CN110172570A - 一种贵铅的处理方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种贵铅的处理方法，本发明通过第一真空蒸馏得到单质砷、铅铋锑合金和残留物，再对铅铋锑合金进行转炉氧化处理、电解、还原熔炼、连续真空蒸馏和氯化精炼等处理，得到锑白粉、电铅、银、精铋和氯化铅；同时本发明对残留物进行第二真空蒸馏，得到银合金和铜合金，再对银合金和铜合金进行转炉氧化精炼、电解和氧压酸浸脱铜等处理，得到锑白粉、电银和硫酸铜。本发明通过两次真空蒸馏可以得到四种目标物料，处理流程短，能够实现贵铅中的铅、铜、银、金、锑、铋、砷的高效回收，并且生产环境好，人工劳动强度低，成本低。

Description

一种贵铅的处理方法
技术领域
本发明涉及冶金技术领域，特别涉及一种贵铅的处理方法。
背景技术
我国是精铅生产大国，2017年全年总产量为471.6万吨，创下自2012年以来的新高。粗铅通常采用先火法精炼再电解精炼的方法生产精铅。粗铅电解精炼的过程产出铅阳极泥(阳极泥的产量为粗铅质量的1～2％)，铅阳极泥中的金属大部分以氧化物的形态存在，不利于金属的直接提取。因此，在提取贵金属之前，需将阳极泥进行还原熔炼，将其中的金属氧化物还原为金属，此过程产出的合金即为贵铅。贵铅的主要化学成分除铅以外，还包含了大量的以金属态、合金态物相存在的稀贵金属，包括金、银、铂、铜、锑、铋等，具有较高的经济价值，是铅冶炼伴生稀贵金属综合回收的主要原料。
粗铅精炼的方法较为复杂。整个工艺流程主要包含4道转炉吹炼工艺，其中一道为氧化精炼，其余三道为还原精炼，阳极泥还原熔炼为贵铅，再处理得到粗银大约需要4～7天。其中贵铅中金属的分离及回收一般采用氧化精炼工艺，通过火法吹炼使低熔点、易氧化的金属(如铅、砷、锑、铋、铜等)进入烟尘和渣相，金、银等熔点高、不易氧化的贵金属则保持金属态，从而得到富集，氧化精炼得到的金银合金板再通过电解等工艺分离提纯。上述方法存在以下缺点：①生产成本较高；②粉尘产生量大且砷、锑含量高，劳动环境恶劣，环保压力较大；③工艺流程长、生产效率低、贵金属在流程中积压时间长；④氧化脱铜渣中由于物理夹带，金、银带出量大，导致贵金属直收率低；⑤人工劳动强度大，吨银人工成本高；⑥含砷物料返回流程未得到有效开路，造成贵铅中砷含量偏高。
发明内容
有鉴于此，本发明目的在于提供一种贵铅的处理方法，本发明提供的处理方法流程短、成本低，贵金属回收率高，且实现了砷的无害化处理。
为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：
一种贵铅的处理方法，包括以下步骤：
(1)将贵铅进行第一真空蒸馏处理，通过分级冷凝分别得到单质砷、铅铋锑合金和残留物；
(2)将所述步骤(1)得到的铅铋锑合金进行第一转炉氧化精炼，得到锑白粉和第一铅铋合金；
(3)将所述步骤(2)得到的第一铅铋合金进行第一电解，得到电铅和铋阳极泥；
(4)将所述步骤(3)得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋；
(5)将所述步骤(4)得到的粗铋进行连续真空蒸馏，得到第二铅铋合金和银；
(6)将所述步骤(5)得到的第二铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋和氯化铅；
(7)将所述步骤(1)得到的残留物进行第二真空蒸馏处理，得到银合金和铜合金；
(8)将所述步骤(7)得到的银合金进行第二转炉氧化精炼，得到粗银和锑白粉；
(9)将所述步骤(8)得到的粗银进行第二电解，得到电银和阳极泥；
(10)将所述步骤(9)得到的阳极泥进行提金处理；
(11)将所述步骤(7)得到的铜合金进行第三转炉氧化精炼，得到铜渣和锑白粉；
(12)将所述步骤(11)得到的铜渣进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣；
(13)将所述步骤(12)得到的富金渣返回步骤(9)进行电解精炼；
所述步骤(2)～(6)和步骤(7)～(13)没有时间顺序的限制；
所述步骤(8)～(10)和步骤(11)～(13)没有时间顺序的限制。
优选的，以质量含量计，所述步骤(1)中贵铅的组成成分包括Ag10％～15％、Cu5％～10％、Sb15％～20％、As 15％～35％、Pb 25％～35％、Bi5％～10％和Au 5g/t～1500g/t。
优选的，所述步骤(1)中第一真空精馏的温度为750～1000℃，真空度为10Pa～100Pa，时间为4～6h，处理量为500～1000Kg/炉。
