CN105705664A - 选择性回收铅和银的工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种从湿法冶金残渣中选择性和生态高效地回收铅和银共同作为一种精矿产品的工艺。
Description
技术领域
本发明涉及一种从湿法冶金残渣(优选来自电解锌厂的湿法冶金残渣)中选择性和生态高效地回收铅和银共同作为精矿产品的工艺。
背景技术
与过去其他工业革命不同，当今的技术想要同时具有创新性和竞争性就必须考虑到许多因当前的社会和政策环境而特别重要的方面。这些方面主要是：[i]原材料的更合理的利用；[ii]工业废弃物的再循环、再利用和回收的优化，及[iii]生产排放的最小化。
从这个意义上讲，可知矿物加工对环境有严重的影响，不仅由于其对能源、水和化学品的大量消耗，还因为在这些工业活动后会产生大量废弃产品。此类废弃材料是一种有毒元素的来源，当根据地方立法履行排放规范时其可能成为一个问题。然而，值得关注的不只有环境，还有经济。这些废弃材料也可被视为有价值的新原料，因其本质上是现有工业活动中大量产生的副产物，是因矿物加工而得到浓缩的贵金属的丰富来源。
事实上，现在，生产1吨锌会产生300吨浸出渣(PengR.Q.,MetallurgyofLead-Zinc,SciencePress,Beijing,2003:114；及JiangJ.M.,ChineseJ.NonferrousMetals,2004,14(S1):51)。电解锌厂的这些浸出渣含高量的微量成分如铅、银、金和铟，对它们的回收可以代表一个采矿或冶金工程的收益性的显著提高及其环境影响的降低。这是由于在经过矿石处理和利用常规提取方法进行浓缩后，微量组分如铅和银保留在工艺残渣中。这些残渣通常经过检验后证明含15-40％以硫酸铅的形式存在的铅和伴生银，除少量外，其中大部分被认为不适于用作常规铅熔炉的进料。
过去，这些浸出渣被运至独立的初级冶炼厂，对其中含有的金属价值进行回收。海运和处理原始残渣的成本显著地降低了残渣的内在价值。因此，大量用于从冶金残渣中回收铅和银的工艺被开发。它们特别集中于冶金技术，其可为火法冶金或湿法冶金路线(Zhang,Y.等；RareMetals,2012,31:4,402-406)。
在火法冶金工艺下，当这样的原始残渣(主要是硫酸化性质)被直接进料，会有较高的能耗和生产排放。另外，最高仅总银量的10％被回收，使得这项技术在大多数时候是不合适的(NakamuraT.等；Fundamentalsofthepyrometallurgicaltreatmentofzincleachresidue,Proc.2ndInternationalSymposiumofQualityinNon-FerrousPyrometallurgical.CIM,Montreal,1995:341)。
对于湿法冶金工艺，Farahmand等(Hydrometallurgy,2009,95:326)采用盐水对含铅的锌厂残渣进行浸出处理，其中89％的铅被提取，但银不能被回收。EP0042702B1描述了一种方法，其中含硫酸铅的材料在氯化钠溶液中浸出，分离残渣后，使用石灰乳将Pb从溶液中沉淀。但是，铅沉淀中含有大量的氯化物和硫酸盐，除了量少和价格较低外，还因为氯化物的有害作用而不能用于常规的铅冶炼厂。
在湿法冶金路线中也有工艺被描述，其中通过电解方法从二级材料中回收铅(FríasC.etal.；Lead-Zinc2000Symposium,791-801)。尽管电解方法通常是被接受用于提取贵金属的，但是与铅的市场价值相比，电解系统的高成本不利于既定的冶炼厂。
因此，尽管这些方法解决了分离铅的问题，但是并不总是可以解决从湿法冶金残渣中回收银的问题，在溶液中回收可用形式的铅和银还是一个另外的问题。此外，这些工艺被一个接一个地引进来回收金属，因此需要资本密集型设备，也因此需要资本密集型工厂。
因此，有必要开发一种工艺用于同时提取和回收铅和银至同一产品中，该产品将因高纯度、大吨位和溢价价格适用于常规铅冶炼厂。
发明内容
