CN111088433A - 一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,由铅精矿冶炼系统中收集得到铊镉烟灰;将得到的铊镉烟灰至于水或稀硫酸中浸出,收集浸出液;采用金属单质对收集的浸出液进行一次置换及二次置换;二次置换后得到含有铊的海绵镉放置氧化,氧化后采用纯碱溶液浸出,浸出后得到富铊浸出液;调节所得富铊浸出液的pH值,然后进行置换,得到海绵铊,完成铊的富集。本发明通过简单易操作的方法对铅精矿冶炼系统的铊进行了较好的富集回收,整个处理过程中,没有有毒有害试剂的使用,所用试剂无毒且成本低,整个处理过程的物料进行了较好的循环及回收,没有废料的产生,进一步降低了生产成本。而且对铊进行了较好的富集回收。具有突出的社会经济效益。
Description
技术领域
本发明属于有色金属冶炼技术领域,具体涉及一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法。
背景技术
铊作为稀散金属,在地表含量极低、分布极为分散,长伴生于铅、锌、铜、铁等金属的硫矿中,铊金属主要从铅、锌、铜等金属及硫酸生产过程中的烟尘和湿法炼锌过程中的铜镉渣进行综合回收。其中由铅精矿中进行回收的占据大部分,由硫化铅精矿进行回收的工艺主要有:硫化铅精矿经过氧化还原产生含铊烟尘,然后经过反射炉的富集形成较高的含铊烟尘,其中铊主要以氧化铊、三氧化二铊及硫化铊形态存在;再采用酸浸对含铊烟尘进行浸出,选用高锰酸钾将铊氧化、并用氯化钠形成铊配合物;最后采用N503-二乙苯等萃取剂进行铊的萃取,再采用醋酸铵反萃还原后获得氯化铊沉淀,经过硫酸焙烧转型后酸浸浸出形成高浓度的硫酸铊溶液,从而实现对铊的回收。
其中上述工艺中需要对铊烟尘处理后,再使用大量药剂进行萃取回收,使用试剂量大、回收流程长,由于铊含量较低、产量也低,而长流程及大量试剂的使用大大增加了生产成本,而且萃取剂的大量使用也会产生较大量的废液,增加了后处理成本也会对环境造成影响,导致铊的回收效益明显降低,不利于稀散金属铊的回收。
发明内容
本发明针对的技术问题是:现有技术中对稀散金属铊的回收存在回收流程长、试剂用量大,增加了后处理废渣的产生,增加了环境负担,增加了生产成本,明显降低了社会经济效益,不利于稀散金属铊的回收。
针对上述问题,本发明提供了一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,该方法回收过程简单易于处理,回收过程中没有有毒有害大量试剂的加入,且整个回收过程循环进行,几乎没有废液的产生,解决了现有技术中回收铊存在的缺陷。
本发明是通过以下技术方案实现的
本发明提供了一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,该方法包括以下步骤:
(1)由铅精矿冶炼系统中收集得到铊镉烟灰(所用的铅精矿冶炼系统为本领域技术人员熟知的冶炼系统);具体过程如下:
将铅精矿及辅料至于熔炼炉中进行熔炼,熔炼产生的高温SO2烟气尘排出后依次进行降温、收集烟尘;
将收集的烟尘返回至铅精矿及辅料中送入熔炼炉再次熔炼;
不断对烟尘进行收集及循环熔炼,直到收集的烟尘中镉含量及铊含量达标后、将其外排,得到铊镉烟灰。优选地,从铅冶炼系统中收集的铊镉烟灰中镉含量控制为15~20%,铊含量控制为0.4~1.0%。
即该过程中将收集到的含铊烟灰在铅精矿冶炼系统中进行不断循环,实现对其中铊的富集。该过程既使得烟灰中的铅得到充分的冶炼回收,同时使其中的铊进行充分富集,达到能够回收的要求后对烟灰进行收集,实现了对资源的充分冶炼及回收,而且没有额外资源及能源的消耗,具有较好的生产效益。
(2)将步骤(1)得到的铊镉烟灰至于水或稀硫酸中浸出,收集浸出液;
铊镉烟灰至于水或稀硫酸中浸出,烟灰中的镉铊浸出到溶液中得到浸出液,未浸出的铅及其他金属渣则返回到铅冶炼系统中再次冶炼、回收其中的金属,使该铅精矿中的金属得到充分回收,提高了生产效益。
其中,铊镉烟灰在水或稀硫酸中浸出时的固液比为1:(2~3),采用纯碱或稀硫酸调节浸出的终点pH值为4~5(根据铅精矿的不同,浸出时所得溶液的酸碱性不同,然后采用稀硫酸或纯碱对溶液的pH值进行调节。),收集的浸出液中镉的浓度为30~50g/L,铊的浓度为2~5g/L;
