CN104611568B - 一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,属于湿法冶金技术领域。其包括以下步骤:(1)将硫酸铅渣用氢氧化钠溶液浸出,得浸出液和浸出渣;(2)将步骤(1)中浸出液电解获得电解残液、阳极泥和金属铅;(3)将步骤(2)中阳极泥用硫酸浸出,从浸出液中回收锗,浸出渣进行挥发处理;(4)将步骤(1)中的浸出渣用双氧水和硫酸氧化浸出,从浸出液中回收锌和铟,浸出渣备用;(5)将步骤(4)中浸出渣用硫脲和尿素浸出,从浸出液中回收金属银,浸出渣进行挥发处理。本发明的铅、锌、铟、锗以及银的回收率较高,均达到90%以上,且生产的产品质量较高,生产成本较低。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金技术领域,具体来说,涉及一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法。
背景技术
铅锌冶炼过程中排出硫酸铅渣一般含Pb30~41%,其中PbSO4占80~95%,PbS占10~20%,含Zn5~18%,其中90%以上为ZnS,含Ag100g/t以上,含In300g/t以上,含Ge50g/t以上。
目前,对于硫酸铅渣的综合回收利用,传统的方法是采用火法的鼓风炉还原熔炼粗铅,硅氟酸电解精铅,从电铅阳极泥中回收Ag。而Zn、In、Ge等成分在鼓风炉还原熔炼过程中挥发进入烟尘,再用H2SO4浸出,分离提取Zn、In、Ge。该工艺不仅流程长,能耗高,处理过程中有大量的SO2排放污染环境,而且Pb、Zn、In、Ag、Ge等回收率低,生产成本高。为了克服火法炼铅的缺点,有人研究了硅氟酸浸出法,NaCl和HCl浸出法,碳酸盐转化法,醋酸盐浸出法,硝酸浸出法等湿法冶金处理技术。上述湿法冶炼技术都存在浸出率不高,生产金属铅流程复杂及Zn、In、Ag、Ge回收不易的问题。特别是氯化浸出,硝酸浸出还存在设备腐蚀严重,氯化废水,硝酸废水处理困难的问题。于是有人又研究了NaOH碱浸并在碱性条件中电铅的工艺。该工艺将电耗降低至700~1000KW h/t,将电铅质量提高到了95%以上,取得显著的经济效益。但该工艺对其它成分如Zn、In、Ag、Ge等金属元素并未进行提取,导致大量金属元素的流失。因此,有必要 研究一种能耗低、对环境污染小、回收率高且能综合回收Pb、Zn、In、Ag以及Ge的方法。
通过在网上检索,申请号为201310316443.7公开了“一种用富氧顶吹炉处理硫酸铅渣的方法”,其是将硫酸铅渣、铅精矿、烟尘和原煤按照一定的配比连续加入吹炉内熔炼,调节富氧浓度和给煤量控制炉内气氛和温度,在650~850℃的高温下冶炼1~2h,然后再升温至900~1100℃冶炼,即获得金属铅。然后降低煤的供应量至0.5~1t/h,继续冶炼1~2h后放出粗铅,烟气经过余热回收以及收尘后用于制酸。该工艺的环保效果较好,且能大量的处理硫酸铅渣。但是,其并未对硫酸铅渣中所含的其他金属如铟、银以及锌等进行回收,导致金属元素的流失,并且其对铅的回收率较低。
发明内容
有鉴于此,本发明的目的是提供一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,以解决现有技术对于硫酸铅渣的综合回收利用存在的能耗高、回收率低、对环境污染大、工艺流程长等技术问题的不足。
本发明通过以下技术方案解决上述技术问题:
一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,包括以下步骤:
(1)碱浸:将质量分数为20~40%的氢氧化钠溶液加入到装有硫酸铅渣原料的容器中,调节液固比为5~10,控制浸出温度80~95℃,浸出时间2~4h,过滤得到浸出液和浸出渣;
