CN107177865A - 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺 - Google Patents

一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺 Download PDF

Info

Publication number
CN107177865A
CN107177865A CN201710443104.3A CN201710443104A CN107177865A CN 107177865 A CN107177865 A CN 107177865A CN 201710443104 A CN201710443104 A CN 201710443104A CN 107177865 A CN107177865 A CN 107177865A
Authority
CN
China
Prior art keywords
bismuth
lead
anode
pulse
electrolysis
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
CN201710443104.3A
Other languages
English (en)
Other versions
CN107177865B (zh
Inventor
杨建广
南天翔
丁龙
杨建英
李树超
陈冰
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 CN201710443104.3A priority Critical patent/CN107177865B/zh
Publication of CN107177865A publication Critical patent/CN107177865A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN107177865B publication Critical patent/CN107177865B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C5/00—Electrolytic production, recovery or refining of metal powders or porous metal masses
    • C25C5/02—Electrolytic production, recovery or refining of metal powders or porous metal masses from solutions
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • C22B11/042—Recovery of noble metals from waste materials
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0063—Hydrometallurgy
    • C22B15/0084—Treating solutions
    • C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
    • C22B15/0091—Treating solutions by chemical methods by cementation
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
    • C22B30/02—Obtaining antimony
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
    • C22B30/06—Obtaining bismuth
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working 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
    • C22B7/006—Wet processes
    • C22B7/007—Wet processes by acid leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25B—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES FOR THE PRODUCTION OF COMPOUNDS OR NON-METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25B1/00—Electrolytic production of inorganic compounds or non-metals
    • C25B1/01—Products
    • C25B1/24—Halogens or compounds thereof
    • C25B1/26—Chlorine; Compounds thereof
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/22—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of metals not provided for in groups C25C1/02 - C25C1/20
    • Y—GENERAL 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Abstract

本发明公开了一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺，该工艺以高铋铅阳极泥浇铸而成的合金作为阳极，将其装入阳极袋中在盐酸‑氯盐体系进行脉冲氯化电解。电解时阳极不溶物脱落入阳极袋中形成阳极泥，而铅则以铅‑氯配合物的形式溶入溶液，铋则以粗铋粉的形式在阴极析出。电解后分别得到阳极泥、氯化铅配合物溶液及粗铋粉。氯化铅溶液降温结晶得到氯化铅，结晶母液返回配制电解液。粗铋粉采用甲磺酸进行氧化浸出，分别得到浸出液及富集了锑、银的浸出渣。浸出液置换净化后脉冲电积得到电铋，电积后液返回粗铋粉的浸出。该工艺可以对高铋铅合金中的铅、铋进行分类提取，银得到富集，实现了工艺流程的闭路循环，具有工艺流程简单、有价元素回收率高、清洁环保的优点。

