从高砷铜阳极泥提取金银及有价金属的方法技术

技术编号:1785320 阅读:174 留言:0更新日期:2012-04-11 18:40
从高砷铜阳极泥提取金银及有价金属的方法,包括利用NaOH浸出高砷铜阳极泥,并用复合萃取剂从溶液中萃取回收金,其特征是阳极泥在固/液比1∶8~20、温度80~90℃条件下,用100~300g/L NaOH浸出,以除去砷、铅,然后利用已知工艺综合回收金银及其它有价金属。本发明专利技术具有除砷彻底、金属回收率高、方法简便、设备简单、无环境污染等优点,适用于从高砷铜阳极泥提取金银及有价金属。(*该技术在2016年保护过期,可自由使用*)

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及从高砷铜阳极泥中湿法提取金银及有价金属的方法。高砷物料,特别是高砷阳极泥是有色金属及贵金属的重要原料,脱砷一直是处理该种物料的公认的技术难点。以现有技术(氧化焙烧、加压浸出、细菌浸出、酸性氧化浸出)处理该类物料进行脱砷,往往具有环境污染严重、设备难以解决、周期长、成本高等暂时难以解决的问题。因此,世界上很多国家都在研究如何解决此难题。《贵金属》,1992,13(2),P.30-34报道了一种“高砷低金银的铅阳极泥的高压脱砷”工艺。该文以高砷低金、银铅阳极泥为原料,采用加压浸出脱砷;脱砷渣混酸浸出锑、铋、铜、铅;浸出渣熔炼、电解得成品银;银阳极泥提金。在加压浸出工序中,该文用MaOH浸煮(浓度30~80g/L,以50g/L为佳),浸煮温度110~150℃(150℃为佳),时间2~4小时(2小时为佳),氧压6kg/cm2,总压6.8kg/cm2。该文的砷脱出率在73.4~94.14%,脱锑铋铜铅后产出纯度~99%的金、银合金。该工艺脱砷效果较好,但需高压设备,操作不太安全。CN1035321A公开了一种用复合萃取剂(包括混合醇加磷酸三丁酯(TBP))生产高纯金的方法,但其仅适用于从溶液中萃取回收金,不能直接应用于高砷固体物料。本专利技术的目的在于克服现有技术存在的不足之处,提出一种,利用本专利技术方法,脱砷比较彻底、设备简易、操作方便、成本低、无环境污染、同时又不会带来有价金属损失。本专利技术方法包括利用NaOH浸出高砷铜阳极泥,并用CN1035321A中所说的复合萃取剂(混合醇加磷酸三丁酯(TBP))从溶液中萃取回收金;本专利技术的特征是有下述工序A、铜阳极泥在固/液比(即固体/液体比,单位为g/mL或kg/L)=1∶8-10,用水或0.1-0.5Mol的稀H2SO4溶液,于温度80~90℃条件下搅拌浸煮1-6小时,浸出液返铜电解以回收铜及其它金属;B、脱铜渣在固/液比1∶8-20,100-300g/LNaOH,温度80-90℃条件下,搅拌浸出1-6小时,视铅含量不同实验选择NaOH浓度及固/液比;优先推荐的NaOH浓度为200g/L,固/液比为1∶10;C、碱浸液冷至室温6-8小时(或冷却过夜),分出结晶,回收砷精矿结晶;D、脱砷母液在直流电压2-3伏、电流密度90-300A/cm2条件下电积6-20小时,电积物回收铅精矿;E、电积母液在80-90℃搅拌下加入石灰(或石灰乳),其量为阳极泥料重的10-30%,作用1-6小时,滤渣回收石灰渣,滤液返回碱浸工序B;F、脱砷、铅后的渣控制在365±10℃空气氧化焙烧8-12小时;G、烧渣磨细后在固/液比1∶4-10,2-3molH2SO4中于80-90℃搅拌浸出1~6小时;H、硫酸浸出液加入SO2以沉淀粗硒,沉硒母液加NaCl沉淀银呈AgCl,并并入银的提取流程以回收银,母液回收铜;I、硫酸浸出渣在固/液比1∶4-10,3-5.5molHCl中于80-90℃搅拌浸出1-6小时,浸出液回收锑(铋);J、HCl浸出渣在固/液比1∶4-10,0.2-0.5MolH2SO4,加50-100g/LNaCl和金含量5-10倍的NaClO3,80-90℃搅拌浸出6-12小时,用混合醇加磷酸三丁酯(TBP)从浸出液中萃取回收金,获得纯金产品;K、氯化渣在固/液比1∶4-10,200-300g/LNa2SO3溶液中,15-40℃搅拌浸出1-6小时,在含银浸出液中加入NaOH,调整溶液在0.5Mol浓度NaOH,然后按照每克银量加入0.3ml的水合肼,反应0.5-2小时,沉出纯银;L、浸银渣送熔炼厂还原熔炼回收锡合金。同现有技术相比,本专利技术有如下优点1、本专利技术方法适应范围广,既适合高砷铜阳极泥,也适合低砷铜阳极泥;2、设备简单,操作方便,设备维修简便,易实现工业化,维修费低;3、温度较低,能耗较小;4、试剂消耗少,生产成本低,经济效益好;5、常压操作,比较安全;6、提前分离铅,渣量较少,过滤较快,缩短了流程;7、解决了砷污染问题,且整个流程气氛较好,有利于保护环境。 附图说明图1是本专利技术方法的工艺流程图。实施例1一种高砷铜阳极泥的主要成分(重量%)为Au 0.02531,Ag 0.927,Cu 18.58,Fe 0.22,As 7.44,Sb 5.44,Bi 0.35,Pb 9.99,Se 0.93,S 6.76,Sn 4.86,SiO23.78,Al2O32.55. 取该阳极泥200克,在1.6L0.1MolH2SO4中90℃条件下搅拌浸出2小时,得浸渣120克。