优选的，以质量含量计，所述步骤(1)中第一铅铋合金的组成成分为Pb＞75％、Bi＜25％。
优选的，所述步骤(2)中第一转炉氧化精炼的温度为1000℃以下，时间为10～20min。
优选的，所述步骤(5)中连续真空蒸馏的温度为800～1000℃，真空度为10～50Pa。
优选的，以质量含量计，所述步骤(1)中残留物的组成成分为As＜0.8％、Ag＞35％、Cu＞30％、Sb＞30％、Pb+Bi≤0.1％。
优选的，以质量含量计，所述步骤(5)中第二铅铋合金的组成成分为Pb＜25％、Bi＞75％、Ag＜20g/t。
优选的，所述步骤(7)中第二真空蒸馏的温度为1200～1400℃，真空度为10～100Pa，时间为2～6h，处理量为200～600Kg/炉。
优选的，所述步骤(8)中第二转炉氧化精炼的温度为1000℃以下，时间为10～20min；
所述步骤(11)中第三转炉氧化精炼的温度为1400℃以下，时间为10～20min。
本发明提供了一种贵铅的处理方法，本发明通过第一真空蒸馏得到单质砷、铅铋锑合金和残留物，再对铅铋锑合金进行转炉氧化处理、电解、还原熔炼、连续真空蒸馏和氯化精炼等处理，得到锑白粉、电铅、银、精铋和氯化铅；同时本发明对第一真空蒸馏的残留物进行第二真空蒸馏，得到银合金和铜合金，再对银合金和铜合金进行转炉氧化精炼、电解和氧压酸浸脱铜等处理，得到锑白粉、电银和硫酸铜。本发明通过两次真空蒸馏可以得到四种目标物料，处理流程短；并且真空蒸馏属于合金物理分离技术领域，得到的目标物料为金属态，无需金属二次还原熔炼；贵铅原料中的砷以单质形态开路，实现了砷的无害化处理；本发明提供的方法金属尤其是贵金属回收率高，避免了传统工艺中的夹带损失；真空蒸馏过程生产成本低，贵铅吨电耗约为3300kWh，生产环境好，人工劳动强度低。
附图说明
图1为本发明提供的贵铅的处理方法的流程示意图。
具体实施方式
本发明提供了一种贵铅的处理方法，包括以下步骤：
(1)将贵铅进行第一真空蒸馏处理，通过分级冷凝分别得到单质砷、铅铋锑合金和残留物；
(2)将所述步骤(1)得到的铅铋锑合金进行第一转炉氧化精炼，得到锑白粉和第一铅铋合金；
(3)将所述步骤(2)得到的第一铅铋合金进行第一电解，得到电铅和铋阳极泥；
(4)将所述步骤(3)得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋；
(5)将所述步骤(4)得到的粗铋进行连续真空蒸馏，得到第二铅铋合金和银；
(6)将所述步骤(5)得到的第二铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋和氯化铅；
(7)将所述步骤(1)得到的残留物进行第二真空蒸馏处理，得到银合金和铜合金；
(8)将所述步骤(7)得到的银合金进行第二转炉氧化精炼，得到粗银和锑白粉；
(9)将所述步骤(8)得到的粗银进行第二电解，得到电银和阳极泥；
(10)将所述步骤(9)得到的阳极泥进行提金处理；
(11)将所述步骤(7)得到的铜合金进行第三转炉氧化精炼，得到铜渣和锑白粉；
(12)将所述步骤(11)得到的铜渣进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣；
(13)将所述步骤(12)得到的富金渣返回步骤(9)进行电解精炼；
所述步骤(2)～(6)和步骤(7)～(13)没有时间顺序的限制；
所述步骤(8)～(10)和步骤(11)～(13)没有时间顺序的限制。
本发明将贵铅进行第一真空蒸馏处理，通过分级冷凝分别得到单质砷、铅铋锑合金和残留物。在本发明中，以质量含量计，所述贵铅的组成成分包括Ag 10％～15％、Cu 5％～10％、Sb15％～20％、As 15％～35％、Pb 25％～35％、Bi 5％～10％和Au 5g/t～1500g/t。
在本发明中，所述第一真空精馏的温度优选为750～1000℃，更优选为800～950℃，真空度优选为10Pa～100Pa，更优选为20～80Pa，时间优选为4～6h，更优选为5h，处理量优选为500～1000Kg/炉，更优选为600～800Kg/炉，每天处理量优选为1～2吨。本发明优选在真空蒸馏炉中进行第一真空蒸馏；在本发明中，所述真空蒸馏属于合金物理分离技术，得到的目标物料为金属态，无需进行二次还原熔炼，且真空蒸馏生产成本低，贵铅吨耗电仅为3300kWh左右。
本发明通过分级冷凝得到单质砷、铅铋锑合金和残留物。在本发明中，所述分级冷凝的等级优选为8级，其中1～4级的温度为[500，300℃)，在该阶段冷凝温度下冷凝得到铅铋锑合金，5～8级的温度为[300，50℃)，在该阶段下冷凝得到单质砷；冷凝剩余物即为残留物。