Description

一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺
技术领域
本发明属于湿法冶金领域，具体涉及一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺。
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30％以上，其经济效益有时甚至超过主产品金、银的利润，如何更有效的处理高铋铅阳极泥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。
高铋铅阳极泥湿法回收铋的方法主要是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，寻找一种能高效分离铅铋、金银富集程度高的高铋铅阳极泥清洁处理工艺具有重要意义。
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(将铋含量>30％的铅阳极泥称为高铋铅阳极泥)浇铸而成的高铋铅合金的新工艺，以实现高铋铅阳极合金中铅铋的高效分离提取及铜、锑、银的富集回收。
本发明的技术方案在于首先以高铋铅阳极泥浇铸而成的合金作为阳极，将其装入阳极袋中置于盐酸-氯盐体系中进行脉冲氯化电解，使高铋铅合金中的铅以铅-氯配合物的形式溶入溶液(PbCli 2-i(i＝1～5))，阳极电解不溶物则脱落入阳极袋中，铋则在阴极以海绵铋粉的形式析出，电解后分别得到氯化铅配合物溶液、阳极泥及粗铋粉。氯化铅溶液降温结晶得到氯化铅产品，结晶母液返回配置高铋铅合金电解液。粗铋粉采用甲磺酸进行氧化浸出，分别得到浸出液及富集了锑、银的浸出渣。浸出液置换净化后脉冲电积得到电铋，电积后液返回粗铋粉的浸出，所述的高铋铅阳极泥中的铋含量>30％。具体包括以下步骤：
步骤一：高铋铅合金的脉冲氯化电解
以以高铋铅阳极泥浇铸而成的合金为阳极，在HCl-氯盐体系中进行脉冲氯化电解。电解时阳极装入耐酸腐蚀的帆布材质阳极袋中，以承接阳极电解时脱落的阳极不溶物，铋则以铋粉的形式在阴极析出。电解结束后液固分离，分别得到氯化铅溶液(PbCli 2-i(i＝1～5))、粗铋粉及阳极袋中的阳极泥。
选择在HCl-氯盐体系对高铋铅合金阳极进行脉冲氯化电解的原因在于结合Pb2+能与Cl-形成稳定配合物(PbCli 2-i(i＝1～5))及铅的电极电势远低于高铋铅合金中其它金属的电极电势的特点。因此，通过控制适当的脉冲氯化电解条件，可将高铋铅合金中的铅以PbCli 2-i(i＝1～5)的形式溶解到溶液中；以MeS(Me代表阳极中Cu，Sb，Ag等)形式存在阳极不溶物组分则脱落入阳极袋中形成阳极泥；阳极中以单质态或氧化态存在的金属(主要是铋)则在阳极氧化失去电子后，通过脉冲电场的作用在阴极还原析出为单质态(形成海绵铋)。同时，脉冲电场的应用，可以在相同条件下施加更大的阳极电流使阳极更易发生阳极溶解而不发生常规直流电解易产生的“阳极钝化”现象，避免常规阳极电解需频繁停止反应进行阳极刷板的问题。最终通过上述技术点的组合，达到脉冲氯化电解高效分离铅、铋的目的。
步骤二：氯化铅溶液结晶
将电解得到的氯化铅溶液进行降温结晶，得到氯化铅产品和结晶母液，结晶母液返回步骤一用于配制电解液。
步骤三：粗铋粉的氧化酸性浸出
以甲磺酸为浸出剂，将步骤一得到的粗铋粉进行氧化酸性浸出。浸出结束后液固分离，分别得到甲磺酸铋溶液(浸出液)和富集了锑、银的浸出渣。
采用甲磺酸进行氧化浸出的目的，主要是利用甲磺酸能将铋及氧化铋溶解，而难以将银、高价锑氧化物溶解的特点。经过特定条件下的氧化浸出后，可以将粗铋粉中的铋氧化浸出得到甲磺酸铋溶液，而粗铋粉中的锑、银则富集在浸出渣中，实现粗铋粉中与铋与锑、银的初步分离。
步骤四：甲磺酸铋溶液的置换及脉冲电积
加入适量的铋粉对甲磺酸铋溶液(浸出液)进行置换处理后液固分离，分别得到富集铜的置换渣及甲磺酸铋溶液(浸出液)。甲磺酸铋溶液(浸出液)进行脉冲电积，电积结束后阴极得到电铋，电积后液调整酸度后可以作为浸出液返回步骤三用于粗铋粉的氧化酸性浸出。甲磺酸铋溶液(浸出液)电积前加入适量铋粉置换的原因在于将溶液中少量的铜离子置换分离入渣，使得电积铋时得到的阴极铋纯度更高。