(3)采用金属单质对步骤(2)收集的浸出液进行一次置换,金属单质用量为浸出液中镉含量的85~90%,一次置换后得到一次置换后液;
优选地,对收集的浸出液一次置换时采用为粒径为100目的锌粉进行欠量置换;采用纯碱或稀硫酸调节置换时的pH值为2~3.5,然后在温度为50~55℃条件下置换时间为30~45min。
一次置换后得到一次海绵镉及一次置换后液,一次海绵镉(一次海绵镉中镉的质量分数为85~90%(一次海绵镉中还含有5~10%的水分,剩余为少量的锌、铅、铜、铁和锰元素)。经过团压熔铸得到粗镉。即实现了对镉与铊的分离及对镉的回收。
CdSO4+Zn=ZnSO4+Cd
Zn+H2SO4=ZnSO4+H2
Tl2SO4+Zn=2Tl+ZnSO4
(4)采用金属单质对步骤(3)所得一次置换后液进行二次置换,金属单质加入量为一次置换后液中镉与铊总质量的110~120%,二次置换后得到含有铊的海绵镉;
其中,二次置换时采用粒径为100目的锌粉进行过量置换,二次置换过程中溶液的pH值为4.5~5(采用纯碱或稀硫酸调节),置换温度为50~55℃,置换时间为30~45min。二次置换后得到二次置换后液及二次海绵镉。其中的二次置换后液用于制取纳米锌和液体硫酸锌等产品,以对二次置换后液进行较好的回收再利用。没有废料的产生,实现了原料的循环最大化利用,为避免了对环境造成的影响。
所得二次海绵镉即含有铊的海绵镉,所得二次海绵镉中铊的质量百分比为2~6%,镉的质量百分比为20~45%。完成了铊的富集。
CdSO4+Zn=ZnSO4+Cd
Zn+H2SO4=ZnSO4+H2
Tl2SO4+Zn=2Tl+ZnSO4
(5)将步骤(4)二次置换后所得含有铊的海绵镉放置氧化,完全氧化后采用纯碱溶液浸出,浸出完成后得到富铊浸出液;
可以将二次置换后得到的含有铊的海绵镉进行堆存氧化,加强通风,待含有铊的海绵镉颜色全部由黑灰色变为白色、即完成氧化(一般约堆放通风20~30天),铊被氧化成为氢氧化亚铊和氧化亚铊;然后采用纯碱溶液对完全氧化后的二次海绵镉进行浸出。优选地,纯碱溶液对含铊的海绵镉浸出时的液固比为(2.5~3.5):1,浸出时溶液的pH值为9~10,在温度为85~90℃条件下浸出2.5~3.5小时。
浸出后,铊进入溶液形成富铊浸出液;锌及镉则难以浸出,形成锌镉浸出渣返回至步骤(2)中与铊镉烟灰共同进行再次浸出,以对其中的镉及锌进行再次回收,实现了原料的循环回收,无废料产生。
4Tl+O2=2Tl2O
Tl2O+H2O=2TlOH
(6)调节步骤(5)所得富铊浸出液的pH值,调节后进行置换,得到海绵铊。
用稀硫酸调节富铊浸出液的pH值至1-2,然后采用锌板(锌板满足1#锌锭标准)进行置换,在50~60℃条件下置换50~80min。置换完成后,得到海绵铊,以及锌板置换铊后液(置换后液中铊含量<10mg/L),锌板置换铊后液形成贫锌置换液,贫锌置换液作为锌浸出液进行纳米锌及液体硫酸锌的生产。
得到的海绵铊可以加火碱进行熔铸得到铊锭;火碱的加入量为铊质量的10~20%,熔铸的温度为300~400℃。实现对铊的富集回收。
Tl2SO4+Zn=2Tl+ZnSO4
与现有技术相比,本发明具有以下积极有益效果
本发明通过简单易操作的方法对铅精矿冶炼系统的铊进行了较好的富集回收,整个处理过程中,没有有毒有害试剂的使用,所用试剂无毒且成本低,整个处理过程的物料进行了较好的循环及回收,没有废料的产生,进一步降低了生产成本。而且对铊进行了较好的富集回收。具有突出的社会经济效益。
相比有机萃取回收铊工艺,该方法富集分离回收工艺流程短,铊的回收率高,使用的化学试剂毒性低且价廉,设备投资少,生产环境较好,降低了铊综合回收生产成本。
本发明在底吹炉氧化熔炼铅的过程实现了铊的初步富集分离,将原矿中的铊从20ppm以下富集到4000~10000ppm,在铅生产的基础上实现了伴生金属铊的富集回收。
在镉回收工艺的基础上,对铊进行了二次富集分离,通过控制反应条件,将铊集中富集到二次海绵镉中,通过自然氧化二次海绵镉,利用铊和镉的氧化物在纯碱溶液中溶解性能不同而实现铊和镉的有效分离。既保证了粗镉的产品质量,又实现了铊的有效富集、分离和回收。
