃,熔炼时间6~7小时,产出铅锡合金;
(3)铅锡合金真空处理获得粗锡的过程:把铅锡合金投入真空炉中进行真空蒸馏分离,控制蒸发盘温度1000~1010℃,真空度5~10Pa,投料量6.5~7.5t/d,产出符合锡电解精炼的粗锡和铅锑合金,铅锑合金可直接返回铅湿法电解精炼中;
(4)粗锡的混酸电解过程:用真空蒸馏产出的粗锡铸成锡阳极板,用锡电解产出的析出锡铸成阴极片,用硅氟酸-硫酸为电解介质进行“混酸”电解精炼,其过程中的参数为:锡阳极板成分为Sn≥86%、Pb≤4.0%、Sb≤4.0%、Ag≤3.5%;电流密度65~75 A/m2,电解液温度26~33℃,槽电压0.16~0.22V,电解液循环量20~25L/min,电解周期4天;电解液成分:Sn2+40~50g/L,Sn4+≤12 g/L,Pb2+≤1.0 g/L,游离H2SO430~40g/L,游离H2SiF655~65g/L,总酸110~120g/L;电解液添加剂加入量:食盐0.415~0.615g/(L·d)、甲酚磺酸3.55~5.27g/(L·d) 、重铬酸钾(K2Cr2O)0.23~0.70 g/(L·d)、牛胶0.462g~0.662g/(L·d)、β-萘酚0.040~0.060g/(L·d),经电解精炼产出析出锡。
(5)析出锡熔铸获得锡锭的过程:把析出锡投入熔化锅,控制熔化温度在300~350℃,保持3~5小时可全部熔化,加入木糠进行造渣,捞渣干净后即保持温度在360℃进行铸锭。
该技术的整个流程中改进的步骤是:(1)铅电解前进行粗铅除锡,获得的效果是间接改进了电铅和银锭精炼流程效率和生产费用,降低电铅和银锭精炼成本;(2)引入真空蒸馏技术分离铅锡合金,获得的效果是锡直收率高达89.85%,得到的粗锡成分较高可以直接进行锡电解精炼,整个过程无三废排放,工作环境好,降低了处理成本;(3)采用硅氟酸-硫酸为电解介质的“混酸”电解精炼,获得的效果是锡电解精炼电流效率在93%以上,阳极泥率在8%左右,得到的析出锡结晶平整致密,析出锡杂质含量符合国标要求,无需精炼即可铸锭得到国标锡锭产品,锡锭直收率能达到84.1%以上。
最终获得的产品锡锭质量符合国标锡锭 Sn99.90A等级或以上要求,锡的回收率能达到99%以上。
本发明的有益效果是:采用本工艺获得的优点是(1)该方法开创了铅冶炼锡资源综合利用生产锡锭产品的先例;(2)工艺简洁、锡产品收率高(真空炉锡直收率高达89.85%,锡电解锡直收率84.1%)、处理成本低,效益显著;(3)节能环保,除含锡渣还原熔炼工序外,其它工序均无废水、废气及废渣产生,主要消耗电能,碳排放也很少;特别是引入真空蒸馏分离锡合金,在节能环保等方面具有显著的优势;(4)该方法适应性强,不但适合大、中、小铅冶炼企业的锡金属回收,而且也适合应用于广大的再生资源综合回收行业的锡金属回收,应用前景广阔。
附图说明
图1是本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面通过附图和实施例对本发明作进一步详细说明,但本发明保护范围不局限于所述内容。
实施例1:如图1所示,本粗铅中回收锡的方法具体操作如下:
(1)粗铅来源于铅精矿经常规烧结脱硫后的烧结块与锌冶炼中产生的高浸铅渣混合压球后,一起经鼓风炉还原熔炼所得的含锡粗铅,含锡粗铅在阳极锅内熔析除铜后,成分是Pb92.68%、Sb5.02%、Cu0.052%、Sn0.92%、Ag2080g/t,将除铜后粗铅温度升温到410℃,按粗铅中锡质量的1.0倍加入硝石进行氧化,然后按粗铅中锡质量的1.3倍加入烧碱进行捕集造钠盐、按粗铅中锡质量的0.4倍加入食盐,在投入硝石添加剂时视造渣情况分批多次进行,除锡过程温度始终保持400℃,进行除锡3.5小时;产出富锡渣成分为Pb35.81%、Sb3.60%、Sn10.61%、Ag1400g/t,除锡后粗铅含Sn0.36%;除锡后粗铅按常规工艺进行铅冶炼,在冶炼中析出铅精炼产出精铅渣;