在本发明中，以质量含量计，所述单质砷的组成成分为Ag＜0.05％、Cu＜0.05％、As＞95％、Pb+Bi+Sb＜5％。本发明通过第一真空蒸馏得到单质砷，无需进一步处理，使砷以单质形态开路，实现了砷的无害化处理。
在本发明中，以质量含量计，所述铅铋锑合金的组成成分为：Ag＜3000g/t、Cu＜0.05％、Sb＜3％、Pb+Bi＞95％、As＜1％。
得到铅铋锑合金后，本发明将得到的铅铋锑合金进行第一转炉氧化精炼，得到锑白粉和第一铅铋合金。在本发明中，所述第一转炉氧化精炼的温度优选为1000℃以下，更优选为800～950℃，时间优选为10～20min，更优选为15min；在第一转炉氧化精炼过程中通过顶吹氧气提供氧化条件。在第一转炉氧化精炼过程中，锑与氧反应生成三氧化二锑(即锑白粉)，三氧化二锑挥发，采用收尘器进行收集，从而得到锑白粉。
得到第一铅铋合金后，本发明将所述第一铅铋合金进行第一电解，得到电铅和铋阳极泥。在本发明中，所述第一铅铋合金的组成成分为Pb＞75％、Bi＜25％。本发明对所述第一电解没有特殊要求，使用本领域技术人员熟知的电解方即可。在本发明的具体实施例中，所述电解的电解液优选为硅氟酸和硅氟酸铅的混合溶液；所述电解的温度优选为30～40℃，更优选为35℃，所述电解的电流密度优选为160～200A/m2，更优选为170～180A/m2。
本发明通过第一电解得到电铅，所得电铅的纯度>99.99％。
本发明将第一电解得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋。本发明优选加入碳粉进行还原熔炼，所述还原熔炼的温度优选为300～400℃，更优选为350℃，时间优选为1～2h，更优选为1.5h。
在本发明中，以质量含量计，所述还原熔炼所得粗铋的组成成分为：Pb＜25％、Bi＞75％、Ag＜12000g/t。
得到粗铋后，本发明将所述粗铋进行连续真空蒸馏，得到第二铅铋合金和银。在本发明中，所述连续真空蒸馏的温度优选为为800～1000℃，更优选为850～9500℃，真空度优选为10～50Pa，更优选为20～40Pa。
在本发明中，以质量含量计，所述第二铅铋合金的组成成分为：Pb＜25％、Bi＞75％、Ag＜20g/t。
在本发明中，以质量含量计，所述连续真空蒸馏得到银的组成成分为：Pb+Bi＜0.1％、Ag＞99.9％。
得到第二铅铋合金后，本发明将所述第二铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋和氯化铅；在本发明中，所述氯化精炼的温度优选为300～400℃，更优选为350℃，所述氯化精炼的时间优选为2.5～3.5h，更优选为3h，本发明在氯化精炼过程中通入氯气以实现氯化条件。氯化精炼过程中，铅与氯气反应，氯化铅进入渣相中，通过扒渣进行分离。
在本发明中，所述精铋的纯度>99.99％。
本发明通过第一真空蒸馏得到铅铋锑合金，在通过转炉氧化精炼、第一电解、还原熔炼、连续真空蒸馏和氯化精炼得到锑白粉、电铅、银、精铋和氯化铅等产品。
本发明将第一蒸馏得到的残留物进行第二真空蒸馏处理，得到银合金和铜合金。在本发明中，以质量含量计，所述步骤(1)中残留物的组成成分为As＜0.8％、Ag＞35％、Cu＞30％、Sb＞30％、Pb+Bi≤0.1％。在本发明中，所述第二真空蒸馏的温度优选为1200～1400℃，更优选为1250～1350℃，真空度优选为10～100Pa，更优选为20～80Pa，时间优选为2～6h，更优选为3～5h，处理量优选为200～600Kg/炉，更优选为300～500Kg/炉。
在本发明中，以质量含量计，第二真空蒸馏所得银合金的组成成分为：Ag＞50％、Cu＜0.3％、Sb＜50％、As＜0.2％、Pb+Bi＜0.16％；第二真空蒸馏所得铜合金的组成成分为Ag＜1％、Cu＞85％、Sb＜10％、As＜0.4％、Au＞100g/t。
得到银合金后，本发明将所述银合金进行第二转炉氧化精炼，得到粗银和锑白粉。在本发明中，所述第二转炉氧化精炼的温度优选为1000℃以下，更优选为850～950℃，时间优选为10～20min，更优选为15min；本发明优选通过顶吹氧气提供氧化条件。
在本发明中，以质量含量计，所述粗银的组成成分为：Ag＞95％、Cu＜0.5％、Sb＜1％、As＜0.2％、Pb+Bi＜0.2％。