附图说明
图1为本发明从铅冶炼系统中富集回收铊的方法的流程图;
具体实施方式
下面通过具体实施方式对本发明进行更加详细的说明,以便于对本发明技术方案的理解,但并不用于限制本发明的保护范围。(以下所用的铅精矿冶炼系统为本领域技术人员熟知的冶炼系统)。
实施例1
一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,该方法包括以下步骤:
(1)、由铅精矿冶炼系统中收集得到铊镉烟灰;具体过程如下:
A:将铅精矿及辅料(石子、石灰石、碎煤、焦炭,辅料总量10%左右)至于富氧底吹炉中,然后采用氧枪吹入氧气(氧气压力为0.5~1.2MPa,氧气的吹入量为每吨铅精矿和辅料的混合物料吹入90~130m3氧气。),进行加热熔炼,在950~1300℃下氧化熔炼脱硫产出高铅渣、粗铅及高温SO2烟气尘,高温SO2烟气尘排出后经过余热锅炉降温(降温至270~370℃)后进行电收尘(余热锅炉降温及电收尘均为本领域技术人员熟知的操作),电收尘烟灰中铊以硫酸铊和氧化铊形式存在并与镉共存富集回收;
B:将电收尘收集的烟尘密闭返回至富氧底吹炉再次熔炼,使铊随镉在铅系统中循环富集;
C:不断对烟尘进行收集及循环熔炼,直到收集的烟尘中镉含量及铊含量达标后、将其外排,得到铊镉烟灰;其中铊镉烟灰中镉含量为15%,铊含量为0.5%。
(2)、将步骤(1)铊镉烟灰至于稀硫酸中浸出,浸出时的固液比为1:2,烟灰中的镉铊浸出到溶液中得到收集浸出液,未浸出的铅及其他金属渣则返回到铅冶炼系统中再次冶炼、回收其中的金属;
其中,铊镉烟灰在稀硫酸中采用纯碱调节浸出的终点pH值为4~5,收集的浸出液中镉的浓度为30g/L,铊的浓度为2g/L;
(3)、采用粒径为100目的锌粉对步骤(2)收集的浸出液进行一次置欠量换,锌粉加入量为浸出液中镉含量的85~90%,采用纯碱调节置换时的pH值为2,然后在温度为50~55℃条件下置换时间为30min;一次置换后得到一次海绵镉及一次置换后液;
其中的一次海绵镉中镉的质量分数为85~90%(一次海绵镉中还含有5~10%的水分,剩余为少量的锌、铅、铜、铁和锰元素),一次海绵镉经过团压熔铸得到粗镉。
(4)、采用粒径为100目的锌粉对步骤(3)所得一次置换后液进行二次过量置换,锌粉的加入量为一次置换后液中镉与铊总质量的110~120%,二次置换过程中采用纯碱调节溶液的pH值为4.5,置换温度为50~55℃,置换时间为30min;
二次置换后得到二次置换后液及二次海绵镉(含有铊的海绵镉),其中的二次置换后液用于制取纳米锌和液体硫酸锌等产品。
所得二次海绵镉中铊的质量百分比为2%,镉的质量百分比为20%,完成了铊的富集。
(5)、将步骤(4)二次置换后所得二次海绵镉进行堆存氧化,加强通风,待含有铊的海绵镉颜色全部由黑灰色变为白色、即完成氧化(二次海绵镉铊被氧化成为氢氧化亚铊和氧化亚铊);完全氧化后采用纯碱溶液浸出,纯碱溶液对含铊的海绵镉浸出时的液固比为2.5:1,浸出时溶液的pH值为9~10(纯碱溶液浓度可以实现pH值的控制),在温度为85~90℃条件下浸出2.5小时;
浸出后,铊进入溶液形成富铊浸出液;锌及镉难以浸出形成锌镉浸出渣返回至步骤(2)中与铊镉烟灰共同进行再次浸出,以对其中的镉及锌进行再次回收;
(6)、用稀硫酸调节步骤(5)所得富铊浸出液的pH值至1,调节后采用锌板进行置换,在50~60℃条件下置换50min,得到海绵铊,剩余的锌板置换铊后液中铊含量<10mg/L(锌板置换铊后液形成贫锌置换液,贫锌置换液作为锌浸出液进行纳米锌及液体硫酸锌的生产。),(7)将步骤(6)得到的海绵铊加火碱进行熔铸得到铊锭;火碱的加入量为铊质量的10%,熔铸的温度为300±50℃,实现对铊的富集回收。
实施例2
一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,该方法包括以下步骤:
(1)、由铅精矿冶炼系统中收集得到铊镉烟灰;具体过程如下:
A:将铅精矿及辅料(石子、石灰石、碎煤、焦炭,辅料总量10%左右)至于富氧底吹炉中,然后采用氧枪吹入氧气(氧气压力为0.5~1.2MPa,氧气的吹入量为每吨铅精矿和辅料的混合物料吹入90~130m3氧气。),进行加热熔炼,在950~1300℃下氧化熔炼脱硫产出高铅渣、粗铅及高温SO2烟气尘,高温SO2烟气尘排出后经过余热锅炉降温(降温至270~370℃)后进行电收尘(余热锅炉降温及电收尘均为本领域技术人员熟知的操作),电收尘烟灰中铊以硫酸铊和氧化铊形式存在并与镉共存富集回收;
B:将电收尘收集的烟尘密闭返回至富氧底吹炉再次熔炼,使铊随镉在铅系统中循环富集;
C:不断对烟尘进行收集及循环熔炼,直到收集的烟尘中镉含量及铊含量达标后、将其外排,得到铊镉烟灰,铊镉烟灰中镉含量为20%,铊含量为1.0%。
(2)、将步骤(1)铊镉烟灰至于水中浸出,浸出时的固液比为1:3,烟灰中的镉铊浸出到溶液中得到收集浸出液,未浸出的铅及其他金属渣则返回到铅冶炼系统中再次冶炼、回收其中的金属;
其中,铊镉烟灰在水中采用稀硫酸调节浸出的终点pH值为5,收集的浸出液中镉的浓度为50g/L,铊的浓度为5g/L;
(3)、采用粒径为100目的锌粉对步骤(2)收集的浸出液进行一次置欠量换,锌粉加入量为浸出液中镉含量的85~90%,采用稀硫酸调节置换时的pH值为3.5,然后在温度为50~55℃条件下置换时间为45min;一次置换后得到一次海绵镉及一次置换后液;
其中的一次海绵镉中镉的质量分数为85~90%(一次海绵镉中还含有5~10%的水分,剩余为少量的锌、铅、铜、铁和锰元素),一次海绵镉经过团压熔铸得到粗镉;
(4)、采用粒径为100目的锌粉对步骤(3)所得一次置换后液进行二次过量置换,锌粉的加入量为一次置换后液中镉与铊总质量的110~120%,二次置换过程中采用纯碱调节溶液的pH值为5,置换温度为50~55℃,置换时间为45min;
二次置换后得到二次置换后液及二次海绵镉(含有铊的海绵镉),其中的二次置换后液用于制取纳米锌和液体硫酸锌等产品。
所得二次海绵镉中铊的质量百分比为6%,镉的质量百分比为45%,完成了铊的富集。
(5)、将步骤(4)二次置换后所得二次海绵镉进行堆存氧化,加强通风,待含有铊的海绵镉颜色全部由黑灰色变为白色、即完成氧化(二次海绵镉铊被氧化成为氢氧化亚铊和氧化亚铊);完全氧化后采用纯碱溶液浸出,纯碱溶液对含铊的海绵镉浸出时的液固比为3.5:1,浸出时溶液的pH值为10(纯碱溶液浓度可以实现pH值的控制),在温度为85~90℃条件下浸出3.5小时;
浸出后,铊进入溶液形成富铊浸出液;锌及镉难以浸出形成锌镉浸出渣返回至步骤(2)中与铊镉烟灰共同进行再次浸出,以对其中的镉及锌进行再次回收;
(6)、用稀硫酸调节步骤(5)所得富铊浸出液的pH值至2,调节后采用锌板进行置换,在50~60℃条件下置换80min,得到海绵铊,剩余的锌板置换铊后液中铊含量<10mg/L(锌板置换铊后液形成贫锌置换液,贫锌置换液作为锌浸出液进行纳米锌及液体硫酸锌的生产。),(7)、将步骤(6)得到的海绵铊加火碱进行熔铸得到铊锭;火碱的加入量为铊质量的20%,熔铸的温度为400±50℃,实现对铊的富集回收。
实施例3
一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,该方法包括以下步骤:
(1)、由铅精矿冶炼系统中收集得到铊镉烟灰;具体过程如下:
A:将铅精矿及辅料(石子、石灰石、碎煤、焦炭,辅料总量10%左右)至于富氧底吹炉中,然后采用氧枪吹入氧气(氧气压力为0.5~1.2MPa,氧气的吹入量为每吨铅精矿和辅料的混合物料吹入90~130m3氧气。),进行加热熔炼,在950~1300℃下氧化熔炼脱硫产出高铅渣、粗铅及高温SO2烟气尘,高温SO2烟气尘排出后经过余热锅炉降温(降温至270~370℃)后进行电收尘(余热锅炉降温及电收尘均为本领域技术人员熟知的操作),电收尘烟灰中铊以硫酸铊和氧化铊形式存在并与镉共存富集回收;
B:将电收尘收集的烟尘密闭返回至富氧底吹炉再次熔炼,使铊随镉在铅系统中循环富集;
C:不断对烟尘进行收集及循环熔炼,直到收集的烟尘中镉含量及铊含量达标后、将其外排,得到铊镉烟灰;铊镉烟灰中镉含量为18%,铊含量为0.8%。
