CN1079510A

CN1079510A - 高砷铅阳极泥湿法处理方法

Info

Publication number: CN1079510A
Application number: CN92104421A
Authority: CN
Inventors: 胡绪铭; 谢斌
Original assignee: KUNMING NOBLE METAL INST CHINA NONFERROUS METAL INDUSTRY GENERAL Co
Current assignee: KUNMING NOBLE METAL INST CHINA NONFERROUS METAL INDUSTRY GENERAL Co
Priority date: 1992-06-02
Filing date: 1992-06-02
Publication date: 1993-12-15
Anticipated expiration: 2007-06-02
Also published as: CN1027977C

Abstract

高砷铅阳极泥湿法处理方法。其方法是将物料置于盐酸介质中通入氯气控制电位氯化。氯化渣可用氢氧化钠溶液处理后接火法-电解得纯银、金；也可以湿法提金后再用湿法或火法提银。氯化液通 SO₂还原或催化还原沉淀出碲精矿；蒸馏法回收砷；蒸馏残液水解法回收锑；锑水解母液中和沉淀得铋精矿；沉铋母液氧化后中和沉淀得铜精矿。回收率：金、银～99％，锑、铋90～96％，铜90～98％。

Description

高砷铅阳极泥湿法处理方法，本发明是关于贵金属冶金。

本发明是中国专利申请申请号89103853.1专利申请的改进发明。铅阳泥是提取银和金的主要原料之一，传统的火法处理方法是：铅阳极经还原熔炼得贵铅，贵铅氧化精炼得粗银，粗银电解得产品银。火法的缺点是银直收率较低（85～90%），部分银分散在烟尘及渣中，炉渣中的有价无素综合回收困难，烟尘中的As、Sb尚无理想分离方法，易造成环境污染。昆明贵金属研究所熊宗国等人发明的“用控制电位法从阳极泥提取贵金属”（专利号CN85106670，申请日85·8·31），提出用控制电位法从铅、锑、镍阳极提取贵金属的方法，对贵金属冶金过程富集、分离贵金属比较有效;但是该法浸出条件对设备腐蚀性较强，对银的提取未深入，对铜、锑、铋、砷的综合回收未涉及。昆明贵金属研究所胡绪铭等人发明的“一种铅阳极泥湿法处理的方法”（申请号89103853，申请日89·6·3）提出了一个铅阳极泥湿法处理综合流程，银、金直收率高（Ag96～98%，Au～98%），锑、铋、铜也能综合回收，但是砷与锑、铋、铜的进一步分离还不理想，特别是含砷高的铅阳极泥。

本发明的目的是在胡绪铭等人发明的“一种铅阳极泥湿法处理的方法”基础上，对高砷铅阳极泥（含砷量10～40%）的湿法处理工艺进一步改进，解决浸出液中砷与锑、铋、铜的分离难题，提出既使砷和锑、铋、铜全部综合回收，又兼顾金银损失最小，回收率高的技术条件。

本发明所提供的方法，是将所说的高砷铅阳极泥置于3～5N盐酸介质，最好4NHCl介质，固体∶液体＝1∶4～8，最好1∶4～6条件下，温度10～50℃，最好15～20℃，通入氯气使体系的氧化还原电位控制在360～450mv，最好380～400mv进行选择性浸出，所得浸出液富集了砷、锑、铋、铜、碲，金和银有少部分进入溶液（Au～2%，Ag～1%），在以后步骤回收;渣出渣富集了银、金，可以用氢氧化钠溶液处理后，接火法-电解精炼得纯银、金;也可以湿法提金后再用湿法或火法提银;氯化浸出液通入SO₂气体进行还原或再加少量KI进行催化还原，使Sb⁺⁵→Sb⁺³、As⁺⁵→As⁺³，碲还原沉淀，控电氯化浸出损失的金和银一半以上与碲共沉淀进入碲精矿，控制还原终点为As⁺⁵→As⁺³～100%（接蒸馏）或＞70%（不蒸馏）;还原沉淀碲的母液在温度100～110℃，最好≤107℃，于常压下进行蒸馏，砷以AsCl₃形态随水及HCl蒸馏出，冷凝回收。蒸馏母液或碲还原沉淀母液在温度40～50℃，加水水解锑，得锑精矿。沉锑母液在～40℃加碳酸钠溶液处理至PH2～4，沉淀铋。沉铋母液中通入氯气氧化，使Cu⁺¹完全氧化为Cu⁺²，然后在温度～50℃，用氢氧化钠溶液加石灰乳中和至PH7～9，沉淀铜及剩余砷，得铜精矿。流程指标：Au、Ag总回收率～99%，锑、铋90～96%，铜 90～98%，沉铜残液PH7～9，Cu、Bi、Sb含量＜1mg/l，As0.5mg/l，达到排放标准。

方法的优点是：1、金、银回收率高，损失于控电氯化浸出液中的金、银又回收在碲精矿中，使金、银的总收率～99%。2、蒸馏脱砷较彻底，盐酸可用恰当方式回收，使水解中和铋、铜的碱耗降低。3、锑、铋、铜综合回收率高（至精矿回收率锑、铋90～96%，铜90～98%）。4、腐蚀性小，设备好解决。5、若采用本法提出的不蒸馏砷的简易方法，方法简单易行，可简化设备。

