CN111575483B - 一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法 - Google Patents

一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，涉及稀贵金属冶金技术领域，包括如下步骤：将铜阳极泥低温氧化焙烧得到的焙烧产物与氢氧化钠反应得含硒碲砷浸出液和碱浸渣；浸出液与石灰水反应得含硒碲溶液和砷酸钙渣；碱浸渣与硫酸反应得硫酸铜和酸浸渣；将硫酸与含硒碲溶液反应得碲酸和含硒溶液；将酸浸渣与硝酸反应得硝酸银溶液和铅金渣；将硝酸银与盐酸反应得氯化银和硝酸；将铅金渣与碳酸钠溶液反应得碳化渣和硫酸钠溶液；将碳化渣与硝酸反应得硝酸铅溶液和含金富集物；将硝酸铅溶液与硫酸反应得硫酸铅和硝酸溶液。本发明目的是解决现有从铜阳极泥中回收金属方法存在成本高、回收金属单一、综合回收效果差等问题。

Description

一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法
技术领域
本发明涉及稀贵金属冶金技术领域，具体涉及一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法。
背景技术
铜阳极泥是铜电解精炼过程中产生的副产品，产率约占精炼铜产量的0.2％-0.8％左右，铜阳极泥中富含大量的金、银、硒、碲、锑、铋、铂族等稀有元素和贵金属，是提取贵金属的重要原料。
铜阳极泥的物料组成比较复杂，各种金属存在的形态多种多样，如：铜阳极泥中金属铜以Cu2S、Cu2Se、Cu2Te形成存在，银主要以Ag、Ag2Se、Ag2Te及AgCl、AgO等形式存在，金一般以游离态存在，也有与碲结合的。目前有关铜阳极泥中金属回收的方法研究很多。
刘永平等人公开了一种铜阳极泥中铜、砷、碲的提取方法(申请公布号：201910360774.8)，步骤如下：具体包括步骤：在铜阳极泥中加入浓硫酸，控制反应硫酸浓度和反应时间，铜、砷得到有效浸出，得到浸铜液和浸铜渣，浸铜液进入铜电解净液系统回收铜、砷；将浸铜渣按液固比加入氢氧化钠溶液中，控制反应温度和搅拌时间，过滤，得到金银富集物和碱浸液，金银富集物再制取金银产品；维持反应温度，向碱浸液中缓慢加入稀硫酸，控制反应终点pH值，静置澄清，过滤得到碲富集物和含砷液，含砷液送砷生产线制取砷产品。采用上述技术方案，能够综合回收铜阳极泥中铜、砷、碲，实现资源高效利用。
黄绍用等人发明了一种从铜阳极泥中提取碲的方法(申请公布号：201811058609.9)，其步骤包括通过选择性还原使复杂溶液的碲保留在溶液中，然后再以还原法方式回收溶液的碲。本发明的优点和产生的积极效果是：本发明提供的从阳极泥中提取碲的方法以从铜阳极泥硫酸化焙烧产出的焙砂为原料，经低浓度硫酸浸出分离铜和部分银后，碲富集于分铜渣中；然后，直接从分铜渣氯化浸出液中分别回收金、铂钯和碲。克服了含有高浓度碲的复杂多金属溶液中碲与贵金属分离的技术难题，在依次优先还原金、铂钯的过程中碲保留在溶液中，然后再利用现有技术来还原回收溶液的碲，选择性分离效果好，金属回收率高。过程简单，成本低，易于实现工业化。
蒋文龙等人发明一种铜阳极泥分离回收硒和碲的方法(申请公布号：201811353615.7)。对铜阳极泥进行分段处理，先对铜阳极泥进行硫酸化焙烧，得到SeO2、SO2、SO3等的混合气体和焙砂，将得到混合气体吸收还原干燥得到粗硒，再将粗硒放入真空蒸馏炉中，提纯得到精硒；将硫酸化焙烧得到的焙砂进行氧压酸浸，从而得到含铜、碲的浸出液和脱硒、铜、碲的铅阳极泥；对含铜、碲的浸出液进行铜粉还原处理，反应后得到铜碲渣和硫酸铜溶液，以便对铜和碲的回收；将脱硒、铜的铅阳极泥进行还原熔炼，得到贵铅合金，将贵铅合金放入连续式真空蒸馏炉中，使易挥发的铅、铋进入挥发相，从而回收高品位的铅，而金、银、铜、锑、砷等难挥发的金属保留在残留物中，形成合金，便于后续贵金属的回收。本发明提供的方法能得到纯度为99.9～99.99％的精硒，硫酸铜溶液、铜碲渣、铅铋合金、银锑金铜砷合金。
李栋等人在发明一种从铜阳极泥中分离富集有价金属的方法(申请公布号：201510556294.0)。包括以下步骤：(1)将铜阳极泥与熔炼剂混合均匀置于350～700℃温度下熔炼，得到熔炼产物；(2)将所述熔炼产物破碎后水浸，得到碱性浸出渣和碱性浸出液，从碱性浸出液中回收硒、砷；(3)在所述碱性浸出渣中加入酸、氯化钠并通入臭氧进行臭氧强化酸浸，得到酸性浸出渣和酸性浸出液；从酸性浸出液中回收铜、碲，从酸性浸出渣中回收铅、锑和贵金属。本发明的工艺硒砷脱除率高、各有价金属走向更加合理且集中、贵金属富集比高、各元素的直收率高、综合回收效益好，避免了铜阳极泥在传统工艺中碲、砷分散严重的问题，且操作安全；劳动强度低、处理时间短、操作环境好等优点。
王学文等人发明一种铜阳极泥分离回收硒和碲的方法(申请公布号：201610910411.3)。对铜阳极泥或铜阳极泥经脱铜预处理后的脱铜阳极泥进行苏打烧结，烧结后的物料加水浸出，过滤得富硒浸出液和富碲浸出渣；对富硒浸出液分离回收碳酸钠后，再用亚硫酸钠或SO2还原回收富硒浸出液或滤液中的硒，过滤得粗硒粉，粗硒粉进一步精炼得金属硒；富碲浸出渣经硫酸溶液浸出后，过滤得酸浸液和酸浸渣；酸浸液经氯化分银后，用亚硫酸钠或SO2还原沉淀其中的碲，过滤得粗碲粉，粗碲粉进一步精炼得金属碲。通过本发明工艺的整体重新设计，各个步骤间的相互配合，因而可以使铜阳极泥中硒和碲的分离回收工艺路线得到极大的简化，大大减轻了铜阳极泥加工过程的环保压力，也符合我国节能减排技术改造的发展趋势。本发明具有工艺简单，操作简便，生产成本低，硒和碲的回收率高，作业环境好等优点，适于工业化应用。
叶龙刚等人公开了一种从铜阳极泥中氢化提取硒和除杂的方法(申请公布号：CN103526033A)。该方法以含硒阳极泥为原料，细磨后加入沸腾氢化炉中、鼓入氢气在500～700℃的温度范围内进行沸腾氢化和还原，使硒以硒化氢的形式挥发进入烟气，同时阳极泥中砷、锑、铋的酸盐被还原分解而氢化和挥发一道进入烟气，使铜阳极泥得到除杂净化。所述烟气经低温冷凝和高温分解后分离砷锑铋和硒，并使硒直接以单质形态产出，最终尾气经低碱吸收后返回沸腾氢化过程，氢化渣主要为金属铜，可送往电解提铜。本发明方法具有高效、短流程、零试剂使用的特点，实现铜阳极泥短流程清洁提取硒和净化除杂。
刘伟锋发明了一种铜阳极泥控电位分离并富集碲的方法(申请公布号：201710728020.4)，铜阳极泥与浓硫酸按一定比例搅拌混合后在不同温度梯度下焙烧，焙砂球磨至要求粒度后在稀硫酸溶液中采用控电位方式加入双氧水氧化浸出，分铜液采用控电位方式加入铜粉置换，使碲富集于置换渣中，置换后液电积回收铜后返回利用。本发明的实质是采用控电位方式分别实现了氧化浸出和铜粉置换两个过程可调可控的目的，控电位氧化浸出过程铜和碲的浸出率达到99.0％和80.0％以上，控电位铜粉置换过程碲的置换率达到99.0％以上。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。
刘永平等人发明一种铜阳极泥中有价金属的提取方法(发明专利申请号：201910362582.0)，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。
