CN106978538A - 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法 - Google Patents

一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106978538A
CN106978538A CN201710239434.0A CN201710239434A CN106978538A CN 106978538 A CN106978538 A CN 106978538A CN 201710239434 A CN201710239434 A CN 201710239434A CN 106978538 A CN106978538 A CN 106978538A
Authority
CN
China
Prior art keywords
bismuth
solution
slag
lead
leaching
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN201710239434.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN106978538B (zh
Inventor
杨建广
史伟强
李树超
陈冰
杨建英
丁龙
南天翔
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Shiny Materials Science & Technology Inc
Original Assignee
Central South University
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Central South University filed Critical Central South University
Priority to CN201710239434.0A priority Critical patent/CN106978538B/zh
Publication of CN106978538A publication Critical patent/CN106978538A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN106978538B publication Critical patent/CN106978538B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006Wet processes
    • C22B7/007Wet processes by acid leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • C22B3/46Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes by substitution, e.g. by cementation
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B30/00Obtaining antimony, arsenic or bismuth
    • C22B30/06Obtaining bismuth
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/22Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of metals not provided for in groups C25C1/02 - C25C1/20
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

本发明公开了一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法,该方法以SnCl4及HCl为浸出剂,对高铋铅阳极泥或铋渣进行直接氧化浸出,得到含铋浸出液及富集金、银的浸出渣,再对含铋浸出液进行铋粉还原净化,将浸出液中的银离子置换入渣中。置换后液加入特定量的沉淀剂并以H2SO4调整酸度,使溶液中的As3+,Pb2+,Cu2+,Sb3+沉淀入渣,沉淀后液以复盐净化法深度去除Pb2+及As3+离子。净化后液进行隔膜电积提取铋,提取铋后阴阳极液合并后以锡粉为净化剂对溶液进行置换处理,置换后液调酸后作为浸出剂返回用于浸出高铋铅阳极泥。该工艺可以对高铋铅阳极泥或铋渣中铋、铅、锑、砷、铜进行分类提取,金银得到富集,实现了工艺流程的闭路循环,具有原料适应性强、工艺流程简单、有价元素回收率高、清洁环保的突出优点。