(2)、将步骤(1)铊镉烟灰至于水中浸出,浸出时的固液比为1:2.5,烟灰中的镉铊浸出到溶液中得到收集浸出液,未浸出的铅及其他金属渣则返回到铅冶炼系统中再次冶炼、回收其中的金属;
其中,铊镉烟灰在水或稀硫酸中采用纯碱调节浸出的终点pH值为4.5,收集的浸出液中镉的浓度为40g/L,铊的浓度为4g/L;
(3)、采用粒径为100目的锌粉对步骤(2)收集的浸出液进行一次置欠量换,锌粉加入量为浸出液中镉含量的85~90%,采用稀硫酸调节置换时的pH值为3,然后在温度为50~55℃条件下置换时间为40min;一次置换后得到一次海绵镉及一次置换后液;
其中的一次海绵镉中镉的质量分数为85~90%(一次海绵镉中还含有5~10%的水分,剩余为少量的锌、铅、铜、铁和锰元素),一次海绵镉经过团压熔铸得到粗镉;
(4)、采用粒径为100目的锌粉对步骤(3)所得一次置换后液进行二次过量置换,锌粉的加入量为一次置换后液中镉与铊总质量的110~120%,二次置换过程中采用纯碱调节溶液的pH值为5,置换温度为50~55℃,置换时间为40min;
二次置换后得到二次置换后液及二次海绵镉(含有铊的海绵镉),其中的二次置换后液用于制取纳米锌和液体硫酸锌等产品;
所得二次海绵镉中铊的质量百分比为5%,镉的质量百分比为35%,完成了铊的富集。
(5)、将步骤(4)二次置换后所得二次海绵镉进行堆存氧化,加强通风,待含有铊的海绵镉颜色全部由黑灰色变为白色、即完成氧化(二次海绵镉铊被氧化成为氢氧化亚铊和氧化亚铊);完全氧化后采用纯碱溶液浸出,纯碱溶液对含铊的海绵镉浸出时的液固比为3:1,浸出时溶液的pH值为9~10(纯碱溶液浓度可以实现pH值的控制),在温度为85~90℃条件下浸出3小时;
浸出后,铊进入溶液形成富铊浸出液;锌及镉难以浸出形成锌镉浸出渣返回至步骤(2)中与铊镉烟灰共同进行再次浸出,以对其中的镉及锌进行再次回收;
(6)、用稀硫酸调节步骤(5)所得富铊浸出液的pH值至1.5,调节后采用锌板进行置换,在50~60℃条件下置换65min,得到海绵铊,剩余的锌板置换铊后液中铊含量<10mg/L(锌板置换铊后液形成贫锌置换液,贫锌置换液作为锌浸出液进行纳米锌及液体硫酸锌的生产。),(7)、将步骤(6)得到的海绵铊加火碱进行熔铸得到铊锭;火碱的加入量为铊质量的15%,熔铸的温度为350±50℃,实现对铊的富集回收。
Claims (10)
1.一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,该方法包括以下步骤:
(1)由铅精矿冶炼系统中收集得到铊镉烟灰;
(2)将得到的铊镉烟灰至于水或稀硫酸中浸出,收集浸出液;
(3)采用金属单质对收集的浸出液进行一次置换,金属单质用量为浸出液中镉含量的85~90%,一次置换后得到一次置换后液;
(4)采用金属单质对一次置换后液进行二次置换,金属单质加入量为一次置换后液中镉与铊总质量的110~120%,二次置换后得到含有铊的海绵镉;
(5)将含有铊的海绵镉放置氧化,完全氧化后采用纯碱溶液浸出,浸出完成后得到富铊浸出液;
(6)调节富铊浸出液的pH值,调节后进行置换,得到海绵铊。
2.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,步骤(1)所述从铅冶炼系统中收集铊镉烟灰的过程如下:
将铅精矿及辅料至于熔炼炉中进行熔炼,熔炼产生的高温SO2烟气尘排出后依次进行降温、收集烟尘;
将收集的烟尘返回至铅精矿及辅料中送入熔炼炉再次熔炼;
不断对烟尘进行收集及循环熔炼,直到收集的烟尘中镉含量及铊含量达标后、将其外排,得到铊镉烟灰。
3.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,步骤(2)所述铊镉烟灰在水或稀硫酸中浸出时的固液比为1:(2~3),采用纯碱或稀硫酸调节浸出的终点pH值为4~5,收集的浸出液中镉的浓度为30~50g/L,铊的浓度为2~5g/L。
4.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,步骤(3)所述对收集的浸出液一次置换的金属单质为粒径为100目的锌粉,置换过程中的pH值为2~3.5,温度为50~55℃,置换时间为30~45min。
