CN114318020B - 一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，包括步骤：S1，将所述含铊硫化废渣和与弱碱性有机盐溶液混合后进行球磨处理，得固液混合物；S2，对所述固液混合物进行水热处理后进行固液分离，得脱铊滤渣和含铊分离液。本发明根据铊的不同价态的性质与其他重金属之间的理化性质差异实现选择性了铊的选择性分离提取，采用本发明可定向提取铊，实现硫化渣的脱毒，具有良好的经济和环境效益。

Description

一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法

技术领域

本发明涉及固体废弃物的处理，尤其涉及一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法。

背景技术

在铅锌矿冶炼过程中，产生的硫酸污水常用石灰中和处理后，再添加硫化物进行重金属离子的深度脱除，硫化物沉淀后产生的废渣中含有大量的铅、锌、镉、铊等重金属硫化物。对于硫化废渣的处理与回收一直是被忽视的环境问题。其中，铊单质金属广泛应用于电子通讯、国防军事等方面，是极其稀有的贵重金属。但离子形态的铊是一种非必需的有毒元素，两种价态(一价与三价)在环境迁移性和毒性方面存在很大差异，一价的铊在水环境中的迁移性要远大于三价铊，而三价铊的毒性更大。近年来，随着富铊矿物的利用，全球许多典型的采矿/冶炼区都发生了与铊相关的污染事件，目前的相关研究集中于水溶液中铊的脱除，但含铊废渣的相关处理方法非常欠缺，废料中富集的一价铊的释放会导致严重的环境污染。因此，亟需开发一种含铊废渣的无害化处理技术，使铊元素得到回收利用的同时实现重金属废渣的无害化处理。

目前，对于固体中铊元素的处理方法主要有固化法和提取法。其中固化法有：中国专利《一种铊污染深度固化剂及其制备方法与应用》(CN201910532842.4)中将硅铝矿物、钙镁辅助剂和助熔剂混合均匀，进行焙烧后得到活性硅酸铝盐材料，经熔融后铊被硅铝酸盐包覆固定，减少铊的溶出。提取法主要有：中国专利《一种从含铊渣中提取金属铊的方法》(CN101314823B)采用真空炉内三步蒸馏提取铊渣中的金属铊，铊回收率可达90％以上。但此方法对于含水量较高的铊渣并不适用。中国专利《一种含铊硫化铅精矿中铊的脱除方法》(CN105400954B)对含铊硫化铅精矿进行湿式细磨，磨矿过程中加入碱性物质使矿浆的pH值大于等于11.0，磨矿完成后，进行液固分离得到碱性液体和细磨后的铅精矿；在细磨后的铅精矿中加入硫酸溶液，室温下搅拌反应经液固分离得到酸性液体和精矿渣。类似的，中国专利《一种从铅冶炼系统中富集回收铊的方法》(CN111088433A)将铊镉烟灰至于水或稀硫酸中浸出后采用金属单质对收集的浸出液进行一次及二次置换；二次置换后得到含有铊的海绵镉放置氧化后采用纯碱溶液浸出，浸出后得到富铊浸出液，然后再次进行置换，得到海绵铊，完成铊的富集。

上述专利虽然对废渣中的铊进行了提取，但提取铊元素的同时也会将其他重金属一同浸出，没有实现废渣中铊的选择性分离提取，浸出液中的其他重金属的处理依旧带来环境问题。中国专利《一种从含铊氧化钴废渣中分离富集铊的方法》(CN202110274855)采用碱性且还原条件下溶出铊，使得只有铊进入溶液而其它杂质金属仍保留在渣中，之后的溶出液采用酸性物质和氧化物质结合的方式，使含铊碱性液体中的铊沉淀进入渣中，实现铊的富集。该专利对于氧化物形式的废渣进行了铊的选择性提取，铊氧化物中铊的价态为三价，该专利采用的方法是把三价铊还原为可溶性的一价铊，之后通过投加氧化物再形成氧化铊沉淀，工艺流程较为复杂，并且不适用于更为普遍存在的硫化废渣。