本发明的工艺可直接用于从湿法冶金的残渣中选择性地回收铅和银，使铅和银增值(valorise)变成一个可销售的精矿。
本发明的作者已经展示了在氧化条件下使用氯化物盐水溶液进行湿法冶金残渣的浸出，然后用碳酸盐化合物进行沉淀，在碳酸盐化合物溶液中进行纯化，可得到一种精矿，其中铅和银的含量较高，污染物的含量非常低，特别是氯化物含量非常低，可作为最优质量和溢价的原料直接销售给常规的铅冶炼厂。
有利的是，与现有技术的状况中描述的工艺相反，铅和银被回收在一种精矿中，因而提供了一种不需要高成本设备的经济可行的工艺。
因此，本发明的主要方面涉及一种用于选择性回收铅和银的工艺，该工艺包括以下步骤：
a)使包含至少铅和银的湿法冶金残渣在氯化物盐水溶液和氧化剂存在下进行氧化浸出，从而选择性地溶解铅和银作为可溶性氯化化合物；
b)使步骤a)中得到的浸出母液与作为沉淀剂的碳酸盐化合物反应，共同沉淀铅和银作为碳酸盐精矿；
和
c)通过将所述的精矿与碳酸盐化合物溶液接触来纯化步骤b)得到的精矿。
本发明另一方面涉及根据上述所定义的工艺得到的一种铅和银的碳酸盐精矿。
附图说明
图1所示为使用不同的含硫酸盐的浸出盐水(brine)进行湿法冶金残渣的氧化浸出后得到的五条铅浓度曲线和所得浸出母液中目标最终铅浓度。
具体实施方式
除非另有定义，本文所使用的所有技术和科学术语与本公开所属技术领域的普通技术人员通常理解的具有相同含义。
如前所述，本发明涉及一种用于选择性回收铅和银的新工艺，该工艺包括以下步骤：
a)使包含至少铅和银的湿法冶金残渣在氯化物盐水溶液和氧化剂存在下进行氧化浸出，从而选择性地溶解铅和银作为可溶性氯化化合物；
b)使步骤a)中得到的浸出母液与作为沉淀剂的碳酸盐化合物反应，共同沉淀铅和银作为碳酸盐精矿；
和
c)通过将所述的精矿与碳酸盐化合物溶液接触来纯化步骤b)得到的精矿。
如上所定义的本发明的工艺的第一步(步骤a)需要一种含至少铅和银的湿法冶金残渣。在本发明的上下文中，湿法冶金残渣优选指来自生产特高等级(SHG)锌的电解锌厂的湿法冶金残渣。
本发明的工艺中有用的湿法冶金残渣的实例包括来自如欧洲专利EP1258535B1和EP1361296B1中描述的电解锌厂工艺的残渣。
在一个优选的实施方式中，如上所定义的工艺中的步骤a)使用的湿法冶金残渣，是铅含量为相对于总残渣干重的10和40％之间重量和银含量为相对于总残渣干重的50和5000ppm之间的残渣。
湿法冶金残渣在氯化物盐水溶液和氧化剂存在下进行氧化浸出，从而选择性地溶解铅和银成为可溶性氯化化合物。
这个阶段的目的是在氯化物盐水介质中溶解湿法冶金残渣中所有铅和银，从而根据以下化学反应形成铅和银的可溶性复合物：
PbSO4+4NaCl→Na2PbCl4+Na2SO4
Ag2SO4+8NaCl→2Na3AgCl4+Na2SO4
术语“氯化物盐水”指的是一种盐的溶液，通常是氯化钠水溶液。已经观察到浸出介质的最小氯化物含量优选需要确保铅和银的总溶解量，因此，达到最大铅和银的浸出率。因此，在一个优选的实施方式中，氯化物盐水是一种盐溶液，其浓度至少为4mol/L，优选约4至约6mol/L间，更优选为5mol/L。
在一个优选的实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)中的氯化物盐水为氯化钠盐水。
也可存在于湿法冶金残渣的化学基质中的元素和化合物是，例如钙、钾、镁、钠、铋、铝、硅、镉、砷、锑、氟化物、氯化物和硫酸盐。这些杂质对工艺效率不具有任何不利影响，除了硫酸盐浓度对PbSO4中铅的溶解度有负影响。在现有技术中众所周知，铅的溶解度取决于多种因素，其中氯化物介质的硫酸盐浓度和温度是最相关的。
因此，在一个优选的实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)中，氯化物介质中的最大硫酸盐浓度小于20g/L，更优选小于5g/L。
对于温度，检测到最佳的工作温度范围在工艺的每一个步骤中都是关键问题。这些最佳范围在后面的工艺的每一步骤中被定义。