5.根据权利要求1或4所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,一次置换后还得到一次海绵镉,一次海绵镉中镉的质量分数为85~90%。
6.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,步骤(4)所述二次置换采用的金属单质为粒径为100目的锌粉,二次置换过程中溶液的pH值为4.5~5,置换温度为50~55℃,置换时间为30~45min。
7.根据权利要求1或6所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,二次置换后取所得海绵镉中铊的质量百分比为2~6%,镉的质量百分比为20~45%。
8.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,步骤(5)所述纯碱溶液对含铊的海绵镉浸出时的液固比为(2.5~3.5):1,浸出时溶液的pH值为9~10,在温度为85~90℃条件下浸出2.5~3.5小时。
9.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,步骤(6)所述对于富铊浸出液的置换为:采用稀硫酸将富集铊浸出液的pH值调节为1~2,然后采用锌板在50~60℃条件下置换50~80min。
10.根据权利要求1所述的从铅冶炼系统中富集回收铊的方法,其特征在于,该方法还包括以下步骤:将步骤(6)得到的海绵铊加火碱进行熔铸得到铊锭;火碱的加入量为铊质量的10~20%,熔铸的温度为300~400℃。
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Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113430401A (zh) * | 2021-06-15 | 2021-09-24 | 江苏龙源催化剂有限公司 | 一种在水泥生产流程前端脱除并回收铊组分的系统和方法 |
CN113502404A (zh) * | 2021-06-11 | 2021-10-15 | 清华大学 | 一种从烟气中回收铊的方法和实施该方法的设备 |
CN113981229A (zh) * | 2021-10-28 | 2022-01-28 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 一种铅冶炼底吹炉烟灰浸出液除铊的方法 |
CN115418508A (zh) * | 2022-07-20 | 2022-12-02 | 西北矿冶研究院 | 一种湿法炼锌过程铊的富集提取工艺 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5717428A (en) * | 1980-07-04 | 1982-01-29 | Nippon Mining Co Ltd | Separation of thallium from substance containing thallium |
CN101255502A (zh) * | 2008-04-02 | 2008-09-03 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 铅系统烟灰综合回收铟、镉、铊、锌工艺 |
CN101701296A (zh) * | 2009-11-26 | 2010-05-05 | 锡矿山闪星锑业有限责任公司 | 一种高纯铟生产中氯化除铊的方法 |
CN101818254A (zh) * | 2009-12-23 | 2010-09-01 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 氧化锌烟灰的综合回收方法 |
CN102345015A (zh) * | 2011-09-24 | 2012-02-08 | 葫芦岛锌业股份有限公司 | 制酸系统产出的高温尘生产精镉过程中除铊的方法 |