此外，即使针对硫化废渣中可溶的一价铊，现有手段也仅采用氢氧化钠等常规碱性物质对其进行溶出，而根据实验数据来看，常规的碱性溶出并不能实现含铊硫化废渣中铊的有效分离。

鉴于此，有必要提供一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，以解决或至少缓解上述从含铊硫化废渣中分离铊较为困难的技术缺陷。

发明内容

本发明的主要目的是提供了一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，旨在解决上述从含铊硫化废渣中分离铊较为困难的技术问题。

为实现上述目的，本发明提供了一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，包括步骤：

S1，将所述含铊硫化废渣和与弱碱性有机盐溶液混合后进行球磨处理，得固液混合物；

S2，对所述固液混合物进行水热处理后进行固液分离，得脱铊滤渣和含铊分离液。

进一步地，所述弱碱性有机盐包括甲酸钠和乙酸钠中的一种或多种。

进一步地，所述弱碱性有机盐为甲酸钠。

进一步地，所述含铊硫化废渣和与所述弱碱性有机盐溶液的固液比为1kg:2～10L。

进一步地，在所述弱碱性有机盐溶液中，所述弱碱性有机盐的浓度为0.5-5mol/L。

进一步地，所述球磨处理包括湿法球磨，所述湿法球磨的球磨时长为为3-6小时，转速为70-200转/分钟，球料比为：1:1～10。

进一步地，所述水热处理过程中的水热温度为60～180℃，水热时长为1～24h。

进一步地，所述水热处理的过程中，对所述固液混合物进行搅拌操作。

进一步地，所述固液分离包括：将所述水热处理后的产物冷却后，以过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得所述脱铊滤渣和所述含铊分离液。

进一步地，将所述脱铊滤渣返回铅锌矿冶炼过程循环使用；将所述含铊分离液作为铊提取的原料。

本发明的主要原理包括：首先，现有技术已经明确，随着pH的增加，铊会溶出至碱性溶液中，但是，在此过程中，铅、锌两种重金属也会不同程度进入溶液中，并且抑制铊的浸出效率。例如：碱性的增强则会使得铅离子逐渐变为铅酸根，无法实现选择性提取。

甲酸钠和乙酸钠等弱碱性有机盐的溶液虽然也属于碱性溶液，但是，与强碱性物质(氢氧化钠)和弱碱性无机盐(碳酸钠)不同的是：

氢氧化钠、碳酸钠的作用机理主要为：

氢氧根、碳酸根会与重金属离子之间发生离子反应，即改变重金属硫化物的物相。由于硫化渣中硫化物均为结晶度较差的纳米细颗粒型物质，且含量较低，在碱过量的情况下会溶解，同时一部分重金属硫化物会转变为诸如硫化锌镉、碳酸铅等物质，在物相转变过程中会不同比例释放重金属离子进入溶液中。而新物质的形成与硫化物的溶解是在物质表面同步进行的，因此新物质会优先覆盖于表面，即在未反应完全的硫化物会被新沉淀物质重新包裹在其中，阻止溶液与硫化物的接触，因此会抑制铊的浸出。

甲酸钠和乙酸钠的作用机理包括：

甲酸根、乙酸根主要是以配位键形式形成化合物，而硫化物中硫离子与重金属离子之间是以更强力的离子键形式结合，因此有机盐离子无法从硫离子手中争夺到铅、锌、镉等重金属离子。此外，硫化铊溶解度相比之下较高，属于微溶物质，因此有机盐会优先与铊进行配位，进一步促进硫化铊的溶解。在水热过程中，大量被夹杂在其他重金属硫化物中的硫化铊随着硫酸钙的脱水被暴露于溶液中，进一步提升铊的浸出效率。