(2)电解:将步骤(1)中得到的浸出液在常温下电解,获得电解残液、阳极泥和金属铅;
(3)硫酸浸出:将步骤(2)阳极泥用硫酸浸出1~3次,控制硫酸的质量浓度为100~150g/L,温度为80~95℃,液固比为2~4,时间为 2~4h,从浸出液中回收锗,浸出渣进行挥发处理;
(4)硫酸氧化浸出:配制双氧水质量分数为10~50%,H2SO4质量浓度为100~150g/L的酸性溶液,将步骤(1)中的浸出渣用该酸性溶液氧化浸出1~3次,调节液固比为5~10,温度为80~95℃,时间为3~5h,从获得的浸出液中回收锌和铟,浸出渣备用;
(5)硫脲和尿素浸出:将步骤(4)中的浸出渣用硫脲和尿素浸出1~5次,硫脲的用量为50~70g/L,尿素用量为4~8g/L,控制液固比为5~10,pH值为0.5~2,温度为80~95℃,从获得的浸出液中回收金属银,浸出渣进行挥发处理。
可选地,所述步骤(1)中的浸出渣,还可用氢氧化钠溶液浸出1~2次,调节液固比为5~10,控制浸出温度80~95℃,浸出时间2~4h,将获得的浸出液用作硫酸铅渣的浸出剂,获得的浸出渣用步骤(4)以及步骤(5)的方法处理。
优选地,所述步骤(2)中,电解是在常温下进行,控制电解槽压为2~2.5V,电流密度150~180A/m2。
优选地,所述步骤(2)中获得的电解残液用作硫酸铅渣的浸出剂。
优选地,所述步骤(3)中,从浸出液中回收锗所采用的方法为萃取法。
优选地,所述步骤(3)中,从浸出液中回收锗的方法为丹宁沉淀法。
可选地,所述步骤(4)中,还可以将步骤(1)中的浸出渣用硫酸并通入氧气加压氧化浸出,调节液固比为5~10,控制温度为150~200℃,浸出时间为3~5h。
优选地,所述步骤(4)中,将获得的浸出液先采用萃取的方法回收铟,然后再电解浸出液回收锌。
优选地,所述步骤(5)中,将步骤(4)中的浸出渣先用清水清 洗后再用硫脲和尿素浸出。
优选地,所述步骤(5)中,先在浸出液中用水合肼将金属银还原出来,然后再将金属银回收。
本发明的有益效果在于:本发明用氢氧化钠碱浸硫酸铅渣,得到铅酸钠和偏锗酸钠,然后电解金属铅,氢氧化钠得到再生,并富含氧气,将其再返回用氢氧化钠浸出,提高铅的浸出率2%以上。被二氧化硅包裹的锗,被氢氧化钠溶解得到偏锗酸钠,电解过程中在阳极被氧化为二氧化锗进入阳极泥,再将其用硫酸浸出,使得锗的回收变得更加容易。硫酸铅渣中的锌、铟是以硫化锌和三硫化二铟的形式存在而不被氢氧化钠浸出,留在了碱浸渣中,采用硫酸加氧化剂进行氧化浸出,或在150至200℃加压氧化浸出能够较好地回收锌和铟。先通过碱浸,再用硫酸氧化浸出后硫酸铅渣中,银得到富集,此时用硫脲浸出银,锌、铅、锗和铟等元素对硫脲浸出的干扰大大降低,因而银的浸出率高,硫脲消耗较少。本发明采用碱性浸出并在碱性环境下电解铅,对设备的防腐无特殊要求。本发明最终剩下的废渣主要成分是硅钙渣,将其返回回转窑进行处理,避免了废弃物的排放对环境造成污染。经过多次试验统计,本发明的铅、锌、铟、锗以及银的回收率较高,均达到90%以上;生产的产品质量较高,电铅的质量为95~99%,金属银达到99.95%;生产成本较低,电铅能耗1000KW·h/t,生产成本为电铅4000~6000元/t,银400元/Kg,锗500~800元/Kg。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了方便本领域的技术人员理解,下面将结合实施例对本发明做进一步的描述。实施例仅仅是对该发明的举例说明,不是对本发明的 限定,实施例中未作具体说明的步骤均是已有技术,在此不做详细描述。
实施例一