得到粗银后，本发明将所述粗银进行第二电解，得到电银和阳极泥。本发明对所述第二电解没有特殊要求，使用本领域技术人员熟知的电解方法即可。在本发明的具体实施例中，所述第二电解的电解液优选为硝酸银溶液；所述第二电解的电解温度优选为35～50℃，更优选为45～50℃，所述第二电解的电流密度优选为250～300A/m2，更优选为260～280A/m2；所述第二电解的槽电压优选为1.5～3.5V，更优选为2～3V。
在本发明中，所述电银的纯度>99.99％。
本发明将所述第二电解得到的阳极泥进行提金处理；本发明对所述提金处理的具体方法没有特殊要求，使用本领域技术人员熟知的提金处理方法即可，在本发明的具体实施例中，可将阳极泥直接送入提金工序进行处理。
本发明将第二真空精馏得到的铜合金进行第三转炉氧化精炼，得到铜渣和锑白粉。在本发明中，所述第三转炉氧化精炼的温度优选为1400℃以下，更优选为1200～1350℃，时间优选为10～20min，更优选为15min；本发明通过顶吹氧气提供氧化条件。
在本发明中，以质量含量计，所述铜渣的组成成分为：Ag＜1.1％、Cu＞95％、Sb＜1％、As＜0.5％，Au(5～15000)g/t。
得到铜渣后，本发明将所述铜渣进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣。在本发明中，所述氧压酸浸脱铜具体优选为：在2～5个大气压的条件下，将铜渣加入硫酸溶液中，氧化铜与硫酸反应溶于硫酸中，而金和银等不溶，通过固液分离即可得到硫酸铜和富金渣。在本发明中，所述硫酸溶液的质量浓度优选为30％～60％，更优选为40％～50％。本发明对所述氧压酸浸脱铜的时间没有特殊要求，能够将铜渣中的氧化铜尽量完全溶解即可。
氧压酸浸脱铜完成后，本发明将得到的富金渣返回步骤(9)进行第二电解精炼，得到金、银单质。
本发明将第一真空蒸馏的残留物进行第二真空蒸馏，再将得到的银合金和铜合金进一步进行转炉氧化精炼、电解和氧压酸浸脱铜等处理，得到电银、锑白粉、硫酸铜等产品。
下面结合实施例对本发明提供的一种贵铅的处理方法进行详细的说明，但是不能把它们理解为对本发明保护范围的限定。
实施例1
按图1所示流程示意图综合处理贵铅：
(1)将贵铅物料(Ag 11.8％、Cu 9.81％、Sb17.18％、As 16.14％、Pb 34.3％、Bi9.61％、Au 10.7g/t)1000kg置于固定式真空蒸馏炉中，在温度为850℃，真空度为10Pa条件下，进行真空蒸馏6小时，于二级冷凝盘(300～50℃)得到单质砷(Ag 0.03％、Cu 0.02％、As97％、Pb+Bi+Sb 2％)155kg，一级冷凝盘(500～300℃)得到铅铋锑合金(Ag 2000g/t、Cu0.04％、Sb 3％、Pb+Bi95％、As 1％)520kg、坩埚底得到残留物(As 0.8％、Ag 36％、Cu30％、Sb31％、Pb+Bi 0.1％)320kg；
(2)将所述步骤(1)得到的铅铋锑合金进行转炉氧化精炼，得到锑白粉18.7kg及铅铋合金(Pb 76％、Bi 23.2％)494kg；其中转炉氧化精炼的温温度为950℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(3)将所述步骤(2)得到的铅铋合金进行电解，得到电铅(Pb 99.992％)338.765kg与铋阳极泥；电解条件：电解液为硅氟酸和硅氟酸铅混合溶液；电解温度为30℃；电流密度：160A/m2；
(4)将所述步骤(3)得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋(Pb 24％、Bi 75％、Ag 6700g/t)155.235kg；还原熔炼的温度为300℃，时间为1h；
(5)将所述步骤(4)得到的粗铋，在温度为900℃，真空度为20Pa条件下，进行连续式真空蒸馏，得到铅铋合金(Pb 24％、Bi 75％、Ag 10g/t)154kg和银(Pb+Bi 0.01％、Ag99.95％)1.039kg；
(6)将所述步骤(5)得到的铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋(Bi99.99％)95.1kg和氯化铅43.3kg；氯化精炼条件：温度350℃，通氯气3小时；
(7)将所述步骤(1)得到的残留物置于固定式真空蒸馏炉中，在温度为1400℃，真空度为30Pa条件下，进行真空蒸馏6小时，得到银合金(Ag55％、Cu 0.2％、Sb 43％、As0.1％、Pb+Bi 0.15％)205.5kg与铜合金(Ag 0.5％、Cu 85.5％、Sb 9％、As 0.3％，Au150g/t)112.6kg；