此外，本发明中水热处理的作用机理包括：

在水热过程中，硫化渣主要物相二水硫酸钙会逐渐脱水为半水硫酸钙，而硫酸钙脱水的过程是溶解-再结晶的过程，即晶体溶解后重新成核生长，而不是直接固体相变，因此在脱水过程中被硫酸钙夹杂在其中的硫化物会暴露于液体环境，同时新物相生成的过程不会将铊的硫化物重新包裹在其中，可大幅度提升浸出效率。

与现有技术相比，本发明具有以下优点：

(1)本发明利用了含铊硫化废渣中具有高迁移性的一价铊，通过弱碱性有机盐使渣中的铊释放到溶液中；而弱碱性有机盐与重金属的配合能力要远低于硫化物之间的离子键，使得只有结合能力最弱的铊被释放到溶液中，而其他的重金属几乎不被浸出。

(2)本发明通过先明确渣中铊的价态，再根据一价铊的性质与其他重金属之间的理化性质差异实现选择性提取，不仅利用一价铊与弱碱性有机盐的配位能力，还利用了一价铊的盐类物质的溶解性，保证了铊的浸出。

(3)本发明通过水热的手段促进晶体生长，使得二水硫酸钙会逐渐脱水为半水硫酸钙，产生了溶解-再结晶的过程，有利于铊的脱附分离。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例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本发明的一些实施例，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，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。

图1为本发明对比例1中不同浓度的氢氧化钠处理后各重金属元素的浸出效果图；

图2为本发明对比例1中不同浓度氢氧化钠处理过程中的固体物相变化图；

图3为本发明对比例2中不同浓度的碳酸钠处理后各重金属元素的浸出效果图；

图4为本发明对比例2中不同浓度碳酸钠处理过程中的固体物相变化图；

图5为本发明实施例1中不同浓度的甲酸钠处理后各重金属元素的浸出效果图；

图6为本发明实施例1中不同浓度甲酸钠处理过程中的固体物相变化图。

本发明目的的实现、功能特点及优点将结合实施方式，参照附图做进一步说明。

具体实施方式

下面将结合本发明实施方式中的附图，对本发明实施方式中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施方式仅仅是本发明的一部分实施方式，而不是全部的实施方式。基于本发明中的实施方式，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施方式，都属于本发明保护的范围。

需要说明，本发明实施方式中所有方向性指示(诸如上、下……)仅用于解释在某一特定姿态(如附图所示)下各部件之间的相对位置关系、运动情况等，如果该特定姿态发生改变时，则该方向性指示也相应地随之改变。

另外，在本发明中如涉及“第一”、“第二”等的描述仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示其相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。

并且，本发明各个实施方式之间的技术方案可以相互结合，但是必须是以本领域普通技术人员能够实现为基础，当技术方案的结合出现相互矛盾或无法实现时应当认为这种技术方案的结合不存在，也不在本发明要求的保护范围之内。

为了实现铊的有效分离，本发明提高了一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，包括步骤：

S1，将所述含铊硫化废渣和与弱碱性有机盐溶液混合后进行球磨处理，得固液混合物。

需特别注意的是，有别于现有技术的是，本发明采用的是有机盐浸出废渣中的铊，其作用机理与现有的碱性浸出并不相同，使得有机盐类的浸出不仅可以提高铊的浸出效率，还可以抑制其他物质的溶出。

根据试验结果，所述弱碱性有机盐可以包括甲酸钠和乙酸钠中的一种或多种；优选的，所述弱碱性有机盐为甲酸钠。

为了使铊的分离更加彻底，所述含铊硫化废渣和与所述弱碱性有机盐溶液的固液比为1kg:2～10L。在所述弱碱性有机盐溶液中，所述弱碱性有机盐的浓度可以为0.5-5mol/L。

此外，所述球磨处理可以采用湿法球磨的方式，具体地，所述湿法球磨的球磨时长为为3-6小时，转速为70-200转/分钟，球料比为：1:1～10。

S2，对所述固液混合物进行水热处理后进行固液分离，得脱铊滤渣和含铊分离液。

需明确的使，所述水热处理不仅可以促进溶质传动，还可以产生溶解-再结晶的过程，从而促进铊的进一步溶出。具体地，所述水热处理过程中的水热温度可以为60～180℃，水热时长可以为1～24h；所述水热处理的过程中，可以对所述固液混合物进行搅拌操作。

