本发明专利技术涉及的是一种从铅阳极泥中回收金、银、铋、锑和铜的方法。通过盐酸浸出１、熔炼浸出渣２、银电解３、氯化提金４、硫化钠沉银５、水解沉锑６、中和沉铋７、铁置换铜８工序完成。本发明专利技术方法经过铅阳极泥湿法浸出前的预氧化处理、盐酸常温浸出、硫化钠沉银、水解沉锑、中和沉铋、置换沉铜、熔炼浸出渣、银电解、氯化提金步骤，实现从铅阳极泥中综合提取金、银、铋、锑、铜有价金属。过程连续，能耗低，污染小，操作容易，提取率高。适宜从金属冶炼领域的铅阳极泥中提取有价金属中应用。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及的是冶金工业领域的金属回收方法，具体地说，是一种从铅阳极泥中 回收金、银、铋、锑和铜的方法。
技术介绍
铅阳极泥是生产银的主要原料，从中产出的银占全国银产量的90%以上。铅 阳极泥除含银外，还有锑、铋、铜、铅、砷、金等有价金属。铅阳极泥主要成分变动范围Au 0. 002-0. 8%, AgO. 1-25%, Sb 1-43%, Bi 1-25%, Cu 0. 5-10%, Pb 1-20%。铅阳极泥 的传统处理方法为火法工艺，火法工艺具有处理能力大，原料适应性强等特点，但也存在生 产周期长，能耗高，环境污染严重，铋、锑、铜等有价金属不能有效的综合回收等问题。近年 来，国内许多科研院所及冶炼厂研究出用湿法处理铅阳极泥的方法，工艺流程较为简单，能 有效的综合回收阳极泥中的有价金属，但该工艺多采用高温、高酸、强氧化剂等条件进行生 产，工人劳动环境恶劣，对设备的腐蚀也较为严重。
技术实现思路
为了克服现有的从铅阳极泥中提取有价金属方法的缺点，本专利技术提出了一种从铅 阳极泥中综合回收金、银、铋、锑和铜的方法。该方法通过对铅阳极泥的分步处理，解决了铅 阳极泥连续提取多种有价金属的技术问题。本专利技术解决技术问题所采用的方案是经过工序为1、盐酸浸出工序在经过预处理的铅阳极泥中加入盐酸溶液，在室温条件下搅拌 浸出，然后将固态的浸出渣和液态的浸出液进行分离，获得浸出渣和浸出液。2、熔炼浸出渣工序将浸出渣进行氧化还原熔炼，熔炼后得到合金板和炉渣。炉渣 返回炼铅系统，合金板进入电解工序。3、银电解工序以合金板为阳极，钛板为阴极，在外加电源作用下进行电解。经过 电解后，阴极得银粉，阳极得阳极泥。4、氯化提金工序在阳极泥中加入浓盐酸和氯酸钠进行搅拌溶解，使金完全溶解 在溶液中，银以氯化银的形式留于渣中，过滤分离。滤液经碱中和后，加入草酸进行还原，生 成海绵金粉。海绵金粉先用盐酸煮洗，再用硝酸煮洗，最后用水洗至中性，得到纯金。5、硫化钠沉银工序将经过盐酸浸出工序后所得的浸出液加入硫化钠，使银沉淀。6、水解沉锑工序将经过硫化钠沉银并分离出银后的液体中加水稀释，调整溶液 PH值进行水解沉锑，至氯氧化锑沉淀完全，进行固液分离，沉淀物即为氯氧化锑。7、中和沉铋工序在沉锑后液中加入工业碳酸钠，调整溶液pH值，至氯氧化铋沉 淀完全，进行固液分离，沉淀物即为氯氧化铋。8、铁置换铜工序在搅拌条件下，加入铁粉置换铜，然后进行固液分离，得到粗铜 粉，置换后液进入污水处理中心。积极效果本专利技术方法经过铅阳极泥湿法浸出前的预处理、盐酸常温浸出、加硫化 钠沉银、水解沉锑、中和沉铋、置换沉铜、熔炼浸出渣、银电解、氯化提金等步骤，实现了有价 金属金、银、铋、锑、铜的回收。