(8)将所述步骤(7)得到的银合金进行转炉氧化精炼，得到粗银(Ag97％、Cu0.3％、Sb 0.7％、As 0.1％、Pb+Bi 0.15％)116.5kg和锑白粉105.74kg；转炉氧化精炼条件：温度为950℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(9)将所述步骤(8)得到的粗银进行电解精炼得到电银(Ag 99.99％)112kg以及阳极泥；电解条件：电解液为硝酸银溶液；电解温度为35℃；电流密度：250A/m2，槽电压：1.5V；
(10)将得到的银阳极泥送提金工序；
(11)将所述步骤(7)得到的铜合金进行转炉氧化精炼，得到铜渣(Ag1％、Cu 95％、Sb 0.7％、As 0.5％，Au 190g/t)100.8kg和锑白粉12.13kg；转炉氧化精炼条件：温度为1350℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(12)将所述步骤(11)得到的粗铜进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣；氧压酸浸脱铜条件：压力为2个大气压，硫酸溶液的质量浓度为40％；
(13)将所述步骤(12)得到富金渣返步骤(9)进行电解精炼。
实施例2
按图1所示流程示意图综合处理贵铅：
(1)将贵铅物料(Ag 11.8％、Cu 9.81％、Sb17.18％、As 16.14％、Pb 34.3％、Bi9.61％、Au 10.7g/t)1000kg置于固定式真空蒸馏炉中，在温度为950℃，真空度为20Pa条件下，进行真空蒸馏5小时，于二级冷凝盘(300～50℃)得到单质砷(Ag 0.02％、Cu 0.03％、As97.6％、Pb+Bi+Sb1.8％)154.6kg，一级冷凝盘(500～300℃)得到铅铋锑合金(Ag 2000g/t、Cu 0.03％、Sb 2.7％、Pb+Bi 95.8％、As 0.76％)518.9kg、坩埚底得到残留物(As 0.78％、Ag 36.2％、Cu 30.1％、Sb 30.6％、Pb+Bi 0.1％)318.9kg；
(2)将所述步骤(1)得到的铅铋锑合金进行转炉氧化精炼，得到锑白粉18.8kg及铅铋合金(Pb 75.8％、Bi 24％)493kg；其中转炉氧化精炼的温温度为980℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(3)将所述步骤(2)得到的铅铋合金进行电解，得到电铅(Pb 99.992％)338.8kg与铋阳极泥；电解条件：电解液为硅氟酸和硅氟酸铅混合溶液；电解温度为40℃；电流密度：180A/m2；
(4)将所述步骤(3)得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋(Pb23.5％、Bi75.6％、Ag 6580g/t)155.91kg；还原熔炼温度为300℃，时间为1.5h；
(5)将所述步骤(4)得到的粗铋，在温度为850℃，真空度为25Pa条件下，进行连续式真空蒸馏，得到铅铋合金(Pb 23.5％、Bi 75.6％、Ag 10g/t)153kg和银(Pb+Bi 0.01％、Ag 99.94％)1.038kg；
(6)将所述步骤(5)得到的铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋(Bi99.99％)95.5kg和氯化铅42.9kg；氯化精炼条件：温度350℃，通氯气3小时；
(7)将所述步骤(1)得到的残留物置于固定式真空蒸馏炉中，在温度为1350℃，真空度为20Pa条件下，进行真空蒸馏5小时，得到银合金(Ag55.5％、Cu 0.2％、Sb 43.2％、As0.1％、Pb+Bi 0.16％)205.4kg与铜合金(Ag0.48％、Cu 85.6％、Sb 9.2％、As 0.3％，Au160g/t)111.55kg；
(8)将所述步骤(7)得到的银合金进行转炉氧化精炼，得到粗银(Ag96.9％、Cu0.3％、Sb 0.68％、As 0.1％、Pb+Bi 0.16％)116.6kg和锑白粉105.8kg；转炉氧化精炼条件：温度为980℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(9)将所述步骤(8)得到的粗银进行电解精炼得到电银(Ag 99.99％)112.2kg；电解条件：电解液为硝酸银溶液；电解温度为40℃；电流密度：300A/m2，槽电压：2V；