本发明进一步包括以下优选的技术方案：
所述步骤一中脉冲氯化电解时脉冲电场的脉冲频率为50～2000Hz，占空比为50％～80％，脉冲平均电流密度为200～1000A/m2，电解时间为3～20h。
所述的步骤一中脉冲氯化电解温度为30～90℃，HCl浓度为1～5mol/L,所述的氯盐为NaCl，NH4Cl中的一种或两种的混合物，氯盐浓度为30～250g/L。
所述的步骤一中脉冲氯化电解时阴阳极间距为3～12cm，阴极材质为石墨、钛、不锈钢中的一种。
所述的步骤二氯化铅溶液降温结晶温度为：从电解温度降温至10℃以下(或等于10℃)。
所述的步骤三中粗铋粉的氧化酸性浸出条件为：甲磺酸浓度为1～5mol/L，温度为20～80℃，液体体积(ml)与固体质量(g)比为2～6:1，浸出时间为1～5h。
所述的步骤三中粗铋粉的氧化酸性浸出时所用的氧化剂为H2O2、O2、O3中的一种或两种的混合物，氧化剂的用量为将粗铋粉中的单质铋氧化为Bi2O3所需理论量的1～5倍。
所述的步骤四中浸出液置换处理时加入的铋粉量为将溶液中铜离子全部还原为单质铜所需理论量的1～5倍，还原温度为10～80℃，还原时间为10～120min。
所述的步骤四中置换后液进行脉冲电积的条件为：脉冲电场的脉冲频率为500～2000Hz，占空比为50％～90％，脉冲平均电流密度为100～600A/m2，温度为10～50℃，置换后液中甲磺酸浓度为1～5mol/L,Bi离子浓度为10～200g/L，阴阳极间距为3～12cm，阳极为钛板、石墨板中的一种，阴极材质为钛、不锈钢中的一种，脉冲电积时间1～20h。
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，提出了将高铋铅阳极泥熔铸成高铋铅合金，并以“HCl-氯盐体系脉冲氯化电解分离铅-甲磺酸体系氧化浸出-脉冲电积分离铋并富集银”技术的组合处理高铋铅合金工艺。该发明工艺在解决了高铋铅合金中铅铋分离、锑铋分离难题的基础上，从高铋铅合金中获得氯化铅及金属铋产品，也实现了高铋铅合金中铜、锑、银等的全量富集。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HCl-氯盐体系脉冲氯化电解与甲磺酸体系电积相结合可以高效分离回收高铋铅合金阳极中的铅、铋及富集银，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。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
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
湖南某公司提供的以高铋铅阳极泥浇铸而成的高铋铅阳极合金成分为：Bi40.1％，Cu 1.9％，Pb 51.4％，Sb 4.5％,Ag 1.9％。
以此高铋铅合金为阳极(长12cm×宽8cm×厚2cm)，以石墨为阴极在HCl-NaCl体系中进行脉冲氯化电解，阳极置于帆布阳极袋中。电解时脉冲电场的脉冲频率为500Hz，占空比为60％，脉冲平均电流密度为700A/m2，温度为60℃，阴阳极间距为6cm，电解液体积1L,电解液中HCl浓度为3mol/L,NaCl浓度为100g/L。在此条件下电解10h后停止反应，液固分离，阴极海绵铋粉用50ml的热水冲洗2次后烘干，洗水与滤液合并。最终得到粗铋粉11.7g，阳极不溶物(阳极泥)1.33g(经分析，含银9.12％)，滤液中铅离子浓度为28.5g/L，铋离子浓度0.04g/L,铜离子浓度为0.03g/L，而锑离子与银离子浓度均为0.002g/L。将此滤液在冰箱中冷却至10℃后液固分离，得到白色氯化铅晶体26.4g(纯度99.4％)，及结晶母液1013ml。也即，在上述条件下进行脉冲氯化电解，实现了从高铋铅合金阳极中选择性地分离出铅，并产出高质量的氯化铅产品。