Description

一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法
技术领域
本发明属于湿法冶金领域,具体涉及一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法。
背景技术
粗铅电解精炼时,因Sb、As、Bi、Cu、Ag、Au等金属的标准电极电位比Pb正,这些金属很少被溶解进入电解液而是以固体形式附着阳极表面或脱落于电解槽中形成阳极泥,由于其中富集了5~30%的铋、5~45%的锑、1~10%的铜、1~20%的铋,10~1500g/t的金、1~20%的银以及5~30%的铅、0.1~30%的砷等元素,所以实现其清洁处理及高效回收利用意义重大。尤其是近年来,高铋铅原料占比逐渐增加,粗铅电解时得到的阳极泥中铋含量也随之升高,有的企业产出的粗铅电解阳极泥中铋含量甚至达到50%以上,其经济效益有时甚至超过主产品金、银的利润。而铋渣是粗铅进行氧化精炼时,粗铅中的杂质铋氧化造渣所得的产物。铋渣中金属含量高,也是回收铋的重要原料,同样具有很大的回收价值。如何更有效的回收铅阳极泥或铋渣中的铋已经愈来愈受到各企业的重视,
高铋铅阳极泥回收铋的方法可以分为火法工艺和湿法工艺。火法工艺具有处理量大、原料适应性强、工艺成熟等优点,主要是将铅阳极泥经还原熔炼,然后经贵铅连续氧化吹炼并加熔剂造渣最后得到含铋约28%的氧化铋渣,最后经还原熔炼和火法精炼得到精铋产品。目前该法仍为回收铋的主要方法,但存在着铋银分离不彻底、铋的回收工艺复杂、烟尘污染严重等不足。
铅阳极泥或铋渣湿法回收铋的方法主要采用盐酸浸出或者混酸浸出,在浸出过程通常加入FeCl3、NaClO3、Cl2、H2O2等氧化剂以提高铋的浸出率,浸出液通常采用水解沉淀法、铁粉置换法、电积法等方法来产出氯氧化铋、海绵铋等产品。这些方法避免了火法过程中的烟尘污染、改善了劳动条件,但仍存在工序复杂、氧化浸出过程中金银易分散、试剂消耗量大、分离困难等缺点。因此,寻找一种流程短、工序简单、金银富集程度高的高铋铅阳极泥或铋渣回收铋的清洁工艺具有重要意义。
发明内容
本发明的目的在于提供一种资源化、清洁化处理高铋铅阳极泥或铋渣的新工艺(将铋含量>30%的铅阳极泥或铋渣称为高铋铅阳极泥(铋渣中铋本来就很高)),以实现高铋铅阳极泥或铋渣中铋的高效提取,铅、砷的深度分离及金、银的富集回收。
本发明的技术方案在于提供一种以Sn4+为氧化剂对高铋铅阳极泥或铋渣进行酸性氧化浸出,之后进行溶液净化后得到含Bi3+及Sn2+等的净化液,再通过隔膜电积从净化液中提取金属Bi同时实现含Sn4+溶液的再生并返回浸出的处理工艺,包括以下步骤:
步骤一:高铋铅阳极泥或铋渣的浸出
以SnCl4-HCl为浸出剂对洗涤后的高铋铅阳极泥或铋渣进行浸出处理,之后再过滤分离,得到含铋浸出液及富集金、银的浸出渣;
以SnCl4-HCl作为氧化浸出体系的原因在于Sn4+/Sn2+的标准电极电位E0(V)=0.15,其氧化性能适中,可以做到对高铋铅阳极泥或铋渣中铋的完全浸出,与传统氧化剂如Cl2、FeCl3、NaClO3等相比又可降低其它杂质元素被氧化浸出而进入溶液中的程度,降低后续溶液除杂负担;其次,选择SnCl4-HCl作为氧化浸出体系的原因,还在于浸出得到的Sn2+离子可在后续隔膜电积提取铋时又能够完全再生,实现Sn4+→Sn2+→Sn4+的闭路循环,Sn反应前后总量未变,在此过程中仅起分离铋“载体”的作用。
步骤二:含铋浸出液铋粉置换