(10)将所述步骤(9)得到的银阳极泥送提金工序；
(11)将所述步骤(7)得到的铜合金进行转炉氧化精炼，得到铜渣(Ag1％、Cu95.7％、Sb 0.72％、As 0.48％，Au 195g/t)100.5kg和锑白粉12.14kg；转炉氧化精炼条件：温度为1350℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(12)将所述步骤(11)得到的粗铜进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣；氧压酸浸脱铜条件：压力为3个大气压，硫酸溶液的质量浓度为45％；
(13)将所述步骤(12)得到富金渣返步骤(9)进行电解精炼。
实施例3
按图1所示流程示意图综合处理贵铅：
(1)将贵铅物料(Ag 11.8％、Cu 9.81％、Sb17.18％、As 16.14％、Pb 34.3％、Bi9.61％、Au 10.7g/t)1000kg置于固定式真空蒸馏炉中，在温度为1000℃，真空度为30Pa条件下，进行真空蒸馏6小时，于二级冷凝盘(300～50℃)得到单质砷(Ag 0.021％、Cu0.02％、As 96％、Pb+Bi+Sb 2.2％)154.5kg，一级冷凝盘(500～300℃)得到铅铋锑合金(Ag2200g/t、Cu 0.03％、Sb 3.2％、Pb+Bi 95.1％、As 1％)521kg、坩埚底得到残留物(As0.78％、Ag 36.5％、Cu 29.8％、Sb 30.7％、Pb+Bi 0.1％)320.2kg；
(2)将所述步骤(1)得到的铅铋锑合金进行转炉氧化精炼，得到锑白粉17.9kg及铅铋合金(Pb 76.1％、Bi 22.9％)494.5kg；其中转炉氧化精炼的温温度为1000℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(3)将所述步骤(2)得到的铅铋合金进行电解，得到电铅(Pb 99.997％)337.73kg与铋阳极泥；电解条件：电解液为硅氟酸和硅氟酸铅混合溶液；电解温度为35℃；电流密度：200A/m2；
(4)将所述步骤(3)得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋(Pb24.5％、Bi 75％、Ag 6860g/t)154.1kg；还原熔炼温度为350℃，时间为1h；
(5)将所述步骤(4)得到的粗铋，在温度为900℃，真空度为50Pa条件下，进行连续式真空蒸馏，得到铅铋合金(Pb 24.61％、Bi 75.1％、Ag 9g/t)154.7kg和银(Pb+Bi0.01％、Ag 99.93％)1.05kg；
(6)将所述步骤(5)得到的铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋(Bi99.99％)95.8kg和氯化铅43.5kg；氯化精炼条件：温度350℃，通氯气3小时；
(7)将所述步骤(1)得到的残留物置于固定式真空蒸馏炉中，在温度为1350℃，真空度为30Pa条件下，进行真空蒸馏4小时，得到银合金(Ag55.5％、Cu 0.2％、Sb 43.6％、As0.1％、Pb+Bi 0.16％)205.4kg与铜合金(Ag0.5％、Cu 85.9％、Sb 9.76％、As 0.31％，Au152g/t)112.3kg；
(8)将所述步骤(7)得到的银合金进行转炉氧化精炼，得到粗银(Ag97.3％、Cu0.29％、Sb 0.71％、As 0.08％、Pb+Bi 0.17％)116.4kg和锑白粉105.81kg；转炉氧化精炼条件：温度为980℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(9)将所述步骤(8)得到的粗银进行电解精炼得到电银(Ag 99.99％)112.6kg；电解条件：电解液为硝酸银溶液；电解温度为50℃；电流密度：280A/m2，槽电压：3.5V；
(10)将所述步骤(9)得到的银阳极泥送提金工序；
(11)将所述步骤(7)得到的铜合金进行转炉氧化精炼，得到铜渣(Ag0.78％、Cu95.8％、Sb 0.7％、As 0.45％，Au 195g/t)100.9kg和锑白粉12.23kg；转炉氧化精炼条件：温度为1350℃，时间为15min，顶吹氧气提供氧化条件；
