本发明专利技术公开了一种从铋渣中回收铜铋的方法，属于有色冶金综合回收技术领域。本发明专利技术主要技术路线是，首先用盐酸溶液对铋渣进行浸出，过滤后浸出渣为铅银渣，铅银渣返回银冶炼系统回收铅银等金属。滤液加铜萃取剂ZJ988进行萃取，得到含铋萃余液和含铜有机相。含铋萃余液经旋流电解得到铋粉，铋粉经精炼得产品精铋；含铜有机相加硫酸溶液进行反萃取，得硫酸铜溶液，硫酸铜溶液经旋流电解后得电解铜，贫有机相经再生后返回萃取。本发明专利技术方法较之现有回收技术，无火法熔炼工序，也无湿法的中和水解或置换等工序，具有操作简单，金属回收率高，生产效率高和环境保护好等优点。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术系，属于有色冶金综合回收
技术介绍
铋是一种常见的有色金属，但单独存在的矿床很少，多与铅、铜、钨、钼、锡等矿床共生，主要形态为辉铋矿(Bi2S3)和铋华矿(Bi2O3),而与铅、铜共生的为硫化矿。铅锌矿大多伴生有铜、银、铋等金属元素，在选矿过程中辉铋矿进入铅、铜精矿中，且在熔炼过程中有80%?95%的铋进入粗铅；在粗铅电解精炼过程中有95%?98%的铋富集于铅阳极泥中。而铅电解产生的铅阳极泥，是提取白银的重要原料。在银冶炼过程中，铋金属会被氧化进入冶炼渣中，同时铜也被氧化进入冶炼渣中。此外，这种冶炼渣中还含有一些铅锑银金等金属。目前从铋渣中回收铋的方法主要有火法工艺、湿法工艺和火法湿法联合工艺。传统火法工艺是将铋渣用反射炉或转炉熔炼成粗铋，然后再火法将粗铋精炼成精铋。由于铋渣中含有铅铜银金等金属，这些金属在熔炼时几乎全部进入粗铋中，这就给粗铋精炼带来了困难，使精炼过程十分复杂，周期拉长，消耗增加，同时产出大量精炼渣，致使金属直收率不高。典型的湿法工艺是将铋渣先用硫酸浸出脱铜，再用盐酸浸出铋，含铋溶液水解得到氯氧铋，再将氯氧铋盐酸溶解，用铁粉置换产出海绵铋，海绵铋碱熔得粗铋，粗铋精炼产出精铋。该工艺流程较复杂，酸碱消耗高，产出的铁盐溶液也不好处理。2007年07月05日，中国专利技术专利申请公布号:CN101082084A介绍了一种从铋渣中回收冶炼精铋的工艺，是一种火法和湿法相联合的工艺。主要技术路线是先将铋渣用盐酸浸出，使铋渣中的铋和铜浸出进入溶液，而铋渣中的铅金银锑等大都进入渣中。浸出渣返回银冶炼系统，浸出液经分步水解分别得到氯氧铋和碱式碳酸铜。氯氧铋经转炉或反射炉还原熔炼成粗铋后再进一步精炼成精铋；碱式碳酸铜作为炼铜原料出售。该方法有价金属分离效果好，金属回收率高，但湿法又返回火法过程较为繁琐，此外，消耗较多酸碱，部分废液需要处理。
技术实现思路
本专利技术的目的在于克服现有技术的不足，提供，具有操作简单，金属回收率高，生产效率高，对环境无污染。本专利技术的一种从铋渣中回收铋铜的方法，是按以下步骤实现的: (1)机械粉碎和盐酸浸出；先将铋渣破碎球磨至-100目，用一定浓度的盐酸按一定的液固比，将铋渣浸出一段时间后过滤，滤渣返回银冶炼系统； (2)铜的萃取；往滤液中按一定的相比加入一定量的铜萃取剂ZJ988，振荡反应一段时间后分离，得含铜富有机相和含铋萃余液； (3)秘的回收；含秘萃余液进彳丁秘旋流电解，得秘粉；秘粉经精炼后得精秘；(4)铜的回收；含铜富有机相加入一定量的硫酸溶液进行反萃取，得硫酸铜溶液和贫有机相；硫酸铜溶液再经铜旋流电解后得电解铜；贫有机相经再生后返回继续萃取。其中，步骤(I)浸出工序的最佳工艺条件为:盐酸溶液浓度70?150 g/L,液固比3?6:1 (重量比)，浸出时间3?4 h，浸出温度70?90°C。步骤(2)中所使用的铜萃取剂ZJ988是质量比1:1的羟基酮肟和羟基醛肟以高闪点煤油作为烃类稀释剂的混合物，不加改质剂；萃取工序的最佳工艺条件为:萃取剂浓度20%-25%，相比0/A I?2:1 (体积比)，萃取时间3_5min，室温萃取。步骤(3)铋旋流电解工序最佳工艺条件为:槽电压2.5?3.5V，电流密度800?1200A/m2,电解周期2?4d。步骤(4)反萃取工序的最佳工艺条件为:室温，相比0/A 1:2?3 (体积比)条件下，硫酸溶液反萃取3?5min，所用硫酸溶液的浓度为180 g/L ;铜旋流电解工序最佳工艺条件为:槽电压1.8?2.8V，电流密度200?700A/m2，电解周期2?4d。