湿法冶金残渣中所含的铅和银通常以硫酸盐(PbSO4和Ag2SO4)的形式存在。但是，这些残渣中一定比例的伴生银会以硫酸盐外的其他形式存在，如Ag2S、Ag2O、AgCl。如果浸出步骤的反应介质中没有加入氧化剂，银的溶解是不完全的。因此，浸出步骤在氧化条件下进行以定量地浸出伴生银。
在一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)中，氧化剂为次氯酸钠或过氧化氢，更优选次氯酸钠。
在另一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)的进一步的特点在于其在100和350mV间的Ag/AgCl氧化还原电位操作，更优选300mV。
在另一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)的进一步的特点在于其在pH0.5和4之间操作，更优选pH4。
在一个优选的实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)的进一步的特点在于其pH用盐酸或硫酸调节。
在一个优选的实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)的进一步的特点在于其在60和90℃之间操作，更优选80℃。
在另一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)的进一步的特点在于其在1和6小时之间的停留时间下操作，更优选2小时。
值得注意的是，在浸出步骤后，生成了含浸出的铅和银的浸出母液(PLS)及含少量铅的滤饼形式的残渣。这种固体很容易处理，因为其成分中其他有毒元素的比例非常低。
在一个优选的实施方式中，如上所定义的工艺的步骤a)产生了一种铅含量在12和18g/L之间和银含量在7.5和750ppm之间的浸出母液。
然后，上所定义的PLS带着所有来自湿法冶金残渣的铅和银进入以下步骤，沉淀步骤(步骤b))。因此，在如上所定义的本发明的工艺的第二步骤(步骤b))中，步骤a)所得的浸出母液与作为沉淀剂的碳酸盐化合物反应，因此使铅和银作为碳酸盐共同沉淀。
该阶段的目的是将铅和银从前面产生PLS中完全沉淀来以碳酸盐的形式产生一种铅和银的精矿。
在一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤b)的进一步的特点在于其在pH6和8之间操作，更优选pH7.5。
在一个优选的实施方式中，pH是用碳酸盐化合物的含量调节的。
沉淀反应可通过向浸出母液中添加碳酸盐化合物、向碳酸盐化合物溶液中加入浸出母液或将浸出母液和碳酸盐化合物加入缓冲液中进行。
但是，在一个优选的实施方式中，通过将浸出母液加入碳酸盐化合物溶液中，优选水溶液，或者将浸出母液和碳酸盐化合物溶液加入缓冲液中发生反应。
有利的是，在沉淀步骤和随后的纯化步骤中采用这两种可选方案，可得到氯化物污染物含量非常低的终产物。更具体地，可获得氯化物污染物含量低于干重基础的0.3％的终产物。
甚至更优选地，反应可通过将浸出母液和碳酸盐化合物加入缓冲液中进行。
实际上，如实验部分所示，向缓冲液中加入反应物及后续的纯化步骤，可提供最低氯化物污染物含量的终产物，优选低于干重基础的0.1％。
根据一个优选的实施方式，缓冲液的pH约为7至8，更优选为7.5。更优选地，缓冲液为pH7.5的NaCl溶液。
在另一个优选的实施方式中，本发明的工艺的步骤b)中用作沉淀剂的碳酸盐化合物是碳酸钠，因为其还可提供氯化物污染物含量更低的沉淀物，也可在实验部分表现出来。
根据下列化学平衡发生碳酸盐形式的沉淀：
但是，尽管步骤b)中的铅沉淀与和碳酸盐化合物的唯一反应是定量的，银不能被完全沉淀。根据这一步骤，在步骤a)中得到的PLS中存在的90和99％之间的含量的铅沉淀下来，而在所述的PLS中70和80％之间的含量的银沉淀下来。
因此，在一个具体实施方式中，如上所定义的工艺中的步骤b)进一步包括向浸出母液与碳酸盐化合物反应后得到的溶液中加入另外的沉淀剂或胶结剂。加入另外的沉淀剂或胶结剂可使剩余的银沉淀。