刘秉国等人公开了一种微波硫酸化焙烧回收铜阳极泥中硒的方法(发明专利申请号：201810202991.X)，将铜阳极泥进行干燥细磨得到铜阳极泥粉；在搅拌条件下，将浓硫酸加入到铜阳极泥粉中混合均匀得到混合浆体；将混合浆体置于微波管式炉中，通入空气，在温度为350～650℃条件下进行微波焙烧1.5～3h得到焙烧渣和含硒尾气，含硒尾气经蒸馏水A-NaOH溶液-蒸馏水B三级处理后排空，硒富集到蒸馏水A中。本方法采用微波硫酸化焙烧的方法，具有效率高，操作简单快捷，处理时间短，降低能耗和酸耗，生产成本低，有利于铜阳极泥中硒的工业化应用。
赵向民等人公开了一种全湿法处理铜阳极泥的方法(发明专利号：201210561006.7)，该方法采用氯盐介质高温加压浸出，直接分离出铜、锑、铋、碲、锡等有价金属；加压浸出液再分段回收碲、锑、锡、铋、铜等。另一特点是采用选择性萃取法分离氯化金硒液中金并从金萃余液中回收硒。避免污染严重、投资大的硫酸化焙烧。传统湿法或(火法工艺)铜阳极泥需首先进行硫酸化焙烧。金属分离回收率高。传统工艺碲、锑、锡、铋分离效果均不理想，本工艺可在单工序内解决以上金属浸出问题，再在浸出液中分别回收以上金属。金属回收率在90-99％。简化了分铜、分碲作业，较好地优化了作业流程。
但上述方案多存在成本高、回收金属单一、综合回收效果差、回收率低、回收过程存在环境污染等缺点。
发明内容
为此，本发明提供一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，以解决现有从铜阳极泥中回收金属的方法存在成本高、回收金属单一、综合回收效果差、回收率低、回收过程存在环境污染等问题。
为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：
根据本发明的第一方面，一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。
进一步地，步骤S1中，所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为250～350℃，料层厚度为5-25mm，焙烧时间为2-5h；所述氢氧化钠溶液的浓度为10％-30％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为3:1-6:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为60～95℃。
进一步地，步骤S2中，所述石灰水的浓度为10％-35％，所述浸出液与石灰水的反应温度为65～95℃。
进一步地，步骤S2中，所述硫酸的浓度为5-25％，所述硫酸与碱浸渣的液固比3:1-7:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为30～65℃。
进一步地，步骤S3中，所述pH值控制在4-6。
进一步地，步骤S3中，所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的1.0-2.0倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比3:1-7:1，硝酸与酸浸渣的反应温度30～65℃。
进一步地，步骤S4中，所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。
进一步地，步骤S4中，所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.05-1.10倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比4:1-7:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为60～95℃。
进一步地，步骤S5中，所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比3:1-7:1，硝酸与碳化渣的反应温度为45～55℃。
进一步地，步骤S6中，所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量。
本发明具有如下优点：
本发明一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法适于产业化应用，不受规模限制，其优点主要在于：
(1)低温静态氧化焙烧，节能显著，可避免传统高温焙烧生成碲酸铜造成氢氧化钠难于浸出碲的问题。
(2)酸浸渣加碳酸钠反应，使难溶于酸碱的硫酸铅转化为碳酸铅，便于硝酸浸出，提高金富集倍数。
(3)加盐酸沉银和加硫酸沉铅，实现了硝酸的循环使用，降低处理成本，减排效应显著。
(4)本发明的方法实现了金属梯级分离，避免了王水、氯化浸出等形成阳极泥中金属全溶造成分离困难等问题。
(5)本发明中全流程金和银回收率均大于98％、金富集比大于50倍，其它金属得到有效分离及回收，摒弃了火法熔炼造成除金银外的其它有价金属分散和烟气治理费用高等问题，适于产业化应用。
附图说明
为了更清楚地说明本发明的实施方式或现有技术中的技术方案，下面将对实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍。显而易见地，下面描述中的附图仅仅是示例性的，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据提供的附图引伸获得其它的实施附图。
本说明书所绘示的结构、比例、大小等，均仅用以配合说明书所揭示的内容，以供熟悉此技术的人士了解与阅读，并非用以限定本发明可实施的限定条件，故不具技术上的实质意义，任何结构的修饰、比例关系的改变或大小的调整，在不影响本发明所能产生的功效及所能达成的目的下，均应仍落在本发明所揭示的技术内容能涵盖的范围内。
图1为本发明实施例1-7提供的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法的工艺流程图。
具体实施方式
以下由特定的具体实施例说明本发明的实施方式，熟悉此技术的人士可由本说明书所揭露的内容轻易地了解本发明的其他优点及功效，显然，所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例1-7一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法的工艺流程图如图1所示。
实施例1