本专利技术的有益效果在于以下几个方面: (1)用单一盐酸浸出铋渣，实现了铜铋与铅银金的分离，克服了用多种酸反复浸出的弊端; (2)浸出液通过萃取实现了铜和铋的分离，取消了分步水解工序，避免了酸或碱的相互消耗，减少了成本投入； (3)通过铜旋流电解和铋旋流电解，得到了电解铜和精铋产品； (4)利用旋流电解技术优点，提高了生产效率，避免了酸雾的挥发，改善了操作环境； (5)虽然省去了火法的还原熔炼工序，省去了湿法的中和水解工序，但依然可以精炼成精铋；没有多余的废液废水需要处理，简化了工艺流程，降低了生产成本，提高了金属回收率。【附图说明】附图1是本专利技术工艺流程框图。【具体实施方式】以下结合附图的生产工艺流程图，用实施例对本专利技术做进一步的详细说明。实施例1a、取铋渣200g，其成分为 Bi 40.07%，Cu 12.42%，Pb 20.71%，Sb 4.97%，Ag 9.64 kg/t，Au 2.52 g/t，破碎球磨至粒度为-100目，用浓度为120 g/L的盐酸溶液浸出，液固比为5:1，浸出时间为3 h，浸出温度控制在80±3°C。浸出后过滤，得到的滤渣成分如下:Bi1.87%，Cu 0.31%，Pb 40.86%，Sb 9.21%，Ag 18.98 kg/t，Au 5.10 %，渣率为 50.20%。浸出渣返回银冶炼系统回收银、金、铅等； b、浸出液含Bi 80.20 g/L，含 Cu 25.32 g/L，含 HCl 50.52 g/L。用 ZJ988 铜萃取剂萃取，萃取剂浓度为23%，相比0/A 1.5:1，萃取时间为5 min。萃余液含Bi 83.6 g/L，含Cu0.35 g/L，含HCl 102 g/L，送铋旋流电解提取铋；富有机相用180 g/L的硫酸溶液反萃取，相比0/A为1:2，时间为5min。反萃取液含铜55 g/L，H2SO4 120 g/L，送铜旋流电解提取铜。反萃后的有机相经再生后返萃取工序； C、铋旋流电解槽电压为2.7V,电流密度为1000 A/m2,电解周期为2天，得到铋粉含铋为95.56%，铋粉经融化精炼得到精铋，含铋为99.992% ； d、铜旋流电解槽电压为2.1V，电流密度为550A，电解周期为3天，得到电解铜片，含铜为 99.991%。 实施例2a、取铋渣200g，其成分为 Bi 40.07%，Cu 12.42%，Pb 20.71%，Sb 4.97%，Ag 9.64 kg/t，Au 2.52 g/t，破碎球磨至粒度为-100目，用浓度为150 g/L的盐酸溶液浸出，液固比为4:1，浸出时间为4 h，浸出温度控制在85±3°C。浸出后过滤，得到的滤渣成分如下:Bi1.08%，Cu 0.28%，Pb 41.36%，Sb 9.18%，Ag 18.95 kg/t, Au 5.06 %，渣率为 51.36%。浸出渣返回银冶炼系统回收银、金、铅等； b、浸出液含Bi 92.40 g/L，含 Cu32.72 g/L，含 HCl 62.56g/L。用 ZJ988 铜萃取剂萃取，萃取剂浓度为25%，相比0/A 2:1，萃取时间为3 min。萃余液含Bi 95.6 g/L，含Cu 0.32g/L，含HCl 126 g/L，送铋旋流电解提取铋；富有机相用180 g/L的硫酸溶液反萃取，相比0/A为1:3，时间为3min。反萃取液含铜70g/L，H2SO4 118 g/L，送铜旋流电解提取铜。反萃后的有机相经再生后返萃取工序； C、铋旋流电解槽电压为3.0V,电流密度为1200A/m2，电解周期为2天，得到铋粉本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种从铋渣中回收铜铋的方法，其特征主要在于包含以下步骤：（1）机械粉碎和盐酸浸出；先将铋渣破碎球磨至‑100目，用一定浓度的盐酸按一定的液固重量比，将铋渣浸出一段时间后过滤，滤渣返回银冶炼系统；（2）铜的萃取；往滤液中按一定的相比加入一定量的铜萃取剂ZJ988，振荡反应一段时间后分离，得含铜富有机相和含铋萃余液；（3）铋的回收；含铋萃余液进行铋旋流电解，得铋粉；铋粉经精炼后得精铋；（4）铜的回收；含铜富有机相加入一定量的硫酸溶液进行反萃取，得硫酸铜溶液和贫有机相；硫酸铜溶液再经铜旋流电解后得电解铜；贫有机相经再生后返回继续萃取。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：杨跃新，彭冠毅，刘功成，罗正波，谭代娣，覃小龙，
申请(专利权)人：郴州市金贵银业股份有限公司，
类型：发明
国别省市：湖南;43
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