以铋粉为置换剂,对步骤一所得含铋浸出液进行还原置换,溶液中银离子被置换进入渣中,液固分离,分别得到置换后液和置换后渣;
步骤三:置换后液还原沉淀
向步骤二所得置换后液中加入还原沉淀剂并以H2SO4调整溶液酸度,所述还原沉淀剂为PbS、SnS中的一种或两种,还原沉淀后过滤分离,分别得到还原沉淀渣及还原沉淀后液;
步骤四:还原沉淀后液深度净化
向步骤三所得还原沉淀后液中加入净化剂并升温进行深度净化处理;
步骤五:外场耦合隔膜电积提取铋
以步骤四得到的净化后液为电解液进行外场耦合隔膜电积提取铋;
步骤六:电解后液后处理
步骤五结束后,将得到的阴阳极溶液合并,加入适当量的锡粉或铅粉对溶液进行置换处理,置换后液作为浸出液返回步骤一;
所述的高铋铅阳极泥或铋渣中铋含量>30%。
所述的高铋铅阳极泥是粗铅电解精炼时,脱落于电解槽中形成的阳极泥,所述的铋渣是粗铅进行氧化精炼时,粗铅中的杂质铋氧化造渣所得的产物。
所述的步骤一中HCl浓度为2~6mol/L,优选为3~5mol/L,SnCl4的用量为将所述的高铋铅阳极泥或铋渣中铋氧化浸出所需理论量的1~4倍,优选为2~3倍。
所述的步骤一中浸出温度为30~90℃,优选为35~60℃。
所述的步骤二中含铋浸出液进行铋粉还原置换时铋粉加入量为将溶液中银离子置换所需理论量的1~1.5倍,优选为1.1~1.3倍,置换温度为10~60℃,优选为30~50℃。
所述的步骤三中置换后液还原沉淀时加入的还原沉淀剂为将溶液中Cu2+,Sb3+及As3+离子形成硫化物沉淀CuS,Sb2S3及As2S3所需理论量的1~1.5倍,优选为1.1~1.3倍,加入的方式为:与H2SO4同时加入,且H2SO4的加入量为:将溶液中Pb2+形成PbSO4所需理论量的1~1.5倍,优选为1.1~1.3倍,反应温度为30~90℃,优选为50~70℃,反应时间1~4h,优选为2~3h。
所述的步骤四中所述的净化剂是包括次亚磷酸钠,以及BaCO3与H2SO4的复配悬浊液,其中次亚磷酸钠的用量为将溶液中As3+全部还原为单质As所需摩尔量的1~12倍,优选为3~6倍、BaCO3与H2SO4的复配悬浊液的加入量为将溶液中Pb2+全部形成复盐沉淀所需摩尔量的1~6倍,优选为2~4倍。
所述的步骤四所述的升温是首先将溶液升温至40~80℃,优选为50~70℃,反应10~180min,优选为60~120min,之后再升温至90℃~140℃,优选为100~115℃,反应10~120min,优选为30~60min。
所述的步骤五所述的外场耦合隔膜电积提取铋的具体过程为:所述的外场为超声波场耦合普通电场、超声波场耦合脉冲电场或单一的脉冲电场;超声波场的超声波频率为10KHz~100KHz,,优选30~60KHz;脉冲电场的脉冲频率为50~1000Hz,优选200~500Hz,占空比为50%~90%,,优选60~80%,脉冲平均电流密度为200~800A/m2,优选300~500A/m2;普通电场的电流密度为10A/m2~600A/m2,优选200~400A/m2;温度20~80℃,优选30~50℃,极距3~12cm,优选5~8cm,阴阳极材料为石墨板、钛板、镀钌钛板或不锈钢板;电积周期大于20h/次,优选24~30h/次,隔膜材料为阴离子膜。
所述的步骤六中电解液后处理时锡粉或铅粉加入量为将溶液中Sb3+置换为单质所需理论量的1~1.5倍,优选为1.2~1.4倍,置换温度为10~60℃,优选为30~50℃。
本发明相对现有技术的优势及带来的有益技术效果:
本发明针对现有高铋铅阳极泥或铋渣火法、湿法处理工艺存在“金属回收率低、成本高、污染重”的现状,提出了一种以Sn4+为元素分离的“载体”,从高铋铅阳极泥或铋渣中清洁回收Bi、深度去除铅、砷及高效富集金、银的工艺。
由于高铋铅阳极泥或铋渣处理难度较大,本发明除了需要获得主产品金属铋外,还需要对高铋铅阳极泥或铋渣中的铅、铜、锑、砷等杂质元素进行有效分离回收,且要对其中的金、银等贵金属进行全量富集。对此,发明人经过了大量的实验探索和研究,得出了如上所述的技术方案。
本发明中各个步骤有效衔接,协同配合,获得了本领域技术人员难以预料到的技术效果。本发明的发明人偶然发现可以使用SnCl4-HCl体系作为回收高铋铅阳极泥或铋渣中铋的有效“载体”,并通过对处理工艺的不断改进,才获得了本发明的效果,耗费了发明人大量的心血。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步说明本发明,但本发明并不限于下述实施例。
实施例1
湖南某公司提供的铅阳极泥成分为:Bi 42.5%,Cu 5.2%,Pb 12.4%,Sb 9.5%,As 3.9%,Ag 2215g/t。
取上述铅阳极泥200g,放入2L自来水中搅拌洗涤后过滤分离。洗涤后的铅阳极泥在温度为50℃、液体体积(ml)与固体质量(g)比为4:1的条件下,与SnCl4-HCl进行浸出反应3h,其中HCl浓度为3.5mol/L,SnCl4用量为将铅阳极泥中铋氧化浸出所需理论量的1.2倍。反应结束后,液固分离烘干得到浸出渣37.2g,浸出液806ml,分析溶液中Bi,Cu,Pb,Sb,As及Ag浓度,计算得其浸出率分别为95.7%,45.1%,27.7%,51.0%,14.7%及1.6%。之后,向浸出液中加入铋粉对溶液中的Ag+进行还原,加入的铋粉量为将Ag+还原所需理论量的1.2倍,置换反应温度为30℃,反应结束后,液固分离,置换渣并入之前获得的浸出渣中,溶液中Ag+浓度分析结果表明其置换率接近100%。分析置换后溶液中Cu2+,Sb3+及As3+的浓度,再加入将溶液中Cu2+,Sb3+及As3+离子形成硫化物沉淀(CuS,Sb2S3及As2S3)所需理论量的1.2倍的PbS及H2SO4,且H2SO4的加入量为:将溶液中Pb2+形成PbSO4所需理论量的1.4倍,反应温度为75℃,反应3h后结束反应并进行液固分离。分别得到硫化物沉淀渣,及沉淀后液,分析沉淀后液中Cu2+,Sb3+,Pb2+,As3+,Bi3+及Sn2+的浓度,计算得出其沉淀率分别为94.7%,98,5%,92.6%,94.9%,10.3%及2.7%。将亚磷酸钠,以及BaCO3与H2SO4构成的复配悬浊液加入到硫化沉淀后液中进行溶液深度净化反应,首先将溶液升温至45℃反应60min,之后再升温至95℃反应30min后结束反应。其中次亚磷酸钠的用量为将溶液中As3+全部还原为单质As所需摩尔量的2倍、BaCO3与H2SO4的复配悬浊液的加入量为将溶液中Pb2+全部形成复盐沉淀所需摩尔量的2.5倍。反应结束后,液固分离,得到净化液813ml。之后将得到的净化液一分为二进行超声波耦合隔膜电积提取铋,超声频率为15KHz,电流密度200A/m2,温度30℃,极距5cm,阴、阳极材料分别为钛板、石墨板,隔膜电积24h后结束反应。阴极得到致密电铋板40.5g,经ICP-OES分析其纯度为97.82%,铋直收率为95.3%,阴、阳极溶合并后,分析其中的Sn2+浓度48.2g/L,Sn4+浓度49,1g/L,Sb3+浓度2.17g/L,加入将溶液中Sb3+置换为单质所需理论量的1.1倍海绵铅粉,置换温度为30℃后液固分离,置换后液作为氧化剂返回浸出过程。