(2)将富锡渣、析出铅精炼产出的精铅渣(Pb82.68%、Sb2.4%、Sn7.52%)混合投入还原炉,按本步骤原料总质量的8%加入还原煤、6%加入纯碱、2%加入河沙进行配料,在还原炉炉膛温度达到1200℃时进行投料,投料满炉后保持炉膛温度保持在1200~1250℃进行还原熔炼,还原熔炼6小时,进行放炉,产出铅锡合金(Pb70.5%、Sb4.15%、Sn10.31%、Ag1587g/t)、氧粉(Pb8.43%、Sb6.95%、Sn2.73%)、熔渣(Pb0.1%、Sb1.82%、Sn2.13%)。
(3)把铅锡合金(Pb70.5%、Sb4.15%、Sn10.31%、Ag1587g/t)投入真空炉化料锅熔化,按投料量7.0t/d均匀投入真空炉中进行真空蒸馏分离,真空度保持在5Pa,控制蒸发盘温度1000~1010℃,产出粗锡(Pb2.62%、Sb3.29%、Sn91.7%、Ag0.7%)和铅锑合金(Pb79.4%、Sb4.28%、Sn0.72%、Ag1000g/t),铅锑合金直接返回铅电解精炼,锡直收率89.85%。
(4)真空炉产出的粗锡(Pb2.62%、Sb3.29%、Sn91.7%、Ag0.7%)铸成锡阳极板,用锡电解产出的析出锡铸成阴极片,装入电解槽用硅氟酸-硫酸为电解介质进行“混酸”电解精炼,控制电流密度68A/m2,电解液温度30℃,槽电压0.20V,电解液循环量22L/min,电解液中控制Sn2+40g/L、Sn4+≤12 g/L、Pb2+≤1.0 g/L、游离H2SO440g/L、游离H2SiF655g/L,总酸110g/L,在电解液中按0.562g/(L·d)均匀加入牛胶、按0.048g/(L·d)均匀加入β-萘酚、按0.52g/(L·d)均匀加食盐、按3.7g/(L·d) 加入甲酚磺酸、按0.3g/(L·d) 加入重铬酸钾,电解周期4天;经电解精炼产出的析出锡(Pb0.013%、Sb0.018%、Sn99.942%、Ag0.0016%)、锡阳极泥(Pb4.03%、Sb18.43%、Sn36.21%、Ag22.36%),锡阳极泥返回还原炉回收有价银等有价金属,锡电解锡直收率84.1%。
(5)把析出锡投入熔化锅,控制熔化温度在300℃,4小时全部熔化,加入3kg木糠进行造渣,捞渣干净后即保持温度在360℃进行铸锭,产出锡锭(Pb0.012%、Sb0.017%、Sn99.952%、Ag0.0015%)符合国标锡锭Sn99.90A等级;锡的回收率99.5%。
实施例2:本粗铅中回收锡的方法具体操作如下:
(1)粗铅来源于铅精矿经常规烧结脱硫后的烧结块与锌冶炼中产生的高浸铅渣混合压球后,一起经鼓风炉还原熔炼所得的含锡粗铅,含锡粗铅在阳极锅内熔析除铜后的粗铅成分是Pb91.83%、Sb5.21%、Cu0.050%、Sn1.37%、Ag2180g/t,将除铜后粗铅温度升温到410℃,按粗铅中锡总量的0.5倍加入硝石进行氧化,然后按粗铅中锡总量的1.0倍加入烧碱进行捕集造钠盐、按粗铅中锡总量的0.2倍加入食盐,在投入硝石添加剂等时视造渣情况分批多次进行,除锡过程温度始终保持450℃,进行除锡3.8小时,产出富锡渣成分为Pb35.27%、Sb3.21%、Sn13.61%、Ag1540g/t,除锡后粗铅含Sn0.39%,除锡后粗铅按常规工艺进行铅冶炼,在冶炼中析出铅精炼产出精铅渣;