所述固液分离包括：将所述水热处理后的产物冷却后，以过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得所述脱铊滤渣和所述含铊分离液。

需说明的是，在获得所述脱铊滤渣和所述含铊分离液后，可以将所述脱铊滤渣返回铅锌矿冶炼过程循环使用；同时可以将所述含铊分离液作为铊提取的原料。

在上述实施方式中，通过所述弱碱性有机盐的浸出，不仅可以提高铊的浸出效率，还可以避免其他物质的溶出。而同等pH与浓度的情况下，氢氧化钠和碳酸钠对铊的浸出率较低，无法实现对铊的选择性分离。

需知道的是，随着pH的增加，铅、锌两种重金属会不同程度进入溶液中，碱性的增强则会使硫化物溶解，无法实现选择性提取。本发明利用甲酸根、乙酸根与不同重金属的配合能力的差异性，可以实现对铊的选择性分离；而且，铊与有机盐类的配合能力较弱，且一价铊的盐类均属于微溶性，铊无法与有机盐反应形成沉淀，只能进入溶液中，进一步保证了铊的浸出效率。

还需知道的是，本发明中的有机盐类物质只会改变硫酸钙的物相，而不会改变重金属硫化物的状态，但碳酸钠和氢氧化钠都会改变重金属的物相，即不再是硫化物，其他重金属离子也会参与到反应中，在硫化物表面形成难溶性沉淀，抑制铊的溶出。

另外，本发明采用了水热处理，在水热过程中，硫化渣主要物相二水硫酸钙会逐渐脱水为半水硫酸钙，而硫酸钙脱水的过程是溶解-再结晶的过程，即晶体溶解后重新成核生长，而不是直接固体相变，因此在脱水过程中被硫酸钙夹杂在其中的硫化物会暴露于液体环境，同时新物相生成的过程不会将铊的硫化物重新包裹在其中，可大幅度提升浸出效率。

为了便于对上述实施方式进行理解，现举例说明：

对比例1

将1千克含铊硫化废渣(铊含量为3.5％、铅6.9％、镉5.4％、锌1.7％；含水率为22％)与5升的氢氧化钠溶液(不同实验中氢氧化钠溶液的浓度分别为：0.1mol/L、0.3mol/L、0.5mol/L、0.7mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L)充分混合搅拌后，将其放入球磨机中进行湿法球磨预处理(球磨时间4小时，转速100转/分钟，球料比1：5)，得固液混合物。

将固液混合物放入水热釜中，加热至90℃，反应12小时，反应结束后静置冷却至室温。打开水热釜，通过过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得到含铊浸出液和一定量滤渣。

经过ICP-MS检测，浓度分别为：0.1mol/L、0.3mol/L、0.5mol/L、0.7mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L的氢氧化钠溶液，对应的铊浸出率分别为：28.59％、34.99％、32.43％、34.40％、43.72％、22.41％、15.48％；对应的铅浸出率分别为：0.21％、2.00％、5.65％、5.39％、21.34％、63.86％、75.84％；对应的锌浸出率分别为：0.18％、0.37％、0.97％、0.85％、4.38％、38.13％、63.97％；对应的镉浸出率分别为：0.00％、0.00％、0.06％、0.00％、0.00％、0.08％、0.12％。

如图1所示，通过不同浓度的氢氧化钠处理后各重金属元素的浸出效果可以发现，随着浓度的升高，硫化渣中铅、锌两种重金属浸出程度也会随之升高，同时抑制铊的浸出效率。

如图2所示，不同浓度的氢氧化钠处理后物相变化图显示，随着浓度的升高，硫化铅物相峰逐渐消失，而硫化锌逐渐转变为硫化锌镉的复合物质，该物质溶解度较低，覆盖在固体表面，抑制铊的浸出效率。