重复上述试验10次，收集各次试验获得的粗铋粉并混合均匀。取混合后的粗铋粉100g，与甲磺酸进行氧化浸出，浸出条件为：甲磺酸浓度为3.5mol/L，温度为50℃，液体体积(ml)与固体质量(g)比为4:1，H2O2的加入量为将粗铋粉中单质铋氧化为Bi2O3所需理论量的2.5倍。浸出为2h后结束反应并液固分离，得到浸出渣31.4g(经分析，含银11.4％),浸出液398ml。往浸出液中加入10g的铋粉，在50℃的条件下反应30min后液固分离。得到置换渣5.7g(经分析，含铜91.4％)及置换后液395ml。以此置换后液为电解液，在脉冲电场的脉冲频率为1000Hz，占空比为70％，脉冲平均电流密度为300A/m2，温度为30℃，阴阳极间距为6cm，阳极为钛板，阴极为不锈钢的条件下电积10h，在阴极得到致密阴极电铋板22g，电流效率96.3％，其纯度经分析为98.9％。电解液中甲磺酸酸度为3.4mol/L，可以返回用于粗铋粉的浸出。
实施例2
云南某公司提供的以高铋铅阳极泥浇铸而成的高铋铅阳极合金成分为：Bi38.3％，Cu 2.3％，Pb 52.7％，Sb 5.1％,Ag 1.3％。
以此高铋铅合金为阳极(长18cm×宽10cm×厚2cm)，以钛板为阴极在HCl-NH4Cl体系中进行脉冲氯化电解，阳极置于帆布阳极袋中。脉冲电场的脉冲频率为1200Hz，占空比为70％，脉冲平均电流密度为600A/m2，温度为70℃，阴阳极间距为7cm，电解液体积1.5L,电解液中HCl浓度为4mol/L,NH4Cl浓度为80g/L。在此条件下电解18h后结束反应，液固分离，阴极海绵铋粉用100ml浓度为0.1mol/L的盐酸溶液冲洗2次后烘干，洗水与滤液合并。最终得到粗铋粉20.4g，阳极不溶物(阳极泥)1.98g(经分析，含银7.4％)，滤液中铅离子浓度为26.1g/L，铋离子浓度0.02g/L,铜离子浓度为0.01g/L，锑离子与银离子浓度均为0.001g/L。将此滤液在冰箱中冷却至10℃后液固分离，得到白色氯化铅晶体32.6g(纯度99.5％)，及结晶母液1494ml。也即，在上述条件下进行脉冲氯化电解，实现了从高铋铅合金阳极中选择性地分离了铅，并产出高质量的氯化铅产品。
重复上述试验10次，收集各试验获得的粗铋粉并混合均匀。取混合后的粗铋粉200g，与甲磺酸进行氧化浸出，浸出条件为：甲磺酸浓度为4.0mol/L，温度为60℃，液体体积(ml)与固体质量(g)比为5:1，H2O2的加入量为将粗铋粉中单质铋氧化为Bi2O3所需理论量的3倍。浸出为1.5h后结束反应并液固分离，得到浸出渣52.1g(经分析，含银9.2％),浸出液993ml。往浸出液中加入25g的铋粉，在50℃的条件下反应60min后液固分离。得到置换渣12.5g(经分析，含铜88.3％)及置换后液981ml。以此置换后液为电解液，在脉冲频率为1200Hz，占空比为80％，脉冲平均电流密度为400A/m2，温度为40℃，阴阳极间距为5cm，阳极为石墨板，阴极为钛板的条件下电积18h，在阴极得到致密阴极电铋板31.9g，电流效率95.8％，其纯度经分析为98.1％。电解后液中甲磺酸酸度为3.65mol/L，可以返回用于粗铋粉的浸出。
对比实施例1
以实施例1中所述的高铋铅合金为阳极(长12cm×宽8cm×厚2cm)，以石墨为阴极在HCl-NaCl体系中进行常规直流氯化电解，阳极置于帆布阳极袋中。电解时电流密度为700A/m2，温度为60℃，阴阳极间距为6cm，电解液体积1L,电解液中HCl浓度为3mol/L,NaCl浓度为100g/L。在此条件下电解25min后槽电压迅速由之前的2.1v上升到5.2v，且随着时间的延长，槽电压进一步升高，阳极表面覆盖一层松散、多孔状物质，出现了典型的“阳极钝化”现象。阴极表面析出物仅1.3g，且随着时间的延长阴极析出物重量几乎没有增加，只好停止反应，将阳极板取出并用砂纸打磨阳极，但打磨后将阳极放入体系中重新电解约20min后，又出现“阳极钝化”，电解反应难以稳定进行下去。
对比实施例2
以上述实施例2中所述得到的铋粉置换后液981ml为电解液，在普通直流稳压电源条件下进行直流电积，电流密度为400A/m2，温度为40℃，阴阳极间距为5cm，阳极为石墨板，阴极为钛板的条件下电积18h，在阴极无法得到致密阴极铋板，仅得到疏松电积铋粉16.91g，且电积铋粉易从阴极表面脱落，电流效率仅48.7％。