(2)将富锡渣、析出铅精炼产出的精铅渣(Pb81.92%、Sb2.26%、Sn8.02%)和还原炉吹炼产出的吹渣(Pb2.22%、Sb14.90%、Sn8.56%、Ag6864g/t)混合投入还原炉,按本步骤原料总质量的5%加入还原煤、10%加入纯碱、3%加入河沙进行配料,在反射炉炉膛温度达到1200℃时进行投料,投料满炉后保持炉膛温度保持在1200~1250℃进行还原熔炼,还原熔炼6小时,进行放炉,产出铅锡合金(Pb69.58%、Sb4.30%、Sn12.32%、Ag1668g/t)、氧粉(Pb7.86%、Sb6.77%、Sn2.36%)、熔渣(Pb0.1%、Sb1.71%、Sn2.53%)。
(3)把铅锡合金(Pb69.58%、Sb4.30%、Sn12.32%、Ag1668g/t)投入真空炉化料锅熔化,按投料量6.8t/d均匀投入真空炉中进行真空蒸馏分离,真空度保持在10Pa,控制蒸发盘温度1000~1010℃,产出粗锡(Pb2.91%、Sb3.01%、Sn92.8%、Ag1.5%)和铅锑合金(Pb78.68%、Sb4.81%、Sn0.56%、Ag1220g/t),铅锑合金直接返回铅电解精炼,锡直收率89.99%。
(4)真空炉产出的粗锡(Pb2.91%、Sb3.01%、Sn92.8%、Ag1.5%)铸成锡阳极板,用锡电解产出的析出锡铸成阴极片,装入电解槽用硅氟酸-硫酸为电解介质进行“混酸”电解精炼,控制电流密度75A/m2,电解液温度26℃,槽电压0.26V,电解液循环量25L/min,电解液中控制Sn2+45g/L、Sn4+≤12 g/L、Pb2+≤1.0 g/L、游离H2SO435g/L、游离H2SiF660g/L,总酸115g/L,在电解液中按0.532g/(L·d)均匀加入牛胶、按0.052g/(L·d)均匀加入β-萘酚、按0.56g/(L·d)均匀加食盐、按4.2g/(L·d) 加入甲酚磺酸、按0.5g/(L·d) 加入重铬酸钾,电解周期4天;经电解精炼产出的析出锡(Pb0.016%、Sb0.016%、Sn99.936%、Ag0.0014%)、锡阳极泥(Pb4.34%、Sb19.25%、Sn35.33%、Ag28.12%),锡阳极泥返回反射炉回收有价银等有价金属,锡电解锡直收率84.6%。
(5)把析出锡投入熔化锅,控制熔化温度在350℃,熔化时间3小时全部熔化,加入5kg木糠进行造渣,捞渣干净后即保持温度在360℃进行铸锭,产出锡锭(Pb0.014%、Sb0.016%、Sn99.948%、Ag0.0013%)符合国标锡锭Sn99.90A等级,锡的回收率99.8%。
 实施例3:本粗铅中回收锡的方法具体操作如下:
(1)粗铅来源于外购某冶炼厂的真空蒸馏挥发低锡粗铅,含锡粗铅在阳极锅内熔析除铜后的粗铅成分是Pb92.05%、Sb5.11%、Cu0.051%、Sn1.21%、Ag2109g/t,将除铜后粗铅温度升温到410℃,按粗铅中锡总量的0.8倍加入硝石进行氧化,然后按粗铅中锡总量的1.1倍加入烧碱进行捕集造钠盐、按粗铅中锡总量的0.1倍加入食盐,在投入硝石添加剂时视造渣情况分批多次进行,除锡过程温度始终保持430℃,进行除锡3.9小时,产出除锡渣成分为Pb35.51%、Sb3.31%、Sn11.89%、Ag1408g/t,除锡后粗铅含Sn0.35%,除锡后粗铅按常规工艺进行铅冶炼,在冶炼中析出铅精炼产出精铅渣;
(2)将富锡渣、析出铅精炼产出的精铅渣(Pb82.01%、Sb2.3%、Sn7.89%)和还原炉吹炼产出的吹渣(Pb2.46%、Sb15.93%、Sn8.33%、Ag6996g/t)混合投入还原炉,按本步骤原料总质量的4%加入还原煤、4%加入纯碱、2.5%加入河沙进行配料,在反射炉炉膛温度达到1200℃时进行投料,投料满炉后保持炉膛温度保持在1200~1250℃进行还原熔炼,还原熔炼7小时,进行放炉,产出铅锡合金(Pb70.01%、Sb4.2%、Sn11.51%、Ag1608g/t)、氧粉(Pb8.03%、Sb68.5%、Sn2.41%)、熔渣(Pb0.1%、Sb1.75%、Sn2.31%)。