第一步,称取硫酸铅渣原料600g,将质量分数为30%的氢氧化钠溶液加入到装有上述硫酸铅渣原料的容器中,调节液固比为5,控制浸出温度85℃,浸出时间3小时,经过滤获得的第一次浸出液含Pb59.9g/L,将滤渣再次用质量分数为30%的氢氧化钠溶液浸出,调节浸出液固比为5,控制浸出温度85℃,浸出时间3小时,第二次浸出液含Pb4.6g/L,碱浸渣含Pb18.30%,Pb的总浸出率82.8%。将第一次浸出液进行电解,电解温度:常温,电解槽压:2V,电流密度150A/m2,电解液流量300mL/小时,电解电流效率77.8%,电解能耗1002KWh/tPb,电铅质量98.6%。
第二步,再称取硫酸铅渣原料600g,用上述第二次浸出液将该硫酸铅渣进行第三次浸出,用上述电解后的残液对第三次浸出的浸出渣进行第四次浸出,两次浸出的液固比相同且为5,浸出温度相同且为85℃,浸出时间相同且为3小时,第三次浸出液含Pb61.3g/L,第四次浸出液含Pb42.9g/L,Pb的总浸出率80.0%。
第三步,按照第二步的方法将浸出液和电解后的残液再循环利用7次,最终得到的浸出液含Pb86.1g/L,含Ge227mg/L,电解残液含Pb16g/L,含Ge93.2mg/L,浸出渣平均含Pb15.5%,Zn19.03%,In1144g/t,Ag260g/t,Ge521g/t,平均浸出率为Pb72.66%、Zn41.41%、Ge41.13%、In1.69%和Ag4.9%。阳极泥含Pb59.32%、Zn2.44%和Ge519g/t。
第四步,配制H2O2质量分数为50%,H2SO4质量浓度为150g/L的酸性溶液,将前三步得到的浸出渣用该酸性溶液浸出,调节液固比为5,温度为85℃,时间4小时,浸出液含Zn70.24g/L,含In716mg/L,Zn浸出率为83.5%,In浸出率为86.2%,浸出渣含Ag390g/t。先将浸 出液用萃取的方法提取In,然后用电解的方法回收Zn。
第五步,将第四步得到的浸出渣用硫脲浸出,硫脲的用量为60g/L,尿素用量为6g/L,控制液固比为5,pH值为1,温度为85℃,时间6小时。浸出液含Ag232mg/L,浸出率97.87%,接着进行4次硫脲循环浸出,Ag的平均浸出率97.33%,每生产1kgAg消耗硫脲25.812kg以及尿素2.58kg,浸出成本为286.6元/kgAg。在浸出液中用水合肼还原金属银并将其回收。
第六步,将上述第三步中获得的阳极泥用硫酸浸出,控制硫酸的质量浓度为150g/L,温度为85℃,液固比为3,时间3小时,浸出液含Ge100mg/L。接着进行第二次浸出,H2SO4质量浓度为100g/L,液固比为3,温度为85℃,时间2小时,浸出液含Ge65mg/L,浸出渣含Ge30g/t,Ge的总浸出率为98.2%。在浸出液中用萃取的方法回收Ge。
实施例二
第一步,称取硫酸铅渣原料600g,将质量分数为20%的氢氧化钠溶液加入到装有上述硫酸铅原料的容器中,调节液固比为10,控制浸出温度80℃,浸出时间2小时,经过滤获得的第一次浸出液含pb50.41g/L,将滤渣再次用质量分数为20%的氢氧化钠溶液浸出,调节浸出液固比为10,控制浸出温度80℃,浸出时间2小时,第二次浸出液含pb23.21g/L,碱浸渣含pb18.4%,Pb的总浸出率77.5%。将第一次浸出液进行电解,电解温度:常温,电解槽压:2.5V,电流密度180A/m2,电解液流量310mL/小时,电解电流效率76.2%,电解能耗1005KWh/tPb,电铅质量99.2%。
第二步,再称取硫酸铅渣原料600g,用上述第二次浸出液将该硫酸铅渣进行第三次浸出,用上述电解后的残液对第三次浸出的浸出渣进行第四次浸出,两次浸出的液固比相同且为10,浸出温度相同且为80℃,浸出时间相同且为2小时,第三次浸出液含Pb79g/L,第 四次浸出液含pb25.4g/L,Pb的总浸出率78.58%。
第三步,按照第二步的方法将浸出液和电解后的残液再循环利用3次,最终得到的浸出液含pb79.1g/L,含Ge128.3mg/L,电解残液含Pb16.1g/L,含Ge24.5mg/L,浸出渣平均含Pb9.7%,Zn19.2%,In984g/t,Ag420g/t,Ge41.2g/t,平均浸出率为Pb79.5%、Zn1.2%、Ge77.4%、In0.8%和Ag0。阳极泥含Pb45.2%、Zn1.3%和Ge620g/t。