在本发明中，沉淀剂和胶结剂可用作沉淀物。术语“沉淀剂”指的是使固体形成且不会改变形成固体的起始材料的氧化状态的化学品，而“胶结剂”指的是通过改变形成固体的起始材料的氧化状态来使固体形成的化学品。
在一个优选的实施方式中，另外的沉淀剂选自硫化钠和硫氢化钠。更优选地，另外的沉淀剂为硫化钠。甚至更优选地，30至150间化学当量的余量的硫化物以硫化钠的形式加入，从而根据以下反应来沉淀剩余的银：
在另一个优选的实施方式中，胶结剂是金属铅粉末。更优选地，加入1至3g/L的金属铅粉末，来沉淀剩余的银。
通过加入另外的沉淀剂或胶结剂，步骤a)的PLS中存在的75和99％之间含量的银沉淀下来，更优选为80和99％之间，甚至更优选为银的含量的99％。
在另一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤b)的进一步的特点在于其在40和80℃间的温度下操作，更优选60℃。
在另一个具体实施方式中，如上所定义的工艺的步骤b)的进一步的特点在于其1和4小时之间的停留时间下操作，更优选1小时。
由于本发明的工艺在氯化物盐水介质中操作，铅和银的沉淀的大部分有害污染物是含氯化物的化学物质。氯化物污染源确定为：
-对应于浸提/沉淀盐水的氯化物物质，如NaCl、KCl、CaCl2和Na2PdCl4/Na3AgCl4。这些氯化物物质很容易被溶解，可通过用水将Pb/Ag沉淀重悬，在60和80℃间加热混悬液除去。
-对应于与Pb和Ag的碳酸盐共沉淀的化学物质的氯化物，如PbClOH、Pb2Cl2CO3或类似物。这些物质被认为是“不溶性氯化物”。为了从这些化合物中纯化PbCO3，同时不失去任何铅，这些物质可以转化为铅的氢氧化物、铅的氧化物或铅的碳酸盐。
因此，本发明的工艺的进一步的特点在于其包括通过使所述沉淀与碳酸盐化合物的水溶液接触来降低最终的铅和银的精矿产品中污染物含量以纯化步骤b)得到的沉淀的步骤c)。
如前所述，上所定义)的工艺的纯化阶段(步骤c)的目的是尽可能降低污染物含量，尤其是氯化物的总含量，使可销售的铅和银的碳酸盐被生产。
但是，应该指出的是，终产品的纯度，尤其是氯化物污染物的含量，不仅依赖于最终的纯化步骤，也依赖于本发明的工艺的三个步骤的组合。如前面提到的，且在实验部分表现出来的，氧化浸出和沉淀发生的条件也对终产物的纯度有影响。
在一个优选的实施方式中，步骤c)中所用的碳酸盐化合物为碳酸钠。在这种情况下，提出了会发生下列化学反应：
2PbClOH+Na2CO3→PbCO3+Pb(OH)2+2NaCl
在另一个具体实施方式，如上所定义的工艺的步骤c)的进一步特点在于其在40和90℃间的温度下操作，更优选为80℃。
在另一个具体实施方式，如上所定义的工艺的步骤c)的进一步特点在于其在1和6小时间的停留时间下操作，更优选为1小时。
在另一个具体实施方式，如上所定义的工艺的步骤c)的进一步特点在于其在2和5次之间连续操作，更优选为2次。
本发明的另一个方面涉及一种根据如上所定义的工艺得到的铅和银的碳酸盐精矿。
如前面提到的和在实验部分指出的，本发明的工艺提供了一种铅和银含量非常高、污染物含量非常低的最终精矿，尤其是氯化物含量非常低，在干重基础的0.01至0.5％间，优选为0.01至0.3％，更优选为0.01至0.2％，甚至更优选为0.01至0.1％。
因此，在一个具体实施方式中，如上所定义的铅和银的碳酸盐精矿的进一步的特点在于其包括干重基础的0.01和0.5％之间的氯化物含量。
优选地，本发明的铅和银的碳酸盐精矿，其特征在于，其包括干重基础的0.01至0.3％间的氯化物含量，更优选为0.01至0.2％，甚至更优选为0.01至0.1％。
实施例
现在通过用于说明的说明性实施例的结构和实验的例子来描述本发明。但是，可以理解的是，本发明并不局限于下述实施例。
实施例1.本发明的工艺的连续性大规模运行
1.1步骤a)-氧化浸出
电解锌工艺产生的湿法冶金残渣样品，按表1测定其组成，根据本发明进行处理。
然后将残渣在设置于级联模式和供给浓度为159g/L的氯化钠盐水溶液、次氯酸钠溶液和硫酸以满足操作参数(300mV的氧化还原电位和pH4)的浸出反应器中进行浸出。浸出残渣控制在80℃下进行2小时。