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为300℃，料层厚度为10mm，焙烧时间为4h；所述氢氧化钠溶液的浓度为20％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为5:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为75℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为15％，所述浸出液与石灰水的反应温度为70℃。所述硫酸的浓度为20％，所述硫酸与碱浸渣的液固比5:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为55℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在5。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量，所述硝酸与酸浸渣的液固比6:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.10倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比7:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为65℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比5:1，硝酸与碳化渣的反应温度为45℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为99.0％和98.6％、金富集比为56倍，其它金属得到有效分离及回收。
实施例2
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为250℃，料层厚度为10mm，焙烧时间为3h；所述氢氧化钠溶液的浓度为15％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为4:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为80℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为25％，所述浸出液与石灰水的反应温度为85℃。所述硫酸的浓度为15％，所述硫酸与碱浸渣的液固比4:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为55℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在5.5。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的2倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比4:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.05倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比5:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为75℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比4:1，硝酸与碳化渣的反应温度为55℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为98.5％和98.8％、金富集比为60倍，其它金属得到有效分离及回收。
实施例3
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为250℃，料层厚度为25mm，焙烧时间为4h；所述氢氧化钠溶液的浓度为25％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为4:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为70℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为25％，所述浸出液与石灰水的反应温度为75℃。所述硫酸的浓度为15％，所述硫酸与碱浸渣的液固比4:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为45℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在5.0。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的2倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比4:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.10倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比4:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为65℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比4:1，硝酸与碳化渣的反应温度为45℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为98.6％和98.2％、金富集比为74倍，其它金属得到有效分离及回收。
实施例4
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为350℃，料层厚度为20mm，焙烧时间为4h；所述氢氧化钠溶液的浓度为15％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为4:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为80℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为25％，所述浸出液与石灰水的反应温度为65℃。所述硫酸的浓度为25％，所述硫酸与碱浸渣的液固比4:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为55℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在5.0。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的2倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比6:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.05倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比5:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为65℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比4:1，硝酸与碳化渣的反应温度为55℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为99.1％和98.3％、金富集比为68倍，其它金属得到有效分离及回收。