第四步,配制H2O2质量分数为10%,H2SO4质量浓度为100g/L的酸性溶液,将前三步得到的浸出渣用该酸性溶液浸出,调节液固比为10,温度为80℃,时间5小时,浸出液含Zn75g/L,含In530mg/L,Zn浸出率为92.1%,In浸出率为88.2%,浸出渣含Ag410g/t。先将浸出液用萃取的方法提取In,然后用电解的方法回收Zn。
第五步,将第四步得到的浸出渣用硫脲浸出,硫脲的用量为50g/L,尿素用量为4g/L,控制液固比为10,pH值为2,温度为80℃,时间5小时。浸出液含Ag189mg/L,浸出率97.8%,接着进行2次硫脲循环浸出,Ag的平均浸出率96.75%,每生产1kgAg消耗硫脲27.5kg以及尿素2.8kg,浸出成本为304元/kgAg。在浸出液中用水合肼还原金属银并将其回收。
第六步,将上述第三步中获得的阳极泥用硫酸浸出,控制硫酸的质量浓度为100g/L,温度为80℃,液固比为2,时间2小时,浸出液含Ge215mg/L。接着进行第二次浸出,H2SO4质量浓度为100g/L,液固比为2,温度为80℃,时间2小时,浸出液含Ge72mg/L,浸出渣含Ge38.4g/t,Ge的总浸出率为98.6%。在浸出液中用萃取的方法回收Ge。
实施例三
第一步,称取硫酸铅渣原料600g,将质量分数为40%的氢氧化钠溶液加入到装有上述硫酸铅原料的容器中,调节液固比为8,控制浸出温度95℃,浸出时间4小时,经过滤获得的第一次浸出液含 Pb78.35g/L,将滤渣再次用质量分数为40%的氢氧化钠溶液浸出,调节浸出液固比为8,控制浸出温度95℃,浸出时间4小时,第二次浸出液含Pb25.5g/L,碱浸渣含Pb8.9%,Pb的总浸出率87.8%。将第一次浸出液进行电解,电解温度:常温,电解槽压:2.2V,电流密度160A/m2,电解液流量310mL/小时,电解电流效率79.5%,电解能耗998KWh/tPb,电铅质量99.3%。
第二步,再称取硫酸铅渣原料600g,用上述第二次浸出液将该硫酸铅渣进行第三次浸出,用上述电解后的残液对第三次浸出的浸出渣进行第四次浸出,两次浸出的液固比相同且为8,浸出温度相同且为95℃,浸出时间相同且为4小时,第三次浸出液含Pb79.1g/L,第四次浸出液含Pb30g/L,Pb的总浸出率79.5%。
第三步,按照第二步的方法将浸出液和电解后的残液再循环利用5次,最终得到的浸出液含Pb76.1g/L,含Ge175mg/L,电解残液含Pb21g/L,含Ge85mg/L,浸出渣平均含Pb18.8%,Zn20.1%,In940g/t,Ag395g/t,Ge52g/t,平均浸出率为Pb79.5%、Zn0.8%、Ge77.4%、In0和Ag0。阳极泥含Pb51%、Zn1.2%和Ge590g/t。
第四步,配制H2O2质量分数为30%,H2SO4质量浓度为120g/L的酸性溶液,将前三步得到的浸出渣用该酸性溶液浸出,调节液固比为8,温度为95℃,时间7小时,浸出液含Zn72g/L,含In380mg/L,Zn浸出率为95.3%,In浸出率为97.2%,浸出渣含Ag410g/t。先将浸出液用萃取的方法提取In,然后用电解的方法回收Zn。
第五步,将第四步得到的浸出渣用硫脲浸出,硫脲的用量为70g/L,尿素用量为8g/L,控制液固比为8,pH值为0.5,温度为95℃,时间7小时。浸出液含Ag390mg/L,浸出率96.8%,接着进行1次硫脲循环浸出,Ag的平均浸出率97.1%,每生产1kgAg消耗硫脲28kg以及尿素3.1kg,浸出成本为309元/kgAg。在浸出液中用水合肼还原金属银并将其回收。