Claims (9)

1.一种高铋铅合金分离铅、铋、银的工艺，其特征在于，首先以高铋铅阳极泥浇铸而成的合金为阳极，将其放入阳极袋中置于盐酸-氯盐体系进行脉冲氯化电解，使高铋铅合金中的铅以铅-氯配合物的形式溶入溶液，阳极电解不溶物则脱落入阳极袋中，铋则在阴极以海绵铋粉的形式析出，电解后分别得到氯化铅溶液、阳极泥及粗铋粉；粗铋粉采用甲磺酸进行氧化浸出，分别得到浸出液及富集了锑、银的浸出渣；浸出液置换净化后脉冲电积得到电铋；所述的高铋铅阳极泥中的铋含量>30％。
2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，具体包括以下步骤：
步骤一：高铋铅合金的脉冲氯化电解
以高铋铅阳极泥浇铸而成的高铋铅合金为阳极，在HCl-氯盐体系中进行脉冲氯化电解；电解时阳极装入耐酸腐蚀的帆布材质阳极袋中，以承接阳极电解时脱落的阳极不溶物，铋在阴极以铋粉的形式析出；电解结束后液固分离，分别得到氯化铅溶液、粗铋粉及阳极袋中的阳极泥；
步骤二：氯化铅溶液结晶
将电解得到的氯化铅溶液进行降温结晶，得到氯化铅产品和结晶母液，结晶母液返回步骤一用于配制脉冲氯化电解液；
步骤三：粗铋粉的氧化酸性浸出
以甲磺酸为浸出剂，将步骤一得到的粗铋粉进行氧化酸性浸出，浸出结束后液固分离，分别得到浸出液和富集了锑、银的浸出渣；
步骤四：甲磺酸铋溶液的置换及脉冲电积
加入适量的铋粉对浸出液进行置换还原处理后液固分离，分别得到富集了铜的置换渣及置换后液；置换后液进行脉冲电积，电积结束后阴极得到电铋，电积后液则调整酸度后作为浸出液返回步骤三用于粗铋粉的氧化浸出。
3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述步骤一中脉冲氯化电解时脉冲电场的脉冲频率为50～2000Hz，占空比为50％～80％，脉冲平均电流密度为200～1000A/m2，电解时间为3～20h。
4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述的步骤一中脉冲氯化电解温度为30～90℃，HCl浓度为1～5mol/L,所述的氯盐为NaCl，NH4Cl中的一种或两种的混合物，氯盐浓度为30～250g/L。
5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤一中脉冲氯化电解时阴阳极间距为3～12cm，阴极材质为石墨、钛、不锈钢中的一种。
6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤三中粗铋粉的氧化酸性浸出条件为：甲磺酸浓度为1～5mol/L，温度为20～80℃，液体体积(ml)与固体质量(g)比为2～6:1，浸出时间为1～5h。
7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤三中粗铋粉的氧化酸性浸出时所用的氧化剂为H2O2、O2、O3中的一种或两种的混合物，氧化剂的用量为将粗铋粉中的单质铋氧化为Bi2O3所需理论量的1～5倍。
8.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤四中浸出液置换处理时加入的铋粉量为将溶液中铜离子全部还原为单质铜所需理论量的1～5倍，还原温度为10～80℃，还原时间为10～120min。
9.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤四中置换后液进行脉冲电积的条件为：脉冲电场的脉冲频率为500～2000Hz，占空比为50％～90％，脉冲平均电流密度为100～600A/m2，温度为10～50℃，置换后液中甲磺酸浓度为1～5mol/L,Bi离子浓度为10～200g/L，阴阳极间距为3～12cm，阳极为钛板、石墨板中的一种，阴极材质为钛、不锈钢中的一种，脉冲电积时间1～20h。
CN201710443104.3A 2017-06-13 2017-06-13 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺 Active CN107177865B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710443104.3A CN107177865B (zh) 2017-06-13 2017-06-13 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710443104.3A CN107177865B (zh) 2017-06-13 2017-06-13 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN107177865A true CN107177865A (zh) 2017-09-19
CN107177865B CN107177865B (zh) 2018-09-28

Family

ID=59836259

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201710443104.3A Active CN107177865B (zh) 2017-06-13 2017-06-13 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN107177865B (zh)