实施例5
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为350℃，料层厚度为15mm，焙烧时间为4h；所述氢氧化钠溶液的浓度为25％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为4:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为80℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为25％，所述浸出液与石灰水的反应温度为85℃。所述硫酸的浓度为25％，所述硫酸与碱浸渣的液固比4:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为55℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在5.4。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的2倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比5:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.05倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比5:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为65℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比4:1，硝酸与碳化渣的反应温度为55℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为99.4％和98.7％、金富集比为70倍，其它金属得到有效分离及回收。
实施例6
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为250℃，料层厚度为5mm，焙烧时间为4h；所述氢氧化钠溶液的浓度为15％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为6:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为80℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为20％，所述浸出液与石灰水的反应温度为70℃。所述硫酸的浓度为25％，所述硫酸与碱浸渣的液固比6:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为45℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在6.0。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量，所述硝酸与酸浸渣的液固比3:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.05倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比6:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为75℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比4:1，硝酸与碳化渣的反应温度为50℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为99.2％和98.5％、金富集比为75倍，其它金属得到有效分离及回收。
实施例7
一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为300℃，料层厚度为20mm，焙烧时间为4h；所述氢氧化钠溶液的浓度为25％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为5:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为60℃。
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；所述石灰水的浓度为25％，所述浸出液与石灰水的反应温度为85℃。所述硫酸的浓度为15％，所述硫酸与碱浸渣的液固比4:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为65℃。
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；所述pH值控制在5.0。所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的2倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比4:1，硝酸与酸浸渣的反应温度45℃。
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸,硝酸返回使用；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.10倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比5:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为75℃。
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比4:1，硝酸与碳化渣的反应温度为55℃。
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量，得到的硝酸溶液回收再利用。
本发明中全流程金和银回收率分别为99.3％和98.2％、金富集比为80倍，其它金属得到有效分离及回收。
虽然，上文中已经用一般性说明及具体实施例对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。

Claims (10)

1.一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
S1、先将铜阳极泥低温氧化焙烧得焙烧产物，将所述焙烧产物与氢氧化钠溶液搅拌反应后过滤得到含硒碲砷浸出液和碱浸渣；所述低温氧化焙烧的条件为：在空气条件下焙烧，焙烧温度为250～350℃，料层厚度为5-25mm，焙烧时间为2-5h；
S2、将所述浸出液与石灰水搅拌反应后过滤得到含硒碲溶液和砷酸钙渣；将所述碱浸渣与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铜和酸浸渣；