第六步,将上述第三步中获得的阳极泥用硫酸浸出,控制硫酸的质量浓度为120g/L,温度为95℃,液固比为4,时间4小时,浸出液含Ge250mg/L。接着进行第二次浸出,H2SO4质量浓度为100g/L,液固比为2,温度为95℃,时间4小时,浸出液含Ge89mg/L,浸出渣含Ge43g/t,Ge的总浸出率为98.5%。在浸出液中用萃取的方法回收Ge。
实施例四
第一步,称取硫酸铅渣原料600g,将质量分数为25%的氢氧化钠溶液加入到装有上述硫酸铅原料的容器中,调节液固比为6,控制浸出温度90℃,浸出时间3小时,经过滤获得的第一次浸出液含Pb74.1g/L,将滤渣再次用质量分数为35%的氢氧化钠溶液浸出,调节浸出液固比为6,控制浸出温度90℃,浸出时间3小时,第二次浸出液含Pb27.6g/L,碱浸渣含Pb18.2%,Pb的总浸出率76.6%。将第一次浸出液进行电解,电解温度:常温,电解槽压:2.3V,电流密度170A/m2,电解液流量300mL/小时,电解电流效率76.8%,电解能耗1004KWh/tPb,电铅质量97.8%。
第二步,再称取硫酸铅渣原料600g,用上述第二次浸出液将该硫酸铅渣进行第三次浸出,用上述电解后的残液对第三次浸出的浸出渣进行第四次浸出,两次浸出的液固比相同且为6,浸出温度相同且为90℃,浸出时间相同且为3小时,第三次浸出液含Pb78.3g/L,第四次浸出液含Pb42g/L,Pb的总浸出率78.08%。
第三步,按照第二步的方法将浸出液和电解后的残液再循环利用5次,最终得到的浸出液含Pb77.5g/L,含Ge195mg/L,电解残液含Pb15g/L,含Ge63mg/L,浸出渣平均含Pb14.2%,Zn19.5%,In1005g/t,Ag398g/t,Ge53g/t,平均浸出率为Pb79.5%、Zn0.5%、Ge78.4%、In0和Ag0。阳极泥含Pb48%、Zn1.3%和Ge520g/t。
第四步,将前三步得到的浸出渣用硫酸并通入氧气加压氧化浸 出,调节液固比为5,温度为150℃,时间3小时,浸出液含Zn85g/L,含In620mg/L,Zn浸出率为97.8%,In浸出率为98.5%,浸出渣含Ag520g/t。先将浸出液用萃取的方法提取In,然后用电解的方法回收Zn。
第五步,将第四步得到的浸出渣用硫脲浸出,硫脲的用量为55g/L,尿素用量为5g/L,控制液固比为6,pH值为1.5,温度为90℃,时间6小时。浸出液含Ag430mg/L,浸出率98.2%,接着进行3次硫脲循环浸出,Ag的平均浸出率97.8%,每生产1kgAg消耗硫脲27kg以及尿素3.2kg,浸出成本为299元/kgAg。在浸出液中用水合肼还原金属银并将其回收。
第六步,将上述第三步中获得的阳极泥用硫酸浸出,控制硫酸的质量浓度为130g/L,温度为90℃,液固比为2,时间3小时,浸出液含Ge250mg/L。接着进行第二次浸出,H2SO4质量浓度为130g/L,液固比为3,温度为90℃,时间3小时,浸出液含Ge54mg/L,浸出渣含Ge35g/t,Ge的总浸出率为98.5%。在浸出液中用萃取的方法回收Ge。
实施例五
前三步与实施例四一样。
第四步,将前三步得到的浸出渣用硫酸并通入氧气加压氧化浸出,调节液固比为10,温度为200℃,时间5小时,浸出液含Zn75g/L,含In630mg/L,Zn浸出率为97.2%,In浸出率为98.7%,浸出渣含Ag480g/t。先将浸出液用萃取的方法提取In,然后用电解的方法回收Zn。
第五步,将第四步得到的浸出渣用硫脲浸出,硫脲的用量为55g/L,尿素用量为5g/L,控制液固比为6,pH值为1.5,温度为90℃,时间6小时。浸出液含Ag410mg/L,浸出率97.2%,接着进行3次硫脲循环浸出,Ag的平均浸出率96.9%,每生产1kgAg消耗硫脲28.5kg 以及尿素3.5kg,浸出成本为315元/kgAg。在浸出液中用水合肼还原金属银并将其回收。