实施例2
云南某公司提供的铋渣成分为:Bi 57.5%,Cu 11.9%,Pb 10.6%,Sb 2.9%,Ag18.7kg/t。
取上述铋渣500g,放入3L自来水中搅拌洗涤后过滤分离。洗涤后的铋渣在温度为30℃、液体体积(ml)与固体质量(g)比为5:1的条件下,与SnCl4-HCl进行浸出反应3h,其中HCl浓度为4.5mol/L,SnCl4用量为将铅阳极泥中铋氧化浸出所需理论量的1.5倍。反应结束后,液固分离并烘干得到浸出渣437.5g,浸出液2490ml,分析溶液中Bi,Cu,Pb,Sb及Ag浓度,计算得其浸出率分别为98.2%,61.6%,17.4%,36.6%及0.9%。之后,向浸出液中加入铋粉对溶液中的Ag+进行还原,加入的铋粉量为将Ag+还原所需理论量的1.1倍,置换反应温度为40℃,反应结束后,液固分离,置换渣并入之前获得的浸出渣中,溶液中Ag+浓度分析结果表明其置换率接近100%。分析置换后溶液中Cu2+,Sb3+的浓度,再加入将溶液中Cu2+,Sb3+离子形成硫化物沉淀(CuS,Sb2S3)所需理论量的1.4倍的PbS及H2SO4,且H2SO4的加入量为:将溶液中Pb2+形成PbSO4所需理论量的1.2倍,反应温度为60℃,反应2h后结束反应并进行液固分离。分别得到硫化物沉淀渣,及沉淀后液,分析沉淀后液中Cu2+,Sb3+,Pb2+,Bi3+及Sn2+的浓度,计算得出其沉淀率分别为97.1%,95.1%,97.4%,13.7%及1.9%。因原料中不存在As,固对硫化沉淀后液进行进一步净化时仅加入以BaCO3与H2SO4构成的复配悬浊液,并将溶液升温至55℃反应90min。其中,BaCO3与H2SO4的复配悬浊液的加入量为将溶液中Pb2+全部形成复盐沉淀所需摩尔量的2倍。反应结束后,液固分离,得到净化液2383ml。之后将得到的净化液一分为二进行脉冲电场耦合隔膜电积提取铋,脉冲电场的脉冲频率为800Hz,超声频率为15KHz,占空比为70%,脉冲平均电流密度为400A/m2;温度40℃,极距6cm,阴、阳极材料分别为不锈钢板、镀钌钛板,隔膜电积24h后结束反应。阴极得到致密电铋板133.5g,经ICP-OES分析其纯度为97.3%,铋回收率为90.2%,阴、阳极溶合并后,加入锡粉4.7g在35℃条件下搅拌反应30min后液固分离,置换后液作为氧化剂返回浸出过程。
对比实施例1
取上述实施例1中的铅阳极泥200g,放入2L自来水中搅拌洗涤后过滤分离。洗涤后的铅阳极泥在温度为50℃、液体体积(ml)与固体质量(g)比为4:1的条件下,与SnCl4-HCl进行浸出反应3h,其中HCl浓度为3.5mol/L,SnCl4用量为将铅阳极泥中铋氧化浸出所需理论量的1.2倍。反应结束后,液固分离烘干得到浸出渣37.4g,浸出液809ml,分析溶液中Bi,Cu,Pb,Sb,As及Ag浓度,计算得其浸出率分别为95.3%,45.4%,27.2%,51.5%,13.9%及1.2%。之后,向浸出液中加入铋粉对溶液中的Ag+进行还原,加入的铋粉量为将Ag+还原所需理论量的1.2倍,置换反应温度为30℃,反应结束后,液固分离,置换渣并入之前获得的浸出渣中,溶液中Ag+浓度分析结果表明其置换率接近100%。分析置换后溶液中Cu2+,Sb3+及As3+的浓度,再加入将溶液中Cu2+,Sb3+及As3+离子形成硫化物沉淀(CuS,Sb2S3及As2S3)所需理论量的1.2倍的Na2S或(NH4)2S,H2SO4的加入量为:将溶液中Pb2+形成PbSO4所需理论量的1.4倍,反应温度为75℃,反应3h后结束反应并进行液固分离。