后者在1L0.1MolH2SO4中90℃条件下搅拌浸出2小时,得浸渣100克。浸出渣中各元素除去率为(%)Cu97.19,As61.56,Sb0.54,Pb1.26,Se32.47.这些元素在浸出液返回电解和净液后分别得到回收。脱铜渣在2L200g/L NaOH(或相同浓度的再生回收液)中90℃条件下搅拌浸出2小时,得到浸渣65克。其中各元素除去率为(%)Cu78.3,As99.8,Pb94.8,Se91.94。浸出液冷却过夜,得到含砷16.32%的结晶砷精矿。母液在3V、100A/cm2下直流电积8小时,得到铅精矿成分(%)Cu4.34,As0.40,Sb1.17,Pb75.58,Se0.075,Sn0.51.一次脱砷铅渣在1.2L前述相同浓度的NaOH再生回收液中90℃条件下搅拌浸出2小时,得到浸渣55克。其中各元素(剩余部分)的脱出率(%)Cu96.45,As99.52,Pb85.11,Se96.79.二次浸出液在3V、100A/cm2下直流电积15小时,得到二次回收铅精矿,其主要成分(%)Cu19.28,Sb6.68,Pb29.20,Se0.55,Sn2.18. 脱砷铅渣在375℃空气氧化焙烧8小时。烧渣磨细后在300ml1.5MolH2SO4中80-85℃条件下搅拌浸出2小时,所得浸出液加1克NaCl,沉淀回收AgCl。返回银回收工艺。滤液送铜回收。得到浸出渣50克,其主要成分(%)为Au0.178,Ag3.71,Sb24.7,Pb3.05,Sn20.后者经传统方法及CN1035321A中所说的用复合萃取剂(混合醇加磷酸三丁酯(TBP))从溶液中萃取回收金的方法,得到99.9%以上纯度的纯金,金的回收率97%;得到99.9%以上纯度的纯银,银的回收率96%。并得到含锑59.76%的粗锑氧(Sb2O3)和27克下列主要成分的锡精矿(%)Sn33.71,Cu0.11,Sb7.19,Pb1.76,可送熔炼厂回收。因Se和Bi的含量低,未单独回收。实施例2和实施例1相同成分的阳极泥800克,在6.4L0.1MolH2S04中90℃下搅拌浸出2小时,得浸出渣480克。后者在4L0.1MolH2S04中90℃下搅拌浸出2小时,得浸渣400克。浸出渣中各元素计算浸出率为(%)Cu92.54,As72.98,Sb0.24,Pb3.7,Se33.95.这些元素可在浸出液返回电解和净液时分别得到回收。脱铜渣在8L200g/L Na0H中80℃条件下搅拌浸出2小时,得到浸渣260克。其中各元素除去率为(%)Cu91.6,As98.4,Pb91.8,Se95.3.浸出液冷却过夜,得到含砷13.38%的结晶砷精本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从高砷铜阳极泥提取金银及有价金属的方法,包括利用NaOH浸出高砷铜阳极泥,并用CN1035321A中所说的复合萃取剂(混合醇加磷酸三丁酯(TBP))从溶液中萃取回收金;本专利技术的特征是有下述工序:A、铜阳极泥在固/液比(即固体/液体比 ,单位为g/mL或kg/L)=1∶8-10,用水或0.1-0.5Mol的稀H↓[2]SO↓[4]溶液,于温度80-90℃条件下搅拌浸煮1-6小时,浸出液返铜电解以回收铜及其它金属;B、脱铜渣在固/液比1∶8-20,100-300/gLN aOH,温度80-90℃条件下,搅拌浸出1-6小时,视铅含量不同实验选择NaOH浓度及固/液比;C、碱浸液冷至室温6-8小时(或冷却过夜),分出结晶,回收砷精矿结晶;D、脱砷母液在直流电压2-3伏、电流密度90-300A/cm↑[2 ]条件下电积6-20小时,电积物回收铅精矿;E、电积母液在80-90℃搅拌下加入石灰(或石灰乳),其量为阳极泥料重的10-30%,作用1-6小时,滤渣回收石灰渣,滤液返回碱浸工序B;F、脱砷、铅后的渣控制在365±10℃空气氧化焙烧 8-12小时;G、烧渣磨细后在固/液比1∶4-10,2-3molH↓[2]SO↓[4]中于80-90℃搅拌浸出1~6小时;H、硫酸浸出液加入SO↓[2]以沉淀粗硒,沉硒母液加NaCl沉淀银呈AgCl,并并入银的提取流程以回收银,母液 回收铜;I、硫酸浸出渣在固/液比1∶4-10,3-5.5molHCl中于80-90℃搅拌浸出1-6小时,浸出液回收锑(铋);J、HCl浸出渣在固/液比1∶4-10,0.2-0.5MolH↓[2]SO↓[4],加50-100g/LNa Cl和金含量5-10倍的NaClO↓[3],80-90℃搅拌浸出6-12小时,用混合醇加磷酸三丁酯(TBP)从浸出液中萃取回收金,获得纯金产品;K、氯化渣在固/液比1∶4-10,200-300g/LNa↓[2]SO↓[3]溶液中,15- 40℃搅拌浸出1-6小时,在含银浸出液中加入NaOH,调整溶液在0.5Mol浓度NaOH,然后按照每克银量加入0.3ml的水合肼,反应0.5-2小时,沉出纯银;L、浸银渣送熔炼厂还原熔炼回收锡合金。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员:杨宗荣
申请(专利权)人:昆明贵金属研究所
类型:发明
国别省市:53[中国|云南]

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