对比例2

将1千克含铊硫化废渣(铊含量为3.5％、铅6.9％、镉5.4％、锌1.7％；含水率为22％)与5升的碳酸钠溶液(不同实验中碳酸钠溶液的浓度分别为：0.5mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L)充分混合搅拌后，将其放入球磨机中进行湿法球磨预处理(球磨时间4小时，转速100转/分钟，球料比1：5)，得固液混合物。

将固液混合物放入水热釜中，加热至90℃，反应12小时，反应结束后静置冷却至室温。打开水热釜，通过过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得到含铊浸出液和一定量滤渣。

经过ICP-MS检测，浓度分别为：0.5mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L的碳酸钠溶液，对应的铊浸出率分别为：20.52％、27.18％、29.99％、29.88％；对应的铅浸出率分别为：0.02％、0.36％、0.73％、1.54％；对应的锌浸出率分别为：0.00％、0.00％、0.13％、0.28％；对应的镉浸出率分别为：0.00％、0.00％、0.00％、0.01％。

如图3所示，通过对比不同浓度的碳酸钠处理后各重金属元素的浸出效果可以发现，对比其他三种重金属，铊的提取效率较高，但渣中剩余的铊依然较多，同时，对比各重金属的浸出率，铅与锌也具有一定的浸出量。

如图4所示，从不同浓度碳酸钠处理过程中固体物相变化可以发现：碳酸钠会改变重金属的物相，即不再是硫化物，其他重金属离子也会参与到反应中，在硫化物表面形成难溶性沉淀，抑制铊的溶出。

实施例1

将1千克含铊硫化废渣(铊含量为3.5％、铅6.9％、镉5.4％、锌1.7％；含水率为22％)与5升的甲酸钠溶液(不同实验中甲酸钠溶液的浓度分别为：0.5mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L)充分混合搅拌后，将其放入球磨机中进行湿法球磨预处理(球磨时间4小时，转速100转/分钟，球料比1：5)，得固液混合物。

将固液混合物放入水热釜中，加热至90℃，反应12小时，反应结束后静置冷却至室温。打开水热釜，通过过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得到含铊浸出液和一定量滤渣。

经过ICP-MS检测，浓度分别为：0.5mol/L、1mol/L、2mol/L、3mol/L的甲酸钠溶液，对应的铊浸出率分别为：66.39％、68.05％、72.20％、82.51％；对应的铅浸出率分别为：0.11％、0.14％、0.21％、0.39％；对应的锌浸出率分别为：0.06％、0.06％、0.04％、0.07％；对应的镉浸出率分别为：0.05％、0.04％、0.13％、0.27％。

如图5所示，通过对比不同浓度的甲酸钠处理后各重金属元素的浸出效果可以发现，甲酸钠可以在高效浸出铊的同时，使其他几种重金属依然保留在渣中，且甲酸钠浓度的增加不会抑制铊的溶出，从而可以实现铊的选择性分离提取。

如图6所示，从不同浓度甲酸钠处理过程中固体物相变化可以发现：有机盐类物质只会改变硫酸钙的物相，而不会改变重金属硫化物的状态，保证了铊的溶出。

此外，参照图6还可知，在水热过程中，硫化渣主要物相二水硫酸钙会逐渐脱水为半水硫酸钙，而硫酸钙脱水的过程是溶解-再结晶的过程，即晶体溶解后重新成核生长，而不是直接固体相变，因此在脱水过程中被硫酸钙夹杂在其中的硫化物会暴露于液体环境，同时新物相生成的过程不会将铊的硫化物重新包裹在其中，可大幅度提升浸出效率。

实施例2

将1千克含铊硫化废渣(铊含量为3.5％、铅6.9％、镉5.4％、锌1.7％；含水率为22％)与10升浓度为3mol/L的甲酸钠溶液充分混合搅拌后，将其放入球磨机中进行湿法球磨预处理(球磨时间6小时，转速100转/分钟，球料比1:10)，得固液混合物。