分别得到硫化物沉淀渣,及沉淀后液,分析沉淀后液中Cu2+,Sb3+,Pb2+,As3+,Bi3+及Sn2+的浓度,计算得出其沉淀率分别为56.2%,216%,87.2%,34.2%,14.1%及5.1%。将亚磷酸钠,以及BaCO3与H2SO4构成的复配悬浊液加入到硫化沉淀后液中进行溶液深度净化反应,首先将溶液升温至45℃反应60min,之后再升温至95℃反应30min后结束反应。其中次亚磷酸钠的用量为将溶液中As3+全部还原为单质As所需摩尔量的2倍、BaCO3与H2SO4的复配悬浊液的加入量为将溶液中Pb2+全部形成复盐沉淀所需摩尔量的2.5倍。反应结束后,液固分离,得到净化液815ml。之后将得到的净化液一分为二进行超声波耦合隔膜电积提取铋,超声频率为15KHz,电流密度200A/m2,温度30℃,极距5cm,阴、阳极材料分别为钛板、石墨板,隔膜电积24h后结束反应。阴极无法得到致密电铋板,只得到疏松黑色海绵状粉末40.3g,经ICP-OES及化学滴定法分析其含铋51.8%,含铜27.4%,含砷11.7%以及含锑8.4%,铋直收率为42.7%,阴、阳极溶合并后,分析其中的Sn2+浓度45.1g/L,Sn4+浓度43.4g/L,Sb3+浓度6.8g/L,加入将溶液中Sb3+置换为单质所需理论量的1.1倍海绵铅粉,置换温度为30℃后液固分离,置换后液作为氧化剂返回浸出过程。
对比实施例2
取如上述实施例2中的铋渣500g,放入3L自来水中搅拌洗涤后过滤分离。洗涤后的铋渣在温度为30℃、液体体积(ml)与固体质量(g)比为5:1的条件下,与SnCl4-HCl进行浸出反应3h,其中HCl浓度为4.5mol/L,SnCl4用量为将铅阳极泥中铋氧化浸出所需理论量的1.5倍。反应结束后,液固分离并烘干得到浸出渣438.1g,浸出液2481ml,分析溶液中Bi,Cu,Pb,Sb及Ag浓度,计算得其浸出率分别为98.5%,61.0%,16.9%,36.1%及1.1%。之后,向浸出液中加入铋粉对溶液中的Ag+进行还原,加入的铋粉量为将Ag+还原所需理论量的1.1倍,置换反应温度为40℃,反应结束后,液固分离,置换渣并入之前获得的浸出渣中,溶液中Ag+浓度分析结果表明其置换率接近100%。分析置换后溶液中Cu2+,Sb3+的浓度,再加入将溶液中Cu2+,Sb3+离子形成硫化物沉淀(CuS,Sb2S3)所需理论量的1.4倍的PbS及H2SO4,且H2SO4的加入量为:将溶液中Pb2+形成PbSO4所需理论量的1.2倍,反应温度为60℃,反应2h后结束反应并进行液固分离。分别得到硫化物沉淀渣,及沉淀后液,分析沉淀后液中Cu2+,Sb3+,Pb2+,Bi3+及Sn2+的浓度,计算得出其沉淀率分别为98.4%,95.3%,96.1%,13.1%及1.0%。因原料中不存在As,固对硫化沉淀后液进行进一步净化时仅加入以BaCO3与H2SO4构成的复配悬浊液,并将溶液升温至55℃反应90min。其中,BaCO3与H2SO4的复配悬浊液的加入量为将溶液中Pb2+全部形成复盐沉淀所需摩尔量的2倍。反应结束后,液固分离,得到净化液2388ml。之后将得到的净化液一分为二进行普通电场隔膜电积提取铋,电流密度为400A/m2;温度40℃,极距6cm,阴、阳极材料分别为不锈钢板、镀钌钛板,隔膜电积3h后反应无法继续下去,原因在于阴极析出大量“漂浮海绵铋粉”,漂浮在阴阳极之间,导致阴阳极短路,使得电积无法进行下去。

