CN109943727A - 一种铜阳极泥中有价金属的提取方法 - Google Patents
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Abstract
本发明的目的在于提供一种铜阳极泥中有价金属的提取方法，包括步骤：将铜阳极泥按液固比加入氢氧化钠溶液中，控制反应温度和时间，砷有效浸出，得到浸砷液和浸砷渣；浸砷渣按液固比加入硫酸溶液中，通入空气，控制反应氧化电位和反应温度，搅拌，过滤，得到浸铜液和浸铜渣；将盐酸、硫酸、氯化钠加入到浸铜渣中，控制反应酸度和反应时间，得到氯化液和金银富集物；维持反应温度，氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，得到一次中和液和锑富集物。维持反应温度，将稀碱加入一次中和液中，控制反应氧化电位，得到中和后液和铋富集物。采用上述技术方案，实现了砷、铜、锑、铋的有效回收。
Description
技术领域
本发明属于有色金属冶金技术领域，特别涉及一种铜阳极泥中有价金属的提取方法。
背景技术
铜阳极泥是铜电解精炼过程的中间产物，除含有金、银、铂、钯等贵金属外，还含有大量的铜、砷、锑、铋等杂质金属。围绕铜阳极泥的综合回收各冶炼企业开展了大量研究，如何将铜阳极泥中的杂质金属变废为宝，越来越受行业关注。但是，现有技术中存在工艺流程长，操作复杂。
发明内容
本发明的主要目的是提供一种铜阳极泥中有价金属的提取方法，以解决现有技术的上述以及其他潜在问题中任一问题。
为了达到上述目的，本法明提出一种铜阳极泥中有价金属的提取方法，主要包括以下步骤：
S1: 配制浓度为50～80g/L氢氧化钠溶液，铜阳极泥按照液固比5～6:1加入所配制的氢氧化钠溶液中，控制反应温度85～95℃，搅拌2～4h，砷浸出进入溶液中。过滤，得到浸砷液和浸砷渣。浸砷液进入砷生产线制取三氧化二砷产品。
S2：浸砷渣按照液固比5～6:1加入硫酸溶液中，起始反应硫酸酸度300～400g/L，通入空气，反应温度60～75℃，控制反应氧化电位，搅拌8～10h，浸铜渣中铜充分浸出。过滤，浸铜液和浸铜渣，浸铜液送往铜电解净液系统回收铜。
S3：浸铜渣加入盐酸、硫酸、氯化钠，液固比3～4:1，控制反应硫酸酸度和氯离子浓度，反应温度80～90℃下搅拌2～3h，静置澄清，过滤得到金银富集物和氯化液，金银富集物送金银生产线制取金锭、银锭产品。
S4：维持反应温度80～90℃，向氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，搅拌1～2h，得到一次中和液和锑富集物。锑富集物可作为优质原料生产锑酸钠产品。
S5：维持反应温度80～90℃，向一次中和液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，搅拌1～2h，得到中和后液和铋富集物。铋富集物可作为优质原料生产氧化铋产品。
上述方案中，优选地，步骤S2所述的空气的鼓风强度为0.4～0.6kg/cm3。
上述方案中，优选地，步骤S2所述的反应氧化电位为350～400mv。
上述方案中，优选地，步骤S3所述的反应硫酸酸度200～250g/L，氯离子浓度80～120g/L。
所述S4和S5中的稀碱为浓度为100-120 g/L的氢氧化钠溶液。
上述方案中，优选地，步骤S4所述的反应氧化电位为300～320mv。
上述方案中，优选地，步骤S5所述的反应氧化电位为270～290mv。
上述方案中，优选地，步骤S4所述的锑富集物中锑的质量百分比为40～45%。
上述方案中，优选地，步骤S5所述的铋富集物中铋的质量百分比为28～35%。
本发明铜阳极泥主要成分的质量百分比范围为（%）：Cu 8～25、As 2～10、Au 0.1～1、Ag 1.5～11、Te 0.5～6、Se 0.5～6、Pb 2～12、Sb 1～10、Bi 1～9。
本发明具有以下优点：（1）实现了砷、铜、锑、铋的有效回收；（2）对原料适应性强，工艺流程短，设备、操作简单。
附图说明
图1为本发明一种铜阳极泥中有价金属的提取方法工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式对本发明的技术方案作详细说明。
如图1所示，本发明一种铜阳极泥中有价金属的提取方法，该提取方法具体包括以下步骤：
S1: 将铜阳极泥加入配置得到的氢氧化钠溶液中，控制反应温度和时间，得到浸砷液和浸砷渣；
S2：浸砷渣按加入硫酸溶液中，通入空气，在合适的反应氧化电位和反应温度下反应，搅拌，过滤后，得到浸铜液和浸铜渣；
S3：将盐酸、硫酸、氯化钠加入到浸铜渣中，控制反应酸度和反应时间，得到氯化液和金银富集物；
S4：维持反应温度，氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，得到一次中和液和锑富集物；
S5：维持反应温度，将稀碱加入一次中和液中，控制反应氧化电位，得到中和后液和铋富集物。
根据本公开实施例，所述S1的具体步骤为：配制浓度为50～80g/L氢氧化钠溶液，铜阳极泥按照液固比5～6:1加入所配制的氢氧化钠溶液中，控制反应温度85～95℃，搅拌2～4h。