将固液混合物放入水热釜中，并将水热釜密封，加热至120℃，反应12小时，反应结束后静置冷却至室温。打开水热釜，通过过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得到约10升高含铊浸出液和一定量滤渣。

经过ICP-MS检测，相较于原废渣中的各重金属含量，首次浸出液中铊的提取率可达90％，锌、镉的浸出率为0，铅的浸出仅为0.22％。滤渣中铅、锌、镉的浸出毒性均达到国家排放标准。

实施例3

将1千克含铊废渣(铊含量为3.5％、铅6.9％、镉5.4％、锌1.7％；含水率为22％)与10升浓度为2mol/L的乙酸钠和甲酸钠混合液(v_乙酸钠：v_甲酸钠＝1：4)充分混合搅拌后，将其放入球磨机中进行湿法球磨预处理(球磨时间3小时，转速100转/分钟，球料比1:6)，得固液混合物。

将固液混合物放入水热釜中，加热至100℃，反应18小时，反应结束后静置冷却至室温。打开水热釜，通过过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得到约10升高含铊浸出液和一定量滤渣。

经过ICP-MS检测，相较于原废渣中的各重金属含量，首次浸出液中铊的提取率可达87％，锌、镉的浸出率为0，铅的浸出仅为0.26％。滤渣中铅、锌、镉的浸出毒性均达到国家排放标准。

实施例4

将2千克含铊废渣(铊含量为3.5％、铅6.9％、镉5.4％、锌1.7％；含水率为22％)与6升浓度为3mol/L的乙酸钠和甲酸钠混合液(v_乙酸钠：v_甲酸钠＝1：5)充分混合搅拌后，将其放入球磨机中进行湿法球磨预处理(球磨时间4小时，转速200转/分钟，球料比1:1)，得固液混合物。

将固液混合物放入水热釜中，加热至180℃，反应6小时，反应结束后静置冷却至室温。打开水热釜，通过过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得到约6升高含铊浸出液和一定量滤渣。

经过ICP-MS检测，相较于原废渣中的各重金属含量，首次浸出液中铊的提取率可达89％，锌、镉的浸出率为0，铅的浸出仅为0.13％。滤渣中铅、锌、镉的浸出毒性均达到国家排放标准。

本发明的上述技术方案中，以上仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是在本发明的技术构思下，利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围。

Claims (6)

1.一种从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，其特征在于，包括步骤：

S1，将所述含铊硫化废渣与弱碱性有机盐溶液混合后进行球磨处理，得固液混合物；

所述含铊硫化废渣中含有铅、锌、镉、铊的重金属硫化物；所述含铊硫化废渣中具有二水硫酸钙的物相；

所述弱碱性有机盐包括甲酸钠和乙酸钠中的一种或多种；

所述含铊硫化废渣与所述弱碱性有机盐溶液的固液比为1kg:2～10L；

在所述弱碱性有机盐溶液中，所述弱碱性有机盐的浓度为0.5-5mol/L；

S2，对所述固液混合物进行水热处理后进行固液分离，得脱铊滤渣和含铊分离液；

所述水热处理过程中的水热温度为60～180℃，水热时长为1～24h。

2.根据权利要求1所述的从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，其特征在于，所述弱碱性有机盐为甲酸钠。

3.根据权利要求1所述的从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，其特征在于，所述球磨处理包括湿法球磨，所述湿法球磨的球磨时长为3-6小时，转速为70-200转/分钟，球料比为：1:1～10。

4.根据权利要求1所述的从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，其特征在于，所述水热处理的过程中，对所述固液混合物进行搅拌操作。

5.根据权利要求1所述的从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，其特征在于，所述固液分离包括：将所述水热处理后的产物冷却后，以过滤离心的方式将上清液与沉淀物分离，得所述脱铊滤渣和所述含铊分离液。

6.根据权利要求1-5任意一项所述的从含铊硫化废渣中分离铊的处理方法，其特征在于，将所述脱铊滤渣返回铅锌矿冶炼过程循环使用；将所述含铊分离液作为铊提取的原料。

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