(12)将所述步骤(11)得到的粗铜进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣；氧压酸浸脱铜条件：压力为2个大气压，硫酸溶液的质量浓度为45％；
(13)将所述步骤(12)得到富金渣返步骤(9)进行电解精炼。
由以上实施例可以看出，本发明提供的处理方法流程短，贵铅合金经过两步真空蒸馏可以得到四种目标物料：铜合金、银合金、单质砷、铅铋锑合金；锑经转炉氧化精炼后得到具有商业价值的锑白粉；粗银、铅锑合金经电解分别得到电银和电铅，而银阳极泥可送提金工序；铜渣经氧压酸浸得到具有商业价值的硫酸铜和富金渣，富金渣返银电解流程；铅铋合金经氯化精炼后得到精铋等；能够实现贵铅中的铅、铜、银、金、锑、铋、砷的高效回收，且成本低。容易操作，生产环境好。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种贵铅的处理方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将贵铅进行第一真空蒸馏处理，通过分级冷凝分别得到单质砷、铅铋锑合金和残留物；
(2)将所述步骤(1)得到的铅铋锑合金进行第一转炉氧化精炼，得到锑白粉和第一铅铋合金；
(3)将所述步骤(2)得到的第一铅铋合金进行第一电解，得到电铅和铋阳极泥；
(4)将所述步骤(3)得到的铋阳极泥进行还原熔炼，得到粗铋；
(5)将所述步骤(4)得到的粗铋进行连续真空蒸馏，得到第二铅铋合金和银；
(6)将所述步骤(5)得到的第二铅铋合金进行氯化精炼，得到精铋和氯化铅；
(7)将所述步骤(1)得到的残留物进行第二真空蒸馏处理，得到银合金和铜合金；
(8)将所述步骤(7)得到的银合金进行第二转炉氧化精炼，得到粗银和锑白粉；
(9)将所述步骤(8)得到的粗银进行第二电解，得到电银和阳极泥；
(10)将所述步骤(9)得到的阳极泥进行提金处理；
(11)将所述步骤(7)得到的铜合金进行第三转炉氧化精炼，得到铜渣和锑白粉；
(12)将所述步骤(11)得到的铜渣进行氧压酸浸脱铜，得到硫酸铜和富金渣；
(13)将所述步骤(12)得到的富金渣返回步骤(9)进行电解精炼；
所述步骤(2)～(6)和步骤(7)～(13)没有时间顺序的限制；
所述步骤(8)～(10)和步骤(11)～(13)没有时间顺序的限制。
2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，以质量含量计，所述步骤(1)中贵铅的组成成分包括Ag 10％～15％、Cu 5％～10％、Sb 15％～20％、As 15％～35％、Pb 25％～35％、Bi 5％～10％和Au 5g/t～1500g/t。
3.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤(1)中第一真空精馏的温度为750～1000℃，真空度为10Pa～100Pa，时间为4～6h，处理量为500～1000Kg/炉。
4.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，以质量含量计，所述步骤(1)中第一铅铋合金的组成成分为Pb＞75％、Bi＜25％。
5.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤(2)中第一转炉氧化精炼的温度为1000℃以下，时间为10～20min。
6.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤(5)中连续真空蒸馏的温度为800～1000℃，真空度为10～50Pa。
7.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，以质量含量计，所述步骤(1)中残留物的组成成分为As＜0.8％、Ag＞35％、Cu＞30％、Sb＞30％、Pb+Bi≤0.1％。
8.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，以质量含量计，所述步骤(5)中第二铅铋合金的组成成分为Pb＜25％、Bi＞75％、Ag＜20g/t。
9.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤(7)中第二真空蒸馏的温度为1200～1400℃，真空度为10～100Pa，时间为2～6h，处理量为200～600Kg/炉。
10.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤(8)中第二转炉氧化精炼的温度为1000℃以下，时间为10～20min；