第六步,将上述第三步中获得的阳极泥用硫酸浸出,控制硫酸的质量浓度为130g/L,温度为90℃,液固比为2,时间3小时,浸出液含Ge230mg/L。接着进行第二次浸出,H2SO4质量浓度为130g/L,液固比为3,温度为90℃,时间3小时,浸出液含Ge67mg/L,浸出渣含Ge35g/t,Ge的总浸出率为98.7%。在浸出液中用萃取的方法回收Ge。
以上所述,仅是本发明的较好实例,并非对本发明作任何形式上的限制,任何未脱离本发明技术方案内容,依据本发明的技术实质对以上实例所作的任何简单修改、变换材料等同变化与修饰,均仍属于本发明技术方案的范围内。
Claims (9)
1.一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)碱浸:将质量分数为20~40%的氢氧化钠溶液加入到装有硫酸铅渣原料的容器中,调节液固比为5~10,控制浸出温度80~95℃,浸出时间2~4h,过滤得到浸出液和浸出渣;
(2)电解:将步骤(1)中得到的浸出液在常温下电解,获得电解残液、阳极泥和金属铅;
(3)硫酸浸出:将步骤(2)中的阳极泥用硫酸浸出1~3次,控制硫酸的质量浓度为100~150g/L,温度为80~95℃,液固比为2~4,时间为2~4h,从浸出液中回收锗,浸出渣进行挥发处理;
(4)硫酸氧化浸出:配制双氧水质量分数为10~50%,H2SO4质量浓度为100~150g/L的酸性溶液,将步骤(1)中的浸出渣用该酸性溶液氧化浸出1~3次,调节液固比为5~10,温度为80~95℃,时间为3~5h,从获得的浸出液中回收锌和铟,浸出渣备用;
(5)硫脲和尿素浸出:将步骤(4)中的浸出渣用硫脲和尿素浸出1~5次,硫脲的用量为50~70g/L,尿素用量为4~8g/L,控制液固比为5~10,pH值为0.5~2,温度为80~95℃,从获得的浸出液中回收金属银,浸出渣进行挥发处理。
2.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(1)中的浸出渣,用氢氧化钠溶液浸出1~2次,调节液固比为5~10,控制浸出温度80~95℃,浸出时间2~4h,将获得的浸出液用作硫酸铅渣的浸出剂,获得的浸出渣用步骤(4)以及步骤(5)处理。
3.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(2)中,电解是在常温下进行,控制电解槽压为2~2.5V,电流密度150~180A/m2。
4.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(2)中获得的电解残液用作硫酸铅渣的浸出剂。
5.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(3)中,从浸出液中回收锗所采用的方法为萃取法。
6.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(3)中,从浸出液中回收锗的方法为丹宁沉淀法。
7.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(4)中,将获得的浸出液先采用萃取的方法回收铟,然后再电解浸出液回收锌。
8.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(5)中,将步骤(4)中的浸出渣先用清水清洗后再用硫脲和尿素浸出。
9.如权利要求1所述的从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法,其特征在于,所述步骤(5)中,先在浸出液中用水合肼将金属银还原出来,然后再将金属银回收。
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