(3)把铅锡合金(Pb70.01%、Sb4.2%、Sn11.51%、Ag1608g/t)投入真空炉化料锅熔化,按投料量7.5t/d均匀投入真空炉中进行真空蒸馏分离,真空度保持在8Pa,控制蒸发盘温度1000~1010℃,产出粗锡(Pb2.78%、Sb3.16%、Sn91.9%、Ag1.0%)和铅锑合金(Pb78.91%、Sb4.51%、Sn0.62%、Ag1110g/t),铅锑合金直接返回铅电解精炼,锡直收率89.91%。
(4)真空炉产出的粗锡(Pb2.78%、Sb3.16%、Sn91.9%、Ag1.0%)铸成锡阳极板,用锡电解产出的析出锡铸成阴极片,装入电解槽用硅氟酸-硫酸为电解介质进行“混酸”电解精炼,控制电流密度65A/m2,电解液温度33℃,槽电压0.22V,电解液循环量20L/min,电解液中控制Sn2+50g/L、Sn4+≤12 g/L、Pb2+≤1.0 g/L、游离H2SO430g/L、游离H2SiF665g/L,总酸120g/L,在电解液中按0.66g/(L·d)均匀加入牛胶、按0.06g/(L·d)均匀加入β-萘酚、按0.42g/(L·d)均匀加食盐、按4.5g/(L·d) 加入甲酚磺酸、按0.4g/(L·d) 加入重铬酸钾,电解周期4天;经电解精炼产出的析出锡(Pb0.015%、Sb0.017%、Sn99.941%、Ag0.0015%)、锡阳极泥(Pb4.12%、Sb18.81%、Sn35.91%、Ag25.18%),锡阳极泥返回反射炉回收有价银等有价金属,锡电解锡直收率84.5%。
(5)把析出锡投入熔化锅,控制熔化温度在320℃,熔化时间5小时全部熔化,加入4kg/次木糠进行造渣,捞渣干净后即保持温度在360℃进行铸锭,产出锡锭(Pb0.013%、Sb0.015%、Sn99.951%、Ag0.0014%)符合国标锡锭Sn99.90A等级,锡的回收率99.7%。
 实施例4:本粗铅中回收锡的方法具体操作如下:
(1)粗铅来源于外购某化工厂生产的锡基合金废料与本厂铅料(铅精矿经常规烧结脱硫后的烧结块熔炼后制得的粗铅)熔炼,含锡粗铅在阳极锅内熔析除铜后的粗铅成分是Pb91.05%、Sb5.01%、Cu0.049%、Sn1.28%、Ag2129g/t,将除铜后粗铅温度升温到410℃,按粗铅中锡总量的0.6倍加入硝石进行氧化,然后按粗铅中锡总量的1.2倍加入烧碱进行捕集造钠盐、按粗铅中锡总量的0.3倍加入食盐,在投入硝石添加剂时视造渣情况分批多次进行,除锡过程温度始终保持440℃,进行除锡3.7小时,产出富锡渣成分为Pb35.31%、Sb3.11%、Sn11.89%、Ag1477g/t,除锡后粗铅含Sn0.37%,除锡后粗铅按常规工艺进行铅冶炼,在冶炼中析出铅精炼产出精铅渣;
(2)将富锡渣、析出铅精炼产出的精铅渣(Pb82.31%、Sb2.3%、Sn7.91%)和还原炉吹炼产出的吹渣(Pb2.31%、Sb15.03%、Sn8.44%、Ag6914g/t)混合投入还原炉,按本步骤原料总质量的6%加入还原煤、8%加入纯碱、2%加入河沙进行配料,在反射炉炉膛温度达到1200℃时进行投料,投料满炉后保持炉膛温度保持在1200~1250℃进行还原熔炼,还原熔炼6.5小时,进行放炉,产出铅锡合金(Pb69.97%、Sb4.21%、Sn12.01%、Ag1638g/t)、氧粉(Pb8.33%、Sb69.0%、Sn2.59%)、熔渣(Pb0.1%、Sb1.79%、Sn2.28%)。