实施例

实例1、含量为（重量%）：Au0.03，Pb10.24，Cu3.40，Bi8.46，Sb33.12，Te0.38，As17.15的低金高砷铅阳极泥，在4HNCl，温度～20℃，固体∶液体＝1∶5条件下，通入氯气控制电位在380～420mv浸出，可以将98%以上的砷、锑、铋、铜及80%左右的碲浸出;盐酸浸出液加少量KI通入气体二氧化硫还原，碲沉淀率＞99%，在控电氯化浸出时进入浸出液的金、银（Au～2%，Ag～1.4%）各有～50%共沉淀进入碲精矿;沉碲母液（As（+3）/As总＝～90%，Sb（+3）/Sb总＝100%）在常压下，温度102～107℃蒸馏脱砷，含砷冷凝液可用硫化物沉淀，以硫化砷形态堆存，盐酸返回浸出用，或将冷凝液浓缩结晶制取商品As₂O₃，蒸残液用40～50℃热水水解沉淀锑，沉锑母液于40～50℃加碳酸钠溶液沉淀铋，沉铋母液通氯气氧化后，在40℃加氢氧化钠溶液及适量石灰乳中和到PH＝7～9，沉淀铜及剩余砷。至精矿回收率：锑、铋＞96%，铜＞98%。沉铜残液PH＝8，含Cu、Bi、Sb＜1mg/l，As0.5mg/l，达排放标准。

盐酸浸出渣含Cu＜0.3%，Bi＜0.05%，Sb＜0.9%，As＜0.08%，Pb＝40%，Au～0.115%，Ag～24.6%，可以用氢氧化钠溶液处理后，接火法-电解精炼得产品银、金，也可以湿法提金后再用湿法或火法提银，金、银总收率～99%。

实例2、含量（重量%）为：Au0.014，Ag11.85，Pb14.70，Cu1.87，Sb20.66，Bi11.48，Te0.46，As13.46的低金高砷铅阳极泥，按例1条件控制电位氯化，金、银进入浸出液的量分别为～2%、～1%;浸出液加少量KI通气体SO₂还原，碲沉淀率＞96%，进入控电氯化浸出液的金、银各50%共沉淀进碲精矿;沉碲母液（As（+3）/As总＝～80%，Sb（+3）/Sb总＝～98%）水解沉淀锑，然后按例1相同的步骤处理回收铋、铜。锑精矿含Sb70.1%，As1.1%，锑直收率73%，砷分散率1.61%;铋精矿含Bi54.3%，As0.13%，铋直收率91%，砷分散率0.2%;铜精矿含Cu1.51%、As12.7%，铜直收率90%、砷分散率～75%;沉铜残液经高铁脱砷后，含Cu4.2mg/l，Sb2.0mg/l，Bi5.0mg/l，As0.5mg/l。控电氯化浸出渣成分与例1相似，可以用氢氧化钠溶液处理后，接火法-电解精炼得产品银、金;也可以湿法提金后再用湿法或火法提取银，金、银总回收率99%。

本发明的方法除用于铅阳极泥处理外，还可以用于含砷、锑的烟尘及铜阳极泥，氰化金泥的富集过程。

Claims

1、高砷铅阳极泥湿法处理方法，其特征在于：

A、将铅阳极泥物料置于3～5N盐酸介质，固体∶液体=1∶4～8的条件下，温度10～50℃通入氯气使体系的氧化还原电位控制在360～450mv进行选择性浸出，所得溶液富集了砷、锑、铋、铜、碲，所得浸出渣富集了银、金，可以用氢氧化钠溶液处理后，接火法一电解精炼得产品银、金；也可以湿法提金后再用湿法或火法提银；

B、将A、所得浸出液通入SO₂气体进行还原或再加入少量KI进行催化还原，使Sb⁺⁵→Sb⁺³、As⁺⁵→As⁺³，碲还原沉淀，A、浸出损失的金、银共沉淀进入碲精矿；

C、将B、所得溶液在温度100～110℃进行蒸馏，并且冷凝回收砷(AsCl₃，HCl)；

D、将C、所得蒸馏残液或B、所得溶液在温度40～50℃，加水水解锑，得锑精矿；

E、将D、所得溶液在温度～50℃，加碳酸钠溶液中和沉淀铋，控制终点PH值为2～4；

F、将E、所得溶液通入氯气氧化，使1价铜完全氧化为2价铜，在温度～50℃，用氢氧化钠溶液加石灰乳溶液中和得铜精矿，C、步骤留下的少量砷共沉淀进入铜精矿。

2、如权利要求1所述的高砷铅阳极泥湿法处理方法，其特征在于进行1A、过程时，所说的体系的氧化还原电位控制在380～400mv，温度15～20℃，4NHCl，固体∶液体＝1∶4～6。

3、如权利要求1所述的高砷铅阳极泥湿法处理方法，其特征在于进行1B、过程时，加入少量KI使五价砷还原为三价砷的还原程度为～100%或＞70%。

4、如权利要求1所述的高砷铅阳极泥湿法处理方法，其特征在于进1C、过程时，控制温度≤107℃。