浸出会产生可沉降然后过滤和处理的残渣和含浸出的铅和银的浸出母液。PLS的成分示于表2中。得到铅和银的浸出效率为99％。
表2
1.2步骤b)-沉淀阶段
将步骤a)的PLS在设置于级联模式并进料碳酸钠以便满足pH7.5的操作参数的沉淀反应器中进行处理。即，将步骤a)的PLS和碳酸钠溶液(60-200g/L)加入pH7.5的NaCl缓冲液中。温度和反应时间分别为60℃和1小时。反应的最后，加入另外的沉淀剂硫化钠来完全沉淀剩余的银。
沉淀步骤中生成含有作为碳酸盐沉淀下来的铅和银的精矿。沉淀可沉降且过滤增稠的沉淀。得到的铅和银的效率为99％。
1.3步骤c)-纯化阶段
用1化学当量的碳酸钠溶液洗涤步骤b)的精矿。温度和反应时间分别为80℃和1小时。重复该过程。
纯化产生含沉淀的铅和银的无氯精矿。
下表总结了一些采用本发明的工艺在步骤a)-c)中描述的条件下生产的有代表性的最终铅和银的精矿的主要成分。
表3
可以看出，本发明中所定义的工艺的所有步骤的组合提供了一种氯化物污染物含量非常低的最终精矿。
表4总结了本发明的工艺的连续性大规模运行最相关的结果。
表4
实施例2铅的氧化浸出中杂质的影响的监测
为了评估杂质对铅的浸出效率的影响进行了多个实验。这些实验的重点是硫酸根阴离子，因为已知其对铅从PbSO4中溶解出来有不利的影响。
进行了多个对湿法冶金残渣的浸出实验(#1-7)来监测SO4、Mg、Si、F、K和Ca对4.5NaClM溶液的浸出效率的影响。这些实验的结果总结于表5中，表明杂质如Mg、Si、F、K和Ca对铅的浸出无不利影响(#1)，而盐水中硫酸盐的浓度超过5g/L时会提供更低的浸出效率(#2-7)。
表5
实施例3浸出盐水中氯化物含量的影响的监测
一旦确定了对浸出盐水最好的硫酸盐浓度，进行多个实验(实验#8-13)来确定最佳的氯化物含量来保证最大的Pb和Ag浸出率。
表6
与表6的结果一致，可以得出优选地需要浸出介质的氯化物含量最低来保证铅和银的完全溶解。
实施例4氧化浸出步骤(步骤a))中的氧化电位的优化
总结于表7中的下列实施例说明为了银从湿法冶金残渣中完全溶解，有必要在氧化条件下进行浸出步骤。
表7
从实验#14-21中可以得出，如果无氧化剂加入反应介质，银的溶解是不完全的。另一方面，检测到当反应介质保持在氧化还原电位时可实现银的完全溶解。
实施例5最佳操作铅浓度的研究
还评估了浸出阶段产生的PLS中最佳铅浓度。出于这些目的，对湿法冶金残渣进行了多个浸出实验(#22-36)，实验中改变了：
-要实现的铅浓度目标，和
-浸出氯化物盐水的硫酸盐浓度。
图1总结了获得的结果。根据图1，得到了20和15g/L的目标铅浓度。然而，可以观察到浸出盐水的硫酸盐含量越高，对目标铅浓度的偏差越高。
实施例6浸出母液的表征
本实施例对应于对湿法冶金残渣的浸出实验(#37)，其中对浸出母液(PLS)进行了完整的表征(表2)。
表8
实施例7沉淀实验
对于从PLS中以碳酸盐的形式完全回收铅和银，优选需要加入另外的试剂来完全回收银。使用不同的试剂进行了多个沉淀试验(#38-40)。结果总结于表9中。
表9
| 沉淀实验 | 试剂 | ％Pb沉淀 | ％Ag沉淀 |
| #38 | NaHS | 99 | 99 |
| #39 | Na2S | 99 | 99 |
| #40 | 金属铅粉末 | 98 | 99 |
实施例8银回收试剂的最佳剂量的研究
为了优化Na2S作为银沉淀剂和金属铅粉末作为银胶结剂的剂量，进行了多个实验(#41-48)。
在先前描述的沉淀阶段条件(实施例1.2)下进行了一系列的沉淀实验，根据下列反应改变了反应介质中Na2S的剂量：
检测到Na2S的加入量与前面的化学平衡的理论化学当量剂量有关。
表10
从实验#41-43可以得出优选需要对银30和150之间的当量比例的Na2S来回收沉淀阶段的剩余的银。
此外，一共进行了五个沉淀实验(#44-48)来优化金属铅粉末作为回收沉淀阶段的银的胶结剂的加入量。这些实验在先前描述的条件(实施例1.2)下进行.
