CN107447107B - 一种富贵锑控电位分离并回收贱金属的方法 - Google Patents

一种富贵锑控电位分离并回收贱金属的方法 Download PDF

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Abstract

一种富贵锑控电位分离并回收贱金属的方法，富贵锑破碎磨细至要求粒度后，在纯盐酸体系加入双氧水控电位氧化浸出，料浆加入铜粉控电位置换，置换后液冷却结晶析出氯化铅，除铅后液再同时加入氢氧化钠和水中和水解产出锑氧，除锑后液加入硫化钠控电位沉淀铜产出硫化铜，除铜后液再加入氢氧化钠和硫化钠控电位沉淀镍产出硫化镍，除镍后液达标排放。本发明的实质是采用控电位方式实现了富贵锑中贱金属的有效脱除和分步回收，实现了氧化浸出、置换、沉淀铜和沉淀镍的等四个过程可调可控的目的，具有工艺过程技术指标稳定、劳动强度小和生产成本低等优点。

Description

一种富贵锑控电位分离并回收贱金属的方法
技术领域
本发明涉及有色冶金领域中贵金属提取冶金过程，特别是有效地采用控电位方式从富贵锑分离并回收贱金属的湿法冶金方法。
背景技术
黄金是稀缺的战略性金属，广泛应用于黄金饰品、货币储备和高科技产业。据U.S.Geological Survey数据报道，全世界已查明的黄金资源量为8.9万吨，其中约1/3的金矿资源属于难处理矿，2015年全球黄金产量3211吨，黄金产量的1/3以上产自难处理金矿，随着优质资源的日益消耗，这一比例仍在不断增加。
地球化学研究表明（①聂树人, 索有瑞. 难选冶金矿石浸金[M].北京:地质出版社, 1997年），在金矿床内生矿化过程中，金易与As和Sb等特征元素共同迁移和富集，但是，它们的共存却造成了此类金矿的难处理特性，其中，含锑难处理金矿属于典型的双重难处理金矿。根据锑含量高低分为锑含量小于10%的低锑难处理金矿和锑含量高于15%的锑金矿，低锑难处理金矿在提取金的过程副产回收锑，而锑金矿则在提取锑过程副产回收金。文献报道的锑金矿处理工艺有中国的鼓风炉挥发熔炼工艺和俄罗斯的电炉熔炼两种工艺，首先锑金矿经过火法熔炼使金富集在粗锑中，然后进一步分离贱金属后产出贵金属的富集物，最终提纯产出金产物。
鼓风炉挥发熔炼工艺是我国20世纪60年代的研究成果，鼓风炉熔炼工艺是锑金矿在鼓风炉中挥发熔炼，大部分锑以氧化锑形态挥发，少量以贵锑产出并成为金的主要捕集剂进入鼓风炉前床（②杨天足.贵金属冶金及产品深加工[M].中南大学出版社,2005年）。熔炼产物贵锑中锑、铁和金的含量分别为88.0-92.0%、3.0-7.0%和0.13%，金在熔炼产物锑氧、粗锑、锑锍和渣中的分配分别为6.2%、85.0%、6.8%和1.5%，贵锑经过吹炼后得到含金1.0%以上的富贵锑是提取金的主要原料。该工艺在国内锡矿山闪星锑业有限责任公司和湖南辰州矿业股份有限公司等重点锑冶炼企业获得广泛应用。
俄罗斯的电炉熔炼工艺则是锑金矿在电炉中还原熔炼，使锑和金还原进入粗锑中，粗锑进一步吹炼脱除大部分锑氧，同时使金富集在底合金中（③MYZENKOV F A, TARAOVA V. Development and creation of modern metallurgical technology for antimonyproduction with gold recovery from domestic gold-antimony concentrates inRussia[C]. KONGOLI F, REDDY R G. Proceedings of Sohn International Symposium.San Diego: TMS , 2006年）。熔炼产物粗锑中锑和铁的含量分别为92.1-97.4%和0.2-3.0%，金的含量为0.04%，金在熔炼产物粗锑、锑锍和渣中的分配分别为95.4%、2.9%和1.7%，底合金的主要成分与我国鼓风炉熔炼工艺过程的富贵锑大致相同。
