一种从粗铅中回收锡、碲、铜的精炼方法技术

一种从粗铅中回收锡、碲、铜的精炼方法，是将资源综合回收的粗铅熔化、去除杂质后，表面覆盖混盐碱层以隔绝空气加热至780～800℃，搅拌以氧化的锡与混盐碱层中的盐和碱共同造渣成颗粒球粒状锡渣以去除锡；降温到650～700℃，鼓入空气，利用混合碱与氧化后的碲造渣以去除碲；降温到340℃～380℃，先进行熔析除铜，再进行硫化除铜。本发明专利技术方法简单，易操作，目标元素的分离效果好，其中锡的分离回收率高达85%～95%，碲的分离回收率达到75%～85%，铜分离回收率达70%～80%，产出的分类渣，有很好的专业市场和价格，几乎是不计原料成本的纯利润，具有巨大的经济效益和资源回收社会效益。具有巨大的经济效益和资源回收社会效益。

【技术实现步骤摘要】
一种从粗铅中回收锡、碲、铜的精炼方法


[0001]本专利技术属于有色金属精炼技术，涉及粗铅合金精炼方法，具体涉及一种以资源综合回收的粗铅为原料，回收锡、碲、铜的精炼方法。

技术介绍

[0002]随着资源综合回收产业的兴起，铅行业中，鼓风炉或者升级的其它炉型，产出的粗铅（又称资源综合回收的粗铅）中同时捕收和富集了不同含量的锡、碲和铜等，例如，湖南耒阳某资源回收企业产出的粗铅，典型成份（重量）：Pb 94%、Sb 1.5%、Bi 1.0%、Sn 1.8%、Te 0.32%、Cu 0.5%、Au 8g/T、Ag 1500g/T、As 0.1%，其中仅Sn、Te、Cu的价值每吨就达：Sn 1.8
×
250000=4500元、Te 0.32%
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500000=1600元、Cu 0.5%
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60000=300元，合计为6400元/T，具有较高的经济价值。
[0003]一般来说，传统一次矿山资源产出的富含元素较多的粗铅常选择电解方式深加工，分离产出主要产品：电解铅，其它富含元素分别进入精炼渣或电解铅的阳极泥中以进一步回收。但是，前段提及的资源综合回收的粗铅与以往传统一次矿山资源产出的粗铅不同，其富含元素也较多，且含量较高，而以往的成熟处理工艺中，往往忽略了它们的存在，暂时没有现成合适的处理工艺可供选择。