Claims (10)

1.一种处理高铋铅阳极泥或铋渣的方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤一:高铋铅阳极泥或铋渣的浸出
以SnCl4-HCl为浸出剂对洗涤后的高铋铅阳极泥或铋渣进行浸出反应,过滤分离,得到含铋浸出液及富集金、银的浸出渣;
步骤二:含铋浸出液铋粉置换
以铋粉为置换剂,对步骤一所得含铋浸出液进行还原置换,溶液中银离子被置换进入渣中,液固分离,分别得到置换后液和置换后渣;
步骤三:置换后液还原沉淀
向步骤二所得置换后液中加入还原沉淀剂并以H2SO4调整溶液酸度,所述还原沉淀剂为PbS、SnS中的一种或两种,还原沉淀后过滤分离,分别得到还原沉淀渣及还原沉淀后液;
步骤四:还原沉淀后液深度净化
向步骤三所得还原沉淀后液中加入净化剂并升温进行深度净化处理;
步骤五:外场耦合隔膜电积提取铋
以步骤四得到的净化后液为电解液进行外场耦合隔膜电积提取铋;
步骤六:电解后液后处理
步骤五结束后,将得到的阴阳极溶液合并,加入适当量的锡粉或铅粉对溶液进行置换处理,置换后液作为浸出液返回步骤一;
所述的高铋铅阳极泥或铋渣中铋含量>30%。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的高铋铅阳极泥是粗铅电解精炼时,脱落于电解槽中形成的阳极泥,所述的铋渣是粗铅进行氧化精炼时,粗铅中的杂质铋氧化造渣所得的产物。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的步骤一中HCl浓度为2~6mol/L,优选为3~5mol/L;SnCl4的用量为将所述的高铋铅阳极泥或铋渣中铋氧化浸出所需理论量的1~4倍,优选为2~3倍。
4.根据权利要求1或3所述的方法,其特征在于,所述的步骤一中浸出温度为30~90℃,优选为35~60℃。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的步骤二中含铋浸出液进行铋粉还原置换时铋粉加入量为将溶液中银离子置换所需理论量的1~1.5倍,优选为1.1~1.3倍,置换温度为10~60℃,优选为30~50℃。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的步骤三中置换后液还原沉淀时加入的还原沉淀剂为将溶液中Cu2+,Sb3+及As3+离子形成硫化物沉淀CuS,Sb2S3及As2S3所需理论量的1~1.5倍,优选为1.1~1.3倍,加入的方式为:与H2SO4同时加入,且H2SO4的加入量为:将溶液中Pb2+形成PbSO4所需理论量的1~1.5倍,优选为1.1~1.3倍,反应温度为30~90℃,优选为50~70℃,反应时间1~4h,优选为2~3h。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤四中所述的净化剂是包括次亚磷酸钠,以及BaCO3与H2SO4的复配悬浊液,其中次亚磷酸钠的用量为将溶液中As3+全部还原为单质As所需摩尔量的1~12倍,优选为3~6倍、BaCO3与H2SO4的复配悬浊液的加入量为将溶液中Pb2+全部形成复盐沉淀所需摩尔量的1~6倍,优选为2~4倍。
8.根据权利要求1或7所述的方法,其特征在于,步骤四所述的升温是首先将溶液升温至40~80℃,优选为50~70℃,反应10~180min,优选为60~120min,之后再升温至90℃~140℃,优选为100~115℃,反应10~120min,优选为30~60min。
9.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤五所述的外场耦合隔膜电积提取铋的具体过程为:所述的外场为超声波场耦合普通电场、超声波场耦合脉冲电场或单一的脉冲电场;超声波场的超声波频率为10KHz~100KHz,优选30~60KHz;脉冲电场的脉冲频率为50~1000Hz,优选200~500Hz,占空比为50%~90%,优选60~80%,脉冲平均电流密度为200~800A/m2,优选300~500A/m2;普通电场的电流密度为10A/m2~600A/m2,优选200~400A/m2;温度20~80℃,优选30~50℃,极距3~12cm,优选5~8cm,阴阳极材料为石墨板、钛板、镀钌钛板或不锈钢板;电积周期大于20h/次,优选24~30h/次,隔膜材料为阴离子膜。
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的步骤六中电解液后处理时锡粉或铅粉加入量为将溶液中Sb3+置换为单质所需理论量的1~1.5倍,优选为1.2~1.4倍,置换温度为10~60℃,优选为30~50℃。
CN201710239434.0A 2017-04-13 2017-04-13 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法 Active CN106978538B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710239434.0A CN106978538B (zh) 2017-04-13 2017-04-13 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710239434.0A CN106978538B (zh) 2017-04-13 2017-04-13 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN106978538A true CN106978538A (zh) 2017-07-25
CN106978538B CN106978538B (zh) 2018-07-03