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108914157A (zh) * 2018-07-12 2018-11-30 益阳生力材料科技股份有限公司 一种高锑铅合金分离铅、锑、银的工艺
CN110284155A (zh) * 2019-07-29 2019-09-27 富民薪冶工贸有限公司 一种含高铋的铅电解方法
CN110578153A (zh) * 2019-09-04 2019-12-17 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种电解精炼粗铋用电解液及电解方法
CN110629043A (zh) * 2019-09-04 2019-12-31 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法
CN110791802A (zh) * 2019-10-21 2020-02-14 北京曙光航空电气有限责任公司 一种基于极板包套的电化学处理方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101395285A (zh) * 2006-03-01 2009-03-25 巴斯夫欧洲公司 含金属化合物的酸浸方法
CN102586627A (zh) * 2012-02-14 2012-07-18 蒙自矿冶有限责任公司 一种从铋渣中回收铋的方法
CN103146928A (zh) * 2013-04-02 2013-06-12 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司韶关冶炼厂 一种全湿法处理高银铋铅阳极泥的方法
CN104141057A (zh) * 2014-07-28 2014-11-12 蒙自矿冶有限责任公司 一种贵铅中回收铋的方法
CN105350026A (zh) * 2015-11-17 2016-02-24 郴州市金贵银业股份有限公司 从铋渣中回收金属的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101395285A (zh) * 2006-03-01 2009-03-25 巴斯夫欧洲公司 含金属化合物的酸浸方法
CN102586627A (zh) * 2012-02-14 2012-07-18 蒙自矿冶有限责任公司 一种从铋渣中回收铋的方法
CN103146928A (zh) * 2013-04-02 2013-06-12 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司韶关冶炼厂 一种全湿法处理高银铋铅阳极泥的方法
CN104141057A (zh) * 2014-07-28 2014-11-12 蒙自矿冶有限责任公司 一种贵铅中回收铋的方法
CN105350026A (zh) * 2015-11-17 2016-02-24 郴州市金贵银业股份有限公司 从铋渣中回收金属的方法

Non-Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
何静 等: ""高银铋阳极泥浸出工艺研究"", 《有色金属科学与工程》 *
刘志宏 等: ""合金中铋银的电解分离行为及其影响机制"", 《矿冶工程》 *
贾辉 等: ""从铅阳极泥中湿法提取铋、锑试验研究"", 《湿法冶金》 *
陈龙义: ""银铋合金中银与铋分离的研究"", 《中国优秀硕士学位论文全文数据库 工程科技I辑》 *

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108914157A (zh) * 2018-07-12 2018-11-30 益阳生力材料科技股份有限公司 一种高锑铅合金分离铅、锑、银的工艺
CN110284155A (zh) * 2019-07-29 2019-09-27 富民薪冶工贸有限公司 一种含高铋的铅电解方法
CN110578153A (zh) * 2019-09-04 2019-12-17 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种电解精炼粗铋用电解液及电解方法
CN110629043A (zh) * 2019-09-04 2019-12-31 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法
CN110578153B (zh) * 2019-09-04 2021-02-02 长沙有色冶金设计研究院有限公司 一种电解精炼粗铋用电解液及电解方法
CN110791802A (zh) * 2019-10-21 2020-02-14 北京曙光航空电气有限责任公司 一种基于极板包套的电化学处理方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN107177865B (zh) 2018-09-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN107177865B (zh) 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺
CN104630826B (zh) 一种从锡阳极泥中回收锡的工艺
CN102084034B (zh) 回收金属铁和硫酸有用材料的电化学方法
CN101575715B (zh) 一种从电子废弃物中提取有价金属的方法
CN104046785B (zh) 一种废旧铜铁基金刚石刀头的处理方法
CN101974689A (zh) 一种处理含铜物料的方法
CN101892495B (zh) 高杂质粗铟一次电解生产4n5精铟的方法
CN108624759B (zh) 一种从白烟尘中综合回收有价金属的方法
CN102212701A (zh) 一种从铜冶炼烟灰中回收金属铜与锌的方法
JP2014501850A (ja) チオ硫酸塩溶液からの金および銀の電気的回収
CA3013259A1 (en) Optimized ore processing using molten salts for leaching and thermal energy source
TWI428451B (zh) 由無鉛廢焊料回收貴重金屬的方法
WO2011063577A1 (zh) 一种洗涤电解铅铋合金阳极泥的方法
CN101974765A (zh) 从含锑锡铅物料中分离锑的综合方法
JPH11506808A (ja) 銅マットの電解採取方法
CN102424983B (zh) 一种高杂铅锡合金组合电解工艺
US5569370A (en) Electrochemical system for recovery of metals from their compounds
CN102286663A (zh) 一种含铜金泥的处理方法
CN108220999A (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
CN104711426B (zh) 一种ito废靶经还原电解提取铟锡的方法
JP3427879B2 (ja) 含銅塩化ニッケル溶液からの銅の除去方法
CN106978538B (zh) 一种高铋铅阳极泥或铋渣的处理方法
CN104746105A (zh) 一种分离含锑合金的装置及方法
CH686626A5 (it) Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame.
Archibald et al. The Kristiansand nickel refinery

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: 20220509

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