从贵锑中提取金的工艺主要有贵锑电解工艺与控电位氯化浸出工艺。贵锑电解工艺是将富贵锑铸成阳极板并在氟硅酸体系中电解，使金富集在阳极泥中，阳极泥再依次经过硝酸浸煮、坩埚熔炼和马弗炉吹炼产出金银合金，金银合金再采用氯化物体系电解产出纯度为99.95%的金锭（④编委会.重有色金属设计手册(锡锑汞贵金属卷)[M].北京:冶金工业出版社, 1995年）。但是该贵锑电解工艺存在处理时间长、环境污染严重和金属回收率低的缺点。尤其是近年来随着锑金矿中杂质金属含量的上升，相对应地富贵锑粉成分变化很大，1995年和2005年相比，金和锑的含量分别由4.0%、80%降低至1.8%、42%，而金属铅、铜和镍的含量分别由6%、7%和2%上升至24%、24%和6.5%，原料成分的变化使得贵锑电解工艺不能正常运行，这使得富贵锑提金工艺变成了制约生产的“瓶颈”。
为了克服富贵锑电解工艺存在的缺点，研究人员提出采用控电位氯化浸出工艺选择性分离富贵锑中贵贱金属，该工艺是在氯化物体系中采用双氧水（⑤刘勇,杨天足,陈芳斌等.一种从贵锑合金中富集贵金属的方法[P].专利号:ZL200510032598.3,授权日期:2009年06月10日）或氯气（⑥单桃云,廖光荣,刘鹊鸣等.一种从贵锑合金中综合回收贵贱金属的方法[P].申请号:201610737769.0,申请日期:2016年08月29日）等氧化剂控电位氯化浸出，使富贵锑中贱金属氧化溶解，使贵金属进一步富集在浸出渣中。该技术从金含量为1.3%的富贵锑中富集产出金含量为70%的富集渣，取消了已沿用了四十余年原贵锑处理方法中的富贵锑电解、阳极泥硝酸浸煮、坩埚炉熔炼和马弗炉吹炼等四道工序，大幅度提高了金属的回收率，提高了生产效率，减少了贵金属的积压。该技术已经于2005年应用于湖南辰州矿业股份有限公司，累计产出黄金30余吨。
虽然该控电位氯化浸出工艺有效的提高了金属回收率，但是该处理工艺过程中银分散现象严重和回收率低，银主要分散存在于浸出渣、氯化铅和水解渣中；另外，控电位氯化浸出液中杂质金属种类较多，通常采用中和水解方法回收锑氧后，除锑后液再采用碳酸钠中和沉淀产出混合渣，有价金属分离效果差。
发明内容
为了克服富贵锑传统回收有价金属方法的不足，本发明提供一种富贵锑控电位分离并回收贱金属、且金属分离效果好、工艺指标稳定和操作简单的湿法冶金方法。
为达到上述目的本发明采用的技术方案是：富贵锑破碎磨细至要求粒度后，在纯盐酸体系加入双氧水控电位氧化浸出，使锑、铜和镍及大部分铅氧化溶解进入溶液，控电位氧化浸出的料浆加入铜粉控电位置换，使银化合物还原沉淀，固液分离后置换渣用于提纯贵金属；置换后液冷却结晶析出氯化铅，除铅后液再同时加入氢氧化钠和水中和水解产出锑氧，除锑后液加入硫化钠控电位沉淀铜产出硫化铜，除铜后液再加入氢氧化钠和硫化钠控电位沉淀镍产出硫化镍，除镍后液达标排放。本发明的实质是采用控电位方式实现了富贵锑中间金属的有效脱除和分步回收，这些工序紧密关联，共同作用实现了富贵锑中分离并回收贱金属的目的。
具体的工艺过程和工艺参数如下：
1控电位氧化浸出
富贵锑破碎磨细至要求粒度后在盐酸溶液中加入双氧水控电位氧化浸出；富贵锑破碎磨细至100%通过250目筛的粉末，按液固比（液体体积L与固体质量Kg比值）L/S=10.5～11.5∶1加入到浓度为5.6～9.0mol/L的盐酸溶液，随后加热至温度75～85℃并按1.0～5.0L/min的速度加入双氧水，待溶液电位数值稳定在500～550mV时继续搅拌反应0.5～1.5h；料浆直接进行控电位置换；控电位氧化浸出过程发生的主要化学反应如下：
Ni+2HCl+H2O2=NiCl2+2H2O （1）
Cu+2HCl+H2O2=CuCl2+2H2O （2）
Pb+2HCl+H2O2=PbCl2+2H2O （3）
2Sb+6HCl+3H2O2=2SbCl3+6H2O （4）
2Ag+2HCl+H2O2=2AgCl+2H2O （5）
2控电位置换
富贵锑控电位氧化浸出的料浆加入铜粉控电位置换；料浆升高溶液温度至91～96℃时，向溶液中加入铜粉控电位置换，待溶液电位数值稳定在460～480mV后继续搅拌反应0.5～1.5h，料浆采用真空抽滤方式液固分离，置换渣用于提取贵金属，置换后液用于后续冷却除铅；控电位置换过程发生的主要化学反应如下：
2AgCl+Cu=2Ag+CuCl2 （6）
3冷却除铅
置换后液冷却结晶析出氯化铅；置换后液冷却至温度25～35℃并稳定1～3h，然后采用真空抽滤方式液固分离，沉淀物为氯化铅晶体，除铅后液送中和水解除锑过程；
4中和水解除锑