(3)把铅锡合金(Pb69.97%、Sb4.21%、Sn12.01%、Ag1638g/t)投入真空炉化料锅熔化,按投料量6.5t/d均匀投入真空炉中进行真空蒸馏分离,真空度保持在6Pa,控制蒸发盘温度1000~1010℃,产出粗锡(Pb2. 87%、Sb3.05%、Sn92.1%、Ag1.3%)和铅锑合金(Pb79.1%、Sb4.21%、Sn0.71%、Ag1100g/t),铅锑合金直接返回铅电解精炼,锡直收率89.89%。
(4)真空炉产出的粗锡(Pb2. 87%、Sb3.05%、Sn92.1%、Ag1.3%)铸成锡阳极板,用锡电解产出的析出锡铸成阴极片,装入电解槽用硅氟酸-硫酸为电解介质进行“混酸”电解精炼,控制电流密度70A/m2,电解液温度31℃,槽电压0.29V,电解液循环量23L/min,电解液中控制Sn2+50g/L、Sn4+≤12 g/L、Pb2+≤1.0 g/L、游离H2SO440g/L、游离H2SiF660g/L,总酸115g/L,在电解液中按0.47g/(L·d)均匀加入牛胶、按0.041g/(L·d)均匀加入β-萘酚、按0.6g/(L·d)均匀加食盐、按5.2g/(L·d) 加入甲酚磺酸、按0.65 g/(L·d) 加入重铬酸钾,电解周期4天;经电解精炼产出的析出锡(Pb0.014%、Sb0.018%、Sn99.945%、Ag0.0015%)、锡阳极泥(Pb4.22%、Sb18.91%、Sn36.01%、Ag27.18%),锡阳极泥返回反射炉回收有价银等有价金属,锡电解锡直收率84.7%。
(5)把析出锡投入熔化锅,控制熔化温度在320℃,熔化时间5小时全部熔化,加入4kg/次木糠进行造渣,捞渣干净后即保持温度在360℃进行铸锭,产出锡锭(Pb0.013%、Sb0.017%、Sn99.953%、Ag0.0014%)符合国标锡锭Sn99.90A等级,锡的回收率99.8%。

Claims (4)

1.一种粗铅中回收锡的方法,其特征在于按以下步骤进行:
(1)含锡粗铅经熔析除铜后,对除铜后的粗铅中的锡进行富集除锡,产出富锡渣和除锡后粗铅,除锡后粗铅按常规工艺进行铅冶炼; 
(2)将富锡渣和铅冶炼过程中产出的含锡渣投入还原炉进行常规还原熔炼,产出铅锡合金;
(3)将铅锡合金进行真空蒸馏分离铅、锑、锡,产出粗锡和铅锑合金;
(4)将真空蒸馏产出的粗锡,用硅氟酸-硫酸作为电解介质,以牛胶、β-萘酚、食盐为添加剂进行“混酸”电解精炼得到析出锡,析出锡经常规火法熔炼得到国标锡锭产品。
2.根据权利要求1所述的粗铅中回收锡的方法,其特征在于:粗铅除铜后,以粗铅中锡质量的0.5~1.0倍加入硝石作为氧化剂、锡质量的1~1.3倍加入烧碱作为捕集剂、锡质量的0.1~0.4倍加入食盐作为抑制剂,在400~450℃条件下进行富集除锡3.5~4.0h。
3.根据权利要求1所述的粗铅中回收锡的方法,其特征在于:真空蒸馏温度为1000~1010℃,真空度为5~10Pa,产出的铅锑合金可直接返回铅湿法电解精炼中。
4.根据权利要求1所述的粗铅中回收锡的方法,其特征在于:采用硅氟酸-硫酸为电解介质的“混酸”电解,电解介质中Sn2+为40~50g/L、Sn4+≤12 g/L、Pb2+≤1.0 g/L、游离H2SO4为30~40g/L、游离H2SiF6控制在55~65g/L、总酸110~120g/L,同时在电解介质中按0.415~0.615g/(L·d) 加入食盐、按3.55~5.27g/(L·d) 加入甲酚磺酸、按0.23~0.70 g/(L·d) 加入重铬酸钾、按 0.462g~0.662g/(L·d)加入牛胶、按0.040~0.060g/(L·d) 加入β-萘酚,在电流密度为65~75 A/m2,槽电压0.16~0.22V、26~33℃下经电解精炼产出析出锡。
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