技术实现思路

[0004]针对上述资源综合回收的粗铅存在的困境，本专利技术的目的是提供一种从粗铅中回收锡、碲、铜的精炼方法。
[0005]为达上述目的，本专利技术所采用的技术方案是：一种从粗铅中回收锡、碲、铜的精炼方法，该方法步骤如下：步骤一：将资源综合回收的粗铅置入精炼锅内于500～600℃熔化，去除杂质（如铁钩和其他杂物块等）。
[0006]本专利技术方法中精炼所用粗铅是指资源综合回收的粗铅。
[0007]步骤二：先按重量比2～3:1～1.5取NaCl和Na2CO3混合配制混盐碱，于熔液表面覆盖一层混盐碱以隔绝空气，再加热至熔液温度升到780～800℃；其中，上述混盐碱层的厚度以6～30mm为宜。
[0008]步骤三：此步骤为去除锡。开始搅拌，控制搅拌速度为350～550转/分，每当覆盖的混盐碱层变成颗粒球状而露出熔液液面时，就于熔液表面覆盖一层混碱盐层，使氧化的锡与混盐碱层中的盐和碱共同造渣成颗粒球状锡渣。整个搅拌除锡的过程，在780～800℃搅拌条件下进行，直至熔液中Sn含量≤0.1%（重量），捞出颗粒球状锡渣，除锡过程结束，停止搅拌。此步骤中混盐碱的使用量为粗铅重量的1%～1.5%，混盐碱的配制同前，即按重量比2～3:1～1.5取NaCl和Na2CO3混合。一般正常情况下，捞出的锡渣典型成份（重量）：Sn 45%～55%、Pb 8%～15%、Te 0.05%～0.1%、Cu 0.1%～0.15%、Au 1g～2g/T、Ag 500g～1000g/T，其余为NaCl和Na2CO3，锡渣产率2%～5%。
[0009]步骤四：此步骤为去除碲。按重量比2～3:1～1.2取Na2CO3与NaOH混合配制混合碱，混合碱熔化温度为550～600℃，易于造渣。混合碱分批次加入，洒到熔液表面后熔化为碱覆盖层，碱覆盖层厚度以10mm～35mm为宜，混合碱的使用总量为粗铅重量的1.5%～3%。将熔液温度降到650～700℃后，于熔液表面洒上混合碱熔化为碱覆盖层，于熔液底部鼓入含氧量30%～40%的富氧空气，或者是普通的压缩空气（除碲时间要长些），碲氧化后与混合碱反应造渣，其化学反应式是：Te+O2=TeO2，TeO2+2NaoH=Na2TeO3+H2O，使碱覆盖层逐渐变粘稠、结壳变成干渣，此时停止鼓入空气，开动搅拌使干渣破碎，捞出干碲碱渣；继续于熔液表面洒上混合碱熔化为碱覆盖层，并继续鼓入富氧空气或压缩空气，当碱覆盖层结壳变成干渣后，停止鼓气，搅拌使干渣破碎，捞出干渣；重复多次，直到熔液表面的碱覆盖层变粘稠但不变干结壳时，说明熔液中的碲已除降到200g～500g/T以下，很难再被氧化，此时可于熔液表面洒上适量粉状纯碱，使熔化的稀碱渣层因加入熔点较高的纯碱而转变成干渣，方便捞出，产出的碲渣平均含Te 10%～25%（重量），夹带的粗铅小于8%（重量），碲的回收率可达75%～90%。
[0010]步骤五：此步骤为去除铜。减火降温到340℃～380℃（可于金属熔液表面洒入少量水，加快降温速度），于熔液中加入为粗铅重量0.02%～0.08%的木屑，搅拌，加入的木屑被碳化形成还原态环境进行熔析除铜，捞出熔析铜渣，熔析铜渣典型成份（重量）：Pb 40%～60%、Cu 10%～25%，产渣率为1～3%，再加入为粗铅重量0.5%～1%的干粉状硫铁矿和0.02%～0.08%的木屑，搅拌，进一步进行硫化除铜，将硫化铜渣捞出，熔液中Cu含量（重量）降至0.01%～0.05%。
[0011]将上述步骤五的去锡、碲和铜后的熔液加热，升温至400～500℃，用铅泵打出铸成电解用的阳极板，送电解工序。
[0012]本专利技术方法简单，易操作，目标元素的分离效果好，其中锡的分离回收率可高达85%～95%，锡渣中Sn≥45%～55%（重量）、Pb≤8%～15%（重量）；碲的分离回收率可达到75%～90%，碲碱渣中Te≥10%～25%（重量）、Pb≤6%（重量）；铜分离回收率可达70%～80%，除铜渣中Cu可达10%～25%（重量），产出的分类渣，有很好的专业市场和价格，其经济效益相当于主金属铅价的30%～60%，几乎是不计原料成本的纯利润，具有巨大的经济效益和资源回收社会效益。
具体实施方式
[0013]实施例1按本专利技术的方法，在湖南耒阳某资源回收企业作了具体实施操作，过程如下：步骤一：精炼锅采用直径2m的不锈钢锅，锅内加入企业自产的资源综合回收的粗铅30T，典型成份（重量）：Pb 94%、Sb 1.5%、Bi 1%、Sn 1.8%、Te 0.32%、Cu 0.5%、As 0.1%、Au 8g/T、Ag 1500g/T，加热升温到500～550℃，捞出钢筋、吊钩等杂物，将18.5KW的搅拌机吊装定位。
[0014]步骤二：扒平锅内熔液表面，事先按重量比NaCl：Na2CO3=2.5:1配制混盐碱粉料，先洒上一层厚度约15mm的混盐碱覆盖层隔离空气，继续升温加热到780～800℃。
[0015]步骤三：开动搅拌机，强烈搅拌（控制搅拌速度为350～550转/分），形成较大旋涡，每当覆盖的混盐碱层变成小粒球状，露出金属液面时，就洒盖一层混盐碱，每次洒入的混盐碱粉料50kg～70kg，分6次加完，当熔液液面“开面”即液面无氧化锡薄膜，变得很明亮，此
时，熔液中含锡一般已低于0.2%（重量），继续搅拌，进一步降低锡含量至0.05～0.1%（重量）时，停火降温，捞锡渣，产出的锡渣量约3%，锡渣典型成份为（重量）：Sn 54%、Pb 8%、Cu 0.35%、Te 0.15%、Au 1.5g/T，Ag 350g/T，其余为NaCl和Na2CO3，此渣是锡企业很受欢本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种从粗铅中回收锡、碲、铜的精炼方法，其特征在于，该方法步骤如下：步骤一.将资源综合回收的粗铅于500～600℃熔化，去除杂质；步骤二.于熔液表面覆盖混盐碱层以隔绝空气，加热至熔液温度升到780～800℃；步骤三.开启搅拌，每当混盐碱层变成颗粒球状而露出熔液液面时，就于熔液表面覆盖一层混盐碱层，使氧化的锡与混盐碱层中的盐和碱共同造渣成颗粒球状锡渣，直至熔液中Sn含量≤0.1%，捞出颗粒球状锡渣，停止搅拌；其中，搅拌过程中混盐碱层使用总量为粗铅重量的1%～1.5%；步骤四.降温到650～700℃，于熔液表面洒上混合碱熔化为碱覆盖层，于熔液底部鼓入空气，碲氧化后与混合碱造渣，使碱覆盖层逐渐变粘稠、结壳变成干渣，此时停止鼓入空气，捞出干碲碱渣；继续于熔液表面洒上混合碱熔化为碱覆盖层，于熔液底部鼓入空气，当碱覆盖层结壳变成干渣后，停止鼓入空气，捞出干渣；重复多次，直到熔液表面的碱覆盖层变粘稠但不结壳变成干渣时，向碱覆盖层上洒入适量纯碱直至碱覆盖层转变为干渣，捞出干渣；其中，混合碱是由Na2CO3与NaOH按重量比2～3:1～1.2混合组成，总使用量为粗铅重量的1.5～3%，每次洒入的混合碱熔化成的碱覆盖层厚度为10mm～35mm；步骤五.降温到340℃～3...

【专利技术属性】
技术研发人员：石俊阳，石宏娇，童志博，汪琴，梁金凤，石仁才，徐陈，王小明，石宇，贺莹，
申请(专利权)人：耒阳市焱鑫有色金属有限公司，
类型：发明
国别省市：