Family

ID=59345021

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201710239434.0A Active CN106978538B (zh) 2017-04-13 2017-04-13 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN106978538B (zh)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108913898A (zh) * 2018-06-07 2018-11-30 郴州市金贵银业股份有限公司 一种高铋铅阳极泥的处理工艺
CN109055981A (zh) * 2018-07-27 2018-12-21 郴州雄风环保科技有限公司 一种铅阳极泥洗水除杂工艺
CN110791667A (zh) * 2019-11-18 2020-02-14 四川正祥环保技术有限公司 一种铋渣中回收铋的工艺方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101775619A (zh) * 2010-03-26 2010-07-14 中南大学 一种铋或锑湿法清洁冶金方法
CN102816929A (zh) * 2012-08-20 2012-12-12 中南大学 一种制备锑或铋水解母液的短流程方法及所使用的复合净化剂
JP5403224B2 (ja) * 2009-02-27 2014-01-29 三菱マテリアル株式会社 ビスマスの回収方法
CN105624408A (zh) * 2016-04-07 2016-06-01 中南大学 一种从废镀锡包铜铁针中分离回收锡、铜、铁的方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5403224B2 (ja) * 2009-02-27 2014-01-29 三菱マテリアル株式会社 ビスマスの回収方法
CN101775619A (zh) * 2010-03-26 2010-07-14 中南大学 一种铋或锑湿法清洁冶金方法
CN102816929A (zh) * 2012-08-20 2012-12-12 中南大学 一种制备锑或铋水解母液的短流程方法及所使用的复合净化剂
CN105624408A (zh) * 2016-04-07 2016-06-01 中南大学 一种从废镀锡包铜铁针中分离回收锡、铜、铁的方法

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108913898A (zh) * 2018-06-07 2018-11-30 郴州市金贵银业股份有限公司 一种高铋铅阳极泥的处理工艺
CN109055981A (zh) * 2018-07-27 2018-12-21 郴州雄风环保科技有限公司 一种铅阳极泥洗水除杂工艺
CN110791667A (zh) * 2019-11-18 2020-02-14 四川正祥环保技术有限公司 一种铋渣中回收铋的工艺方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN106978538B (zh) 2018-07-03

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP3616314B2 (ja) 銅電解殿物の処理方法
CN101565174B (zh) 一种从含碲冶炼渣中提取精碲的方法
CN104630826B (zh) 一种从锡阳极泥中回收锡的工艺
CN108624759B (zh) 一种从白烟尘中综合回收有价金属的方法
CN101775619B (zh) 一种铋或锑湿法清洁冶金方法
CN101328541B (zh) 黄金湿法提纯工艺
CN107177865B (zh) 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺
CN101434385A (zh) 一种从铜阳极泥中提取碲的工艺
CN108220999B (zh) 一种从冶金含镉烟尘中回收镉的方法及从镉-氨溶液中回收镉的装置
CN101514396A (zh) 从含锡铅阳极泥中分离锡、锑的方法
CN106978538B (zh) 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法
JPH11506808A (ja) 銅マットの電解採取方法
CN104017991A (zh) 一种高效选择性分离铅冰铜中铜的工艺
CN105967153A (zh) 一种从高碲渣料中回收碲的工艺
CN105886785A (zh) 一种从含高硒碲富银渣中制取高纯银粉的方法
CN107557580A (zh) 一种湿法炼锌净化除铜镉的方法
CN102765703B (zh) 用三沉淀法从含碲物料中提取高纯碲的工艺
CN104746105B (zh) 一种分离含锑合金的装置及方法
CN108193046B (zh) 一种锡阳极泥中金属最优回收方法
CN104152701B (zh) 从粗锡精炼渣中回收锡的方法
JP3427879B2 (ja) 含銅塩化ニッケル溶液からの銅の除去方法
CN106282587A (zh) 一种从铜镉渣中回收铜和镉的方法
CN102690951A (zh) 一种从铅阳极泥碱浸脱砷液中去除铅、锑的方法
CN107299228A (zh) 一种湿法炼锌净化铜渣提取金属铜的方法
CN113564622B (zh) 一种从碲化铜物料高效分离铜碲的方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant
TR01 Transfer of patent right
TR01 Transfer of patent right

Effective date of registration: 20220511

Address after: 413000 Changchun Industrial Park, Ziyang District, Yiyang, Hunan

Patentee after: SHINY MATERIALS SCIENCE & TECHNOLOGY Inc.

Address before: Yuelu District City, Hunan province 410083 Changsha Lushan Road No. 932

Patentee before: CENTRAL SOUTH University