除铅后液同时加入氢氧化钠和水中和水解产出锑氧；除铅后液升高温度至86～90℃，然后同时加入氢氧化钠和水调整料浆的盐酸浓度为1.1～1.2mol/L，继续搅拌0.5～1.8h后采用真空抽滤方式液固分离，沉淀物为锑氧，除锑后液送控电位沉淀铜；中和水解除锑过程发生的主要化学反应如下：
2SbCl3+6NaOH=Sb2O3+6NaCl+3H2O （7）
5控电位沉淀铜
除锑后液加入硫化钠控电位沉淀铜产出硫化铜；除锑后液在温度71～80℃加入固体硫化钠，控制溶液电位数值在155～175mV并稳定1.5～2.5h，然后采用真空抽滤方式固液分离，沉淀物为硫化铜，除铜后液送控电位沉淀镍；控电位沉淀铜过程发生的主要化学反应如下：
CuCl2+Na2S=CuS↓+2NaCl （8）
6控电位沉淀镍
除铜后液加入氢氧化钠和硫化钠控电位沉淀镍产出硫化镍；除铜后液在温度30～80℃加入固体硫化钠和氢氧化钠，同时控制溶液电位数值在-50～50mV和pH为1.0～8.0，待溶液电位和pH稳定0.5～2.5h后采用真空抽滤方式固液分离，沉淀物为硫化镍，除镍后液达标排放；控电位沉淀镍过程发生的主要化学反应如下：
NiCl2+Na2S=NiS↓+2NaCl （9）
所述的盐酸、过氧化氢、氢氧化钠和硫化钠均为工业级试剂，盐酸的质量百分浓度不小于36.0%，过氧化氢的质量百分浓度不小于27.5%，氢氧化钠的质量百分含量不小于96%，硫化钠的质量百分含量不小于60%。
所述的铜粉中铜质量百分含量不小于99.7%，粒度-300目～-200目和松装密度1.5～2.5g/cm3。
本发明适用于处理锑金矿冶炼过程产出的富贵锑，其主要成分范围以重量百分含量计为（%）：Au1.0～2.0、Sb20.0～29.0、Cu30.0～35.0、Ni11.0~15.0、Pb10.0～25.0和Ag0.1～1.0。
本发明与富贵锑传统分离贱金属方法比较，有以下优点：1、富贵锑采用控电位方式分离并回收了贱金属，具有金属分离好和技术指标稳定的优点；2、采用控电位置换使富贵锑中的银富集在置换渣中，避免了银在浸出液和氯化铅中的分散，银的直收率达到99.0%以上；3、本发明采用控电位方式分别实现了氧化浸出、置换、沉淀铜和沉淀镍的等四个过程的可调可控，不仅达到了有价金属分离目的，而且减少了试剂消耗；4、本发明具有工艺过程技术指标稳定、劳动强度小和生产成本低等优点。
附图说明
图1：本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
实施例1：
富贵锑主要成分以重量百分含量计为（%）：Au1.5、Sb28.4、Cu34.8、Ni12.6、Pb13.7和Ag0.6。盐酸、过氧化氢、氢氧化钠和硫化钠均为工业级试剂，盐酸的质量百分浓度不小于36.0%，过氧化氢的质量百分浓度不小于27.5%，氢氧化钠的质量百分含量不小于96%，硫化钠的质量百分含量不小于60%。电解铜粉中铜质量百分含量99.8%，粒度-300目和松装密度2.2g/cm3。
富贵锑破碎磨细至100%通过250目筛的粉末，按液固比（液体体积L与固体质量Kg比值）L/S=11∶1加入到浓度为6.0mol/L的盐酸溶液，随后加热至温度80℃并按3.0L/min的速度加入双氧水，待溶液电位数值稳定在525mV时继续搅拌反应1.0h；随后料浆升高溶液温度至95℃时，向溶液中加入上述铜粉控电位置换，待溶液电位数值稳定470mV后继续搅拌反应1.0h，料浆采用真空抽滤方式液固分离，得到置换后液和置换渣。
置换后液冷却至温度30℃并稳定1.0h，然后采用真空抽滤方式液固分离，沉淀物为氯化铅晶体，铅的含量达到72.4%；除铅后液升高温度至88℃，然后同时加入氢氧化钠和水调整料浆的盐酸浓度为1.15mol/L，继续搅拌1.0h后采用真空抽滤方式液固分离，沉淀物为锑氧，其中锑含量达到65.3%。除锑后液在温度78℃加入固体硫化钠，控制溶液电位数值在165mV并稳定2.0h，然后采用真空抽滤方式固液分离，沉淀物为硫化铜，其中铜含量达到59.6%；除铜后液在温度70℃加入固体硫化钠和氢氧化钠，同时控制溶液电位数值在0mV和pH为7.0，待溶液电位和pH稳定1.0h后采用真空抽滤方式固液分离，沉淀物为硫化镍，其中镍的含量为54.9%，除镍后液达标排放。