表11
从实验#44-48中可以得出优选需要1和3g/L之间的金属铅粉末来回收沉淀阶段的剩余的银。
实施例9确定最佳纯化条件的实验
为解决纯化阶段的最佳条件进行了多个实验(#49-57)。这些实验专用于监控下列的影响：
-温度；
-阶段数量；
-Na2CO3的剂量。
纯化实验从下列实施例1的步骤a)和b)得到的精矿开始进行。
表12
*根据化学反应：
2PbClOH+Na2CO3→PbCO3+Pb(OH)2+2NaCl
并假设所有的氯化物以PbClOH形式存在。
**干重基础。
与表12中所示的结果一致，从铅和银的沉淀产品中定量消耗氯化物污染物的纯化阶段的最佳操作条件为：
-温度优选80℃；
-停留时间优选为1小时/阶段；
-阶段数量优选为2；和
-Na2CO3加入量为0.5至2当量倍。
实施例10确定最佳沉淀条件的实验
由于氯化物污染物的主要来源是来自沉淀步骤b)中产生的PbClOH的存在，为了尽可能降低该物质的产生，进行了多个实验分析。
1)沉淀剂的影响
在步骤b)中使用了两种沉淀剂：Na2CO3和NaHCO3。
分析为通过将碳酸盐化合物溶液和PLS加入pH7.5的缓冲液中来进行沉淀步骤。结果示于下表13：
表13
可以看出，使用碳酸钠在沉淀和纯化步骤后提供了更低含量的氯化物。已有猜测PbClOH的污染可与存在于沉淀反应介质中的羟基含量直接相关。[OH-]含量越高，OH-越可能与Pb结合形成PbClOH。鉴于这些结果，似乎NaHCO3水解涉及的平衡提供更高OH-离子含量，OH-离子与PbClOH结合，进而产生更多的氯化物污染物。
2)沉淀步骤中反应物的加入顺序的影响
为评估沉淀步骤中反应物的加入顺序的影响进行了多个实验。
采用了下列条件：
-PLS中Pb2+含量：12-15g/L；
-CO3 2-来源：Na2CO3溶液(60-204g/L)；
-盐水溶液：160g/L的Cl-；300mV(Ag/AgCl)；pH＝4
情况1
在本例中，将浸出母液加入Na2CO3溶液中。
浸出母液的加入使pH从11逐渐降低至7.5同时使PbCO3和其他物质如Pb(OH)2和PbClOH沉淀。
然后所得的沉淀进入纯化步骤，纯化步骤通过所述的精矿与碳酸钠溶液接触来进行。结果示于表15中：
表15
这些结果指出将浸出母液加入碳酸盐化合物溶液中提供了良好的结果，所得的沉淀物中最终氯化物含量低于0.3％。
情况3
在本例中，将沉淀剂(Na2CO3溶液)和浸出母液加入含pH7.5的盐水溶液的缓冲液中。
然后所得的沉淀进入纯化步骤，纯化步骤通过所述的精矿与碳酸钠溶液接触来进行。结果示于表16中：
表16
结果指出当沉淀步骤在缓冲液中进行时，由于pH是固定的，不会从4至7.5或从11至7.5变化，OH-离子与终产物以PbClOH的形式的结合更低得多，由于必须纯化的不溶性氯化物含量更低从而得到氯化物含量更低的终产物。
Claims (15)
1.一种用于选择性回收铅和银的工艺，所述工艺包括以下步骤：
a)使包含至少铅和银的湿法冶金残渣在氯化物盐水溶液和氧化剂存在下进行氧化浸出，从而选择性地溶解铅和银作为可溶性氯化化合物；
b)使步骤a)中得到的浸出母液与作为沉淀剂的碳酸盐化合物反应，共同沉淀铅和银作为碳酸盐精矿；
和
c)通过将所述的精矿与碳酸盐化合物溶液接触来纯化步骤b)得到的精矿。
2.根据权利要求1的工艺，其中，步骤a)的湿法冶金残渣是铅含量为相对于总残渣干重的10和40％之间重量和银含量为相对于总残渣干重的50和5000ppm之间的残渣。
3.根据权利要求1至2任一项的工艺，其中步骤a)的氯化物盐水为氯化钠盐水。
4.根据权利要求1至3任一项的工艺，其中步骤a)的氧化剂为次氯酸钠。
5.根据权利要求1至4任一项的工艺，其中步骤a)在100和350mV之间的Ag/AgCl氧化还原电位下操作。
6.根据权利要求1至5任一项的工艺，其中步骤a)在pH0.5和4之间操作。
7.根据权利要求1至6任一项的工艺，其中步骤b)的沉淀剂为碳酸钠。
8.根据权利要求1至7任一项的工艺，其中步骤b)通过将步骤a)中得到的浸出母液和含碳酸盐化合物的溶液加入缓冲液中进行。
9.根据权利要求1至8任一项的工艺，其中步骤b)进一步包括向碳酸盐化合物与浸出母液反应后得到的溶液中加入另外的沉淀剂或胶结剂。
10.根据权利要求9的工艺，其中另外的沉淀剂选自硫化钠和硫氢化钠。
11.根据权利要求9的工艺，其中胶结剂是金属铅粉末。