JP2018016822A (ja) * | 2016-07-25 | 2018-02-01 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度インジウムの製造方法 |
-
2020
- 2020-01-10 CN CN202010026551.0A patent/CN111088433A/zh active Pending
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5717428A (en) * | 1980-07-04 | 1982-01-29 | Nippon Mining Co Ltd | Separation of thallium from substance containing thallium |
CN101255502A (zh) * | 2008-04-02 | 2008-09-03 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 铅系统烟灰综合回收铟、镉、铊、锌工艺 |
CN101701296A (zh) * | 2009-11-26 | 2010-05-05 | 锡矿山闪星锑业有限责任公司 | 一种高纯铟生产中氯化除铊的方法 |
CN101818254A (zh) * | 2009-12-23 | 2010-09-01 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 氧化锌烟灰的综合回收方法 |
CN102345015A (zh) * | 2011-09-24 | 2012-02-08 | 葫芦岛锌业股份有限公司 | 制酸系统产出的高温尘生产精镉过程中除铊的方法 |
JP2018016822A (ja) * | 2016-07-25 | 2018-02-01 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度インジウムの製造方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
李震夏 等: "《新编有色金属材料实用手册》", 30 April 1993 * |
Cited By (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113502404A (zh) * | 2021-06-11 | 2021-10-15 | 清华大学 | 一种从烟气中回收铊的方法和实施该方法的设备 |
CN113430401A (zh) * | 2021-06-15 | 2021-09-24 | 江苏龙源催化剂有限公司 | 一种在水泥生产流程前端脱除并回收铊组分的系统和方法 |
CN113430401B (zh) * | 2021-06-15 | 2022-04-26 | 国能龙源催化剂江苏有限公司 | 一种在水泥生产流程前端脱除并回收铊组分的系统和方法 |
CN113981229A (zh) * | 2021-10-28 | 2022-01-28 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 一种铅冶炼底吹炉烟灰浸出液除铊的方法 |
WO2023070556A1 (zh) * | 2021-10-28 | 2023-05-04 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 一种铅冶炼底吹炉烟灰浸出液除铊的方法 |
CN115418508A (zh) * | 2022-07-20 | 2022-12-02 | 西北矿冶研究院 | 一种湿法炼锌过程铊的富集提取工艺 |
CN115418508B (zh) * | 2022-07-20 | 2023-11-07 | 西北矿冶研究院 | 一种湿法炼锌过程铊的富集提取工艺 |
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