根据本公开实施例，所述S2的具体步骤为：浸砷渣按照液固比5～6:1加入硫酸溶液中，起始反应硫酸酸度300～400g/L，通入空气，反应温度60～75℃，控制反应氧化电位，搅拌8～10h。
根据本公开实施例，所述S3的具体步骤为：浸铜渣加入盐酸、硫酸和氯化钠，液固比3～4:1，控制反应硫酸酸度和氯离子浓度，反应温度80～90℃下搅拌2～3h。
根据本公开实施例，所述S4的具体步骤为：维持反应温度80～90℃，向氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，搅拌1～2h。
根据本公开实施例，所述S5的具体步骤为：维持反应温度80～90℃，向一次中和液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，搅拌1～2h。
根据本公开实施例，所述空气的鼓风强度为0.4～0.6kg/cm3；所述反应氧化电位为350～400mv。
根据本公开实施例，所述反应硫酸酸度200～250g/L，氯离子浓度80～120g/L。
根据本公开实施例，所述反应氧化电位为300～320mv。
根据本公开实施例，所述反应氧化电位为270～290mv。
实施例1：
铜阳极泥的主要成分以重量百分比计为（%）：Cu 21.35、As 5.34、Au 0.35、Ag 8.96、Te1.60、Se 4.80、Pb 8.14、Sb 4.85、Bi 2.21。
配制浓度为50g/L氢氧化钠溶液，铜阳极泥按照液固比6:1加入所配制的氢氧化钠溶液中，控制反应温度85℃，搅拌4h，砷浸出进入溶液中。过滤，得到浸砷液和浸砷渣。浸砷液含砷8.82g/L，砷浸出率99.02%。
浸砷渣按照液固比6:1加入硫酸溶液中，起始反应硫酸酸度350g/L，鼓风强度为0.6kg/cm3，反应温度65℃，控制反应氧化电位380mv，搅拌10h。过滤，浸铜液和浸铜渣。浸铜液含铜37.75g/L，铜浸出率84.86%。
浸铜渣加入盐酸、硫酸、氯化钠，液固比3:1，反应硫酸酸度225g/L，氯离子浓度120g/L，反应温度80℃下搅拌3h，静置澄清，过滤得到金银富集物和氯化液，锑浸出率96.56%、铋浸出率93.85%。
维持反应温度85℃，向氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位310mv，搅拌1.5h，得到一次中和液和锑富集物。锑富集物中锑的质量百分比为44.37%。
维持反应温度80℃，向一次中和液加入稀碱中和，控制反应氧化电位290mv，搅拌2h，得到中和后液和铋富集物。铋富集物中铋的质量百分比为33.69%。
实施例2：
铜阳极泥的主要成分以重量百分比计为（%）：Cu 19.85、As 5.86、Au 0.32、Ag 8.01、Te1.24、Se 3.65、Pb 8.95、Sb 4.79、Bi 2.36。
配制浓度为60g/L氢氧化钠溶液，铜阳极泥按照液固比5:1加入所配制的氢氧化钠溶液中，控制反应温度85℃，搅拌4h，砷浸出进入溶液中。过滤，得到浸砷液和浸砷渣。浸砷液含砷11.58g/L，砷浸出率98.81%。
浸砷渣按照液固比6:1加入硫酸溶液中，起始反应硫酸酸度350g/L，鼓风强度为0.5kg/cm3，反应温度70℃，控制反应氧化电位400mv，搅拌10h。过滤，浸铜液和浸铜渣。浸铜液含铜34.15g/L，铜浸出率82.58%。
浸铜渣加入盐酸、硫酸、氯化钠，液固比3:1，反应硫酸酸度250g/L，氯离子浓度100g/L，反应温度85℃下搅拌3h，静置澄清，过滤得到金银富集物和氯化液，锑浸出率93.87%、铋浸出率91.53%。
维持反应温度85℃，向氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位302mv，搅拌1.5h，得到一次中和液和锑富集物。锑富集物中锑的质量百分比为42.89%。
维持反应温度80℃，向一次中和液加入稀碱中和，控制反应氧化电位280mv，搅拌2h，得到中和后液和铋富集物。铋富集物中铋的质量百分比为30.45%。
实施例3：
铜阳极泥的主要成分以重量百分比计为（%）：Cu 12.58、As 7.89、Au 0.38、Ag 9.48、Te2.03、Se 5.64、Pb 10.12、Sb 9.85、Bi 7.55。
配制浓度为60g/L氢氧化钠溶液，铜阳极泥按照液固比5:1加入所配制的氢氧化钠溶液中，控制反应温度85℃，搅拌4h，砷浸出进入溶液中。过滤，得到浸砷液和浸砷渣。浸砷液含砷15.63g/L，砷浸出率99.05%。
浸砷渣按照液固比6:1加入硫酸溶液中，起始反应硫酸酸度350g/L，鼓风强度为0.5kg/cm3，反应温度70℃，控制反应氧化电位400mv，搅拌10h。过滤，浸铜液和浸铜渣。浸铜液含铜22.46g/L，铜浸出率83.55%。
浸铜渣加入盐酸、硫酸、氯化钠，液固比3:1，反应硫酸酸度250g/L，氯离子浓度100g/L，反应温度85℃下搅拌3h，静置澄清，过滤得到金银富集物和氯化液，锑浸出率95.02%、铋浸出率93.32%。
维持反应温度85℃，向氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位302mv，搅拌1.5h，得到一次中和液和锑富集物。锑富集物中锑的质量百分比为45.81%。