Claims (1)

1.一种富贵锑控电位分离并回收贱金属的方法，其特征在于包括以下步骤：
（1）控电位氧化浸出
锑金矿冶炼过程产出的富贵锑破碎磨细至100%通过250目筛的粉末，按液体体积L与固体质量Kg的液固比L/S=10.5～11.5∶1加入到浓度为5.6～9.0mol/L的盐酸溶液，随后加热至温度75～85℃并按1.0～5.0L/min的速度加入双氧水，待溶液电位数值稳定在500～550mV时继续搅拌反应0.5～1.5h；料浆直接进行控电位置换；
（2）控电位置换
控电位氧化浸出产出的料浆升高温度至91～96℃时，向溶液中加入铜粉控电位置换，待溶液电位数值稳定在460～480mV后继续搅拌反应0.5～1.5h，料浆采用真空抽滤方式液固分离，置换渣用于提取贵金属，置换后液用于后续冷却除铅；
（3）冷却除铅
置换后液冷却至温度25～35℃并稳定1～3h，然后采用真空抽滤方式液固分离，沉淀物为氯化铅晶体，除铅后液送中和水解除锑过程；
（4）中和水解除锑
除铅后液升高温度至86～90℃，然后同时加入氢氧化钠和水调整料浆的盐酸浓度为1.1～1.2mol/L，继续搅拌0.5～1.8h后采用真空抽滤方式液固分离，沉淀物为锑氧，除锑后液送控电位沉淀铜；
（5）控电位沉淀铜
除锑后液在温度71～80℃加入固体硫化钠，控制溶液电位数值在155～175mV并稳定1.5～2.5h，然后采用真空抽滤方式固液分离，沉淀物为硫化铜，除铜后液送控电位沉淀镍；
（6）控电位沉淀镍
除铜后液在温度30～80℃加入固体硫化钠和氢氧化钠，同时控制溶液电位数值在-50～50mV和pH为1.0～8.0，待溶液电位和pH稳定0.5～2.5h后采用真空抽滤方式固液分离，沉淀物为硫化镍，除镍后液达标排放。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110358919B (zh) * 2019-07-23 2021-06-25 郴州市金贵银业股份有限公司 一种酸浸分离锑铅的方法
CN112226618A (zh) * 2020-09-10 2021-01-15 锡矿山闪星锑业有限责任公司 一种采用湿法置换法从贵锑中回收铜、镍的方法
CN112266096B (zh) * 2020-09-30 2021-09-21 中南大学 一种采用多重平行场流分离硫化重金属沉淀的方法
WO2023213919A1 (en) * 2022-05-05 2023-11-09 Umicore Process for the oxidative leaching of a metal
CN114807618B (zh) * 2022-06-27 2022-11-01 长沙华时捷环保科技发展股份有限公司 一种金矿高温氯化焙烧烟气洗涤液中各有价金属的综合回收工艺

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5254615A (en) * 1975-10-30 1977-05-04 Duisburger Kupferhuette Method of producing high purity electrolytic copper by reducting electrolysis
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
CN1958814A (zh) * 2005-12-22 2007-05-09 湖南辰州矿业有限责任公司 一种从贵锑合金中富集贵金属的方法
CN104328284A (zh) * 2014-11-17 2015-02-04 中南大学 一种富集提纯黄金的方法
CN106045140A (zh) * 2016-06-30 2016-10-26 中南大学 一种铜冶炼污酸控电位选择性分离的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5254615A (en) * 1975-10-30 1977-05-04 Duisburger Kupferhuette Method of producing high purity electrolytic copper by reducting electrolysis
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
CN1958814A (zh) * 2005-12-22 2007-05-09 湖南辰州矿业有限责任公司 一种从贵锑合金中富集贵金属的方法
CN104328284A (zh) * 2014-11-17 2015-02-04 中南大学 一种富集提纯黄金的方法
CN106045140A (zh) * 2016-06-30 2016-10-26 中南大学 一种铜冶炼污酸控电位选择性分离的方法

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