12.根据权利要求1至11任一项的工艺，其中步骤b)在pH6和8之间操作。
13.根据权利要求1至12任一项的工艺，其中步骤c)的碳酸盐化合物为碳酸钠。
14.一种根据权利要求1至13任一项得到的铅和银的碳酸盐精矿。
15.根据权利要求14的铅和银的碳酸盐精矿，其特征还在于包括干重基础的0.01和0.5％之间的氯化物含量。
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Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1069498A (en) * | 1912-11-15 | 1913-08-05 | New England Electro Chemical Metals Company | Process of treating ores. |
| US4127639A (en) * | 1975-06-28 | 1978-11-28 | Duisburger Kupferhutte | Process for recovering silver from residues containing silver and lead |
| CN85106670A (zh) * | 1985-08-31 | 1987-03-11 | 中国有色金属工业总公司昆明贵金属研究所 | 用控制电位法从阳极泥提取贵金属 |
| CN102433445A (zh) * | 2011-12-11 | 2012-05-02 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种把铅银氯盐体系转型为碳酸盐体系的工艺 |
Family Cites Families (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3658510A (en) * | 1970-04-14 | 1972-04-25 | American Metal Climax Inc | Recovery of silver from electrolytic copper refinery slimes |
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| EP0465401A1 (fr) * | 1990-03-23 | 1992-01-08 | Spac S.A. | Appareil récupérateur d'argent ou d'autres métaux précieux en solution dans un liquide |
| RU2034063C1 (ru) * | 1992-06-15 | 1995-04-30 | Красноярский завод цветных металлов | Способ очистки серебра |
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|---|---|---|---|---|
| US1069498A (en) * | 1912-11-15 | 1913-08-05 | New England Electro Chemical Metals Company | Process of treating ores. |
| US4127639A (en) * | 1975-06-28 | 1978-11-28 | Duisburger Kupferhutte | Process for recovering silver from residues containing silver and lead |
| CN85106670A (zh) * | 1985-08-31 | 1987-03-11 | 中国有色金属工业总公司昆明贵金属研究所 | 用控制电位法从阳极泥提取贵金属 |
| CN102433445A (zh) * | 2011-12-11 | 2012-05-02 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种把铅银氯盐体系转型为碳酸盐体系的工艺 |
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