S3、加硫酸调节所述含硒碲溶液的pH值使碲形成碲酸沉淀，过滤得含硒溶液，实现硒碲分离；将所述酸浸渣与硝酸搅拌反应得到硝酸银溶液和铅金渣；
S4、将所述硝酸银溶液与盐酸搅拌反应后过滤得到氯化银和硝酸；将所述铅金渣与碳酸钠溶液搅拌反应后过滤得到碳化渣和硫酸钠溶液；
S5、将所述碳化渣与硝酸搅拌反应得到硝酸铅溶液和含金富集物；
S6、将硝酸铅溶液与硫酸搅拌反应后过滤得到硫酸铅和硝酸溶液。
2.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，所述氢氧化钠溶液的浓度为10％-30％，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的液固比为3:1-6:1，氢氧化钠溶液与所述焙烧产物的反应温度为60～95℃。
3.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S2中，所述石灰水的浓度为10％-35％，所述浸出液与石灰水的反应温度为65～95℃。
4.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S2中，所述硫酸的浓度为5-25％，所述硫酸与碱浸渣的液固比3:1-7:1，碱浸渣与硫酸的反应温度为30～65℃。
5.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S3中，所述pH值控制在4-6。
6.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S3中，所述硝酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量的1.0-2.0倍，所述硝酸与酸浸渣的液固比3:1-7:1，硝酸与酸浸渣的反应温度30～65℃。
7.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S4中，所述盐酸的摩尔用量等于铜阳极泥中银摩尔总量。
8.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S4中，所述碳酸钠的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量的1.05-1.10倍，所述碳酸钠溶液与铅金渣的液固比4:1-7:1，碳酸钠溶液与铅金渣的反应温度为60～95℃。
9.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S5中，所述硝酸的摩尔用量为铜阳极泥中铅摩尔总量的2倍，所述硝酸与碳化渣的液固比3:1-7:1，硝酸与碳化渣的反应温度为45～55℃。
10.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离硒碲砷铜铅银及富集金的方法，其特征在于，步骤S6中，所述硫酸的摩尔用量等于铜阳极泥中铅摩尔总量。
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Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112063854B (zh) * 2020-09-02 2022-08-26 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
CN112609085B (zh) * 2020-11-10 2022-05-31 西北矿冶研究院 一种铜铋渣中砷、铜、铋综合回收工艺
CN112695200B (zh) * 2020-12-22 2022-05-20 万载志成实业有限公司 一种从铜阳极泥中回收硒、金和银的方法
CN112609089B (zh) * 2021-01-11 2022-04-01 大冶有色金属有限责任公司 一种从铂钯精矿中富集碲的方法
CN114807619B (zh) * 2022-04-26 2023-01-24 中南大学 一种梯级回收蒸硒渣中稀贵金属的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4411698A (en) * 1982-08-02 1983-10-25 Xerox Corporation Process for reclaimation of high purity selenium, tellurtum, and arsenic from scrap alloys
CN102936659A (zh) * 2012-10-31 2013-02-20 崖巨钊 铜、铅电解阳极泥回收多种金属闭路工艺技术
KR101685931B1 (ko) * 2016-07-14 2016-12-14 한국지질자원연구원 구리함유자원을 이용한 귀금속 농축 회수방법

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5146017B2 (ja) * 2008-03-05 2013-02-20 住友金属鉱山株式会社 鉛アノードスライムの塩素浸出方法
CN102392141B (zh) * 2011-10-26 2013-11-27 昆明理工大学 一种碲与贵金属分离的方法
CN102787240A (zh) * 2012-07-18 2012-11-21 云南锡业集团有限责任公司研究设计院 一种从锡阳极泥中综合回收有价金属的方法
JP6691680B2 (ja) * 2015-12-23 2020-05-13 三菱マテリアル株式会社 ヒ素の固定化方法
CN109161687B (zh) * 2018-09-11 2020-03-31 山东恒邦冶炼股份有限公司 一种高砷铅阳极泥冶炼烟灰中砷的回收工艺
CN109402408A (zh) * 2018-11-05 2019-03-01 北京清新环境技术股份有限公司 一种从铜烟灰中回收有价金属的方法
CN109971965B (zh) * 2019-04-30 2021-08-31 江西铜业股份有限公司 一种铜阳极泥中铜、砷、碲的提取方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4411698A (en) * 1982-08-02 1983-10-25 Xerox Corporation Process for reclaimation of high purity selenium, tellurtum, and arsenic from scrap alloys
CN102936659A (zh) * 2012-10-31 2013-02-20 崖巨钊 铜、铅电解阳极泥回收多种金属闭路工艺技术
KR101685931B1 (ko) * 2016-07-14 2016-12-14 한국지질자원연구원 구리함유자원을 이용한 귀금속 농축 회수방법

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