维持反应温度80℃，向一次中和液加入稀碱中和，控制反应氧化电位280mv，搅拌2h，得到中和后液和铋富集物。铋富集物中铋的质量百分比为33.45%。
通过以上的实施方式的描述，本领域的技术人员可以清楚地了解到本发明还可以通过其他结构来实现，本发明的特征并不局限于上述较佳的实施例。任何熟悉该项技术的人员在本发明的技术领域内，可轻易想到的变化或修饰，都应涵盖在本发明的专利保护范围之内。
Claims (10)
1.一种铜阳极泥中有价金属的提取方法，其特征在于：该提取方法具体包括以下步骤：
S1: 将铜阳极泥加入配置得到的氢氧化钠溶液中，控制反应温度和时间，得到浸砷液和浸砷渣；
S2：浸砷渣按加入硫酸溶液中，通入空气，在合适的反应氧化电位和反应温度下反应，搅拌，过滤后，得到浸铜液和浸铜渣；
S3：将盐酸、硫酸、氯化钠加入到浸铜渣中，控制反应酸度和反应时间，得到氯化液和金银富集物；
S4：维持反应温度，氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，得到一次中和液和锑富集物；
S5：维持反应温度，将稀碱加入一次中和液中，控制反应氧化电位，得到中和后液和铋富集物。
2.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述S1的具体步骤为：配制浓度为50～80g/L氢氧化钠溶液，将铜阳极泥按照液固比5～6:1加入所配制的氢氧化钠溶液中，控制反应温度85～95℃，搅拌2～4h。
3.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述S2的具体步骤为：浸砷渣按照液固比5～6:1加入硫酸溶液中，起始反应硫酸酸度300～400g/L，通入空气，反应温度60～75℃，控制反应氧化电位，搅拌8～10h。
4.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述S3的具体步骤为：浸铜渣加入盐酸、硫酸和氯化钠，液固比3～4:1，控制反应硫酸酸度和氯离子浓度，反应温度80～90℃下搅拌2～3h。
5.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述S4的具体步骤为：维持反应温度80～90℃，向氯化液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，搅拌1～2h。
6.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述S5的具体步骤为：维持反应温度80～90℃，向一次中和液加入稀碱中和，控制反应氧化电位，搅拌1～2h。
7.根据权利要求3所述的提取方法，其特征在于，所述空气的鼓风强度为0.4～0.6kg/cm3；所述反应氧化电位为350～400mv。
8.根据权利要求4所述的提取方法，其特征在于，所述反应硫酸酸度200～250g/L，氯离子浓度80～120g/L。
9.根据权利要求5所述的提取方法，其特征在于，所述反应氧化电位为300～320mv。
10.根据权利要求6所述的提取方法，其特征在于，所述反应氧化电位为270～290mv。
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Cited By (1)
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|---|---|---|---|---|
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Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105734299A (zh) * | 2016-04-28 | 2016-07-06 | 中南大学 | 一种氧压处理锡阳极泥综合回收有价金属的方法 |
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| CN105734299A (zh) * | 2016-04-28 | 2016-07-06 | 中南大学 | 一种氧压处理锡阳极泥综合回收有价金属的方法 |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN117488079A (zh) * | 2023-12-04 | 2024-02-02 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种基于氧化电位调控的铜阳极泥有价金属分离工艺 |
| CN117488079B (zh) * | 2023-12-04 | 2024-07-05 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种基于氧化电位调控的铜阳极泥有价金属分离工艺 |
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