所述步骤(11)中第三转炉氧化精炼的温度为1400℃以下，时间为10～20min。
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Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112063854A (zh) * 2020-09-02 2020-12-11 河南豫光金铅股份有限公司 一种以贵铅为原料综合回收铋、银、铜金属的方法
CN112080646A (zh) * 2020-08-26 2020-12-15 昆明理工大学 一种除去真空蒸馏处理锡精炼硫渣产物粗硫化亚锡中砷、锑的方法
CN112126790A (zh) * 2020-09-18 2020-12-25 无锡英特派金属制品有限公司 一种铂、铂铑或铂铑钯合金的氯化提纯方法
CN112342391A (zh) * 2020-10-27 2021-02-09 昆明理工大学 一种铜阳极泥的利用方法
CN115341107A (zh) * 2022-08-24 2022-11-15 蒙自矿冶有限责任公司 一种铅冶炼铋金属高效回收工艺方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102168179A (zh) * 2011-04-07 2011-08-31 赵志强 贵铅真空蒸馏生产金、银工艺
CN104120273A (zh) * 2014-07-28 2014-10-29 蒙自矿冶有限责任公司 一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法
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
CN105483384A (zh) * 2015-12-08 2016-04-13 昆明理工大学 一种从铜阳极泥浮选尾矿中回收有价金属的方法
CN109055765A (zh) * 2018-09-30 2018-12-21 蒙自矿冶有限责任公司 一种从贵铅中回收精铋的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102168179A (zh) * 2011-04-07 2011-08-31 赵志强 贵铅真空蒸馏生产金、银工艺
CN104120273A (zh) * 2014-07-28 2014-10-29 蒙自矿冶有限责任公司 一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法
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
CN105483384A (zh) * 2015-12-08 2016-04-13 昆明理工大学 一种从铜阳极泥浮选尾矿中回收有价金属的方法
CN109055765A (zh) * 2018-09-30 2018-12-21 蒙自矿冶有限责任公司 一种从贵铅中回收精铋的方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
戴永年 等: "《有色金属材料的真空冶金》", 31 March 2000, 冶金工业出版社 *
浦恩彬 等: ""真空冶金在铅阳极泥回收稀贵金属中的工艺研究"", 《云南冶金》 *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112080646A (zh) * 2020-08-26 2020-12-15 昆明理工大学 一种除去真空蒸馏处理锡精炼硫渣产物粗硫化亚锡中砷、锑的方法
CN112063854A (zh) * 2020-09-02 2020-12-11 河南豫光金铅股份有限公司 一种以贵铅为原料综合回收铋、银、铜金属的方法
CN112126790A (zh) * 2020-09-18 2020-12-25 无锡英特派金属制品有限公司 一种铂、铂铑或铂铑钯合金的氯化提纯方法
CN112342391A (zh) * 2020-10-27 2021-02-09 昆明理工大学 一种铜阳极泥的利用方法
CN115341107A (zh) * 2022-08-24 2022-11-15 蒙自矿冶有限责任公司 一种铅冶炼铋金属高效回收工艺方法

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