过程连续，能耗低，污染小，操作容易，提取率高。适宜从金属 冶炼领域的铅阳极泥中提取和回收有价金属。附图说明图1为本专利技术工艺流程图1.盐酸浸出工序，2.熔炼浸出渣工序，3.银电解工序， 4.氯化提金工序，5.硫化钠沉银工序。6.水解沉锑工序，7.中和沉铋工序，8.铁置换铜工序。具体实施例方式根据图1的流程，其具体步骤如下铅阳极泥预处理将新产出的铅阳极泥堆存，控制厚度350-500mm，温度10-30°C， 每3小时翻动一次，当阳极泥含水降至5-10%时，进入盐酸浸出工序；1、盐酸浸出工序控制盐酸初始浓度为3-5mol/L、液固比4-5 1，在室温条件下 搅拌浸出3-5h，铋、锑、铜和少量的银转入溶液，然后进行固液分离，得到浸出渣和浸出液；2、熔炼浸出渣工序将工序1所得的浸出渣进行氧化还原熔炼，得到合金板和炉 渣，炉渣返回炼铅过程，合金板进入电解工序；在贵铅炉内，控制温度900-1100°C，按质量比，将浸出渣1份，碳酸钠0. 01-0. 05 份，铁屑0. 01-0. 05份，粉煤0. 01-0. 05份共同加入到贵铅炉内进行还原熔炼，得到贵铅； 控制分银炉温度在900-110(TC，按质量比加入贵铅1份，碳酸钠0. 01-0. 05份，硝酸钠 0. 01-0. 03份，进行氧化精炼，得到合金板；3、银电解工序以合金板为阳极，钛板为阴极，在外加电源作用下进行电解。经过 电解后，阴极得银粉，阳极得阳极泥；4、氯化提金工序将工序3中所得阳极泥，采用浓盐酸和氯酸钠进行溶解；控制盐 酸浓度3-6mol/L，液固比6-10 1，温度70_90°C，氯酸钠用量为阳极泥质量的10-20%，进 行搅拌溶解，使金完全溶解在溶液中，银以氯化银的形式留于渣中，过滤分离。滤液经碱中 和后，在70-9(TC下加入溶液含金质量的2-4倍草酸进行还原，生成海绵金粉；海绵金粉先 用6mol/L盐酸煮洗，再用lOmol/L硝酸煮洗，最后用水洗至中性，得到纯金；5、硫化钠沉银工序将经过盐酸浸出工序后所得的浸出液加入硫化钠，加入量为 3_8kg/m3，搅拌 20-30min，使银沉淀；6、水解沉锑工序将经过硫化钠沉银并分离出银后的液体加水稀释到6-10倍，调 整溶液PH值为1. 0-1. 5的条件下水解沉锑，至氯氧化锑沉淀完全，进行固液分离，沉淀物即 为氯氧化锑；7、中和沉铋工序在常温和搅拌条件下，在沉锑后液中加入工业碳酸钠，调整溶液 pH值为2. 0-3. 0中和沉铋，至氯氧化铋沉淀完全，进行固液分离，沉淀物为氯氧化铋；8、铁置换铜工序在温度为70_90°C和搅拌条件 下，按质量比Cu Fe = 1 1-3 比例向沉铋后液中加入铁粉置换铜，反应2-3h，然进行固态和液态分离后，固体部分为粗铜 粉，置换后液进入污水处理中心。实施例取经过预处理的铅阳极泥1500kg，其中含水为10%，主要成分Au 0. 008%, Ag 10. 7%,Sb 33. 06%,Bi 22. 03%,Cu 9. 88%，在盐酸初始浓度 4mol/L，固液比 1 4，室温 条件下，搅拌浸出4h。所得的浸出液在常温条件下加入硫化钠45kg，搅拌20min，加水将体 积稀释到8倍，调整溶液pH值为1. 0的条件下水解沉锑，至氯氧化锑沉淀完毕，固液分离。 沉锑后液在常温、搅拌条件下，加入工业碳酸钠，调整溶液PH值为3.0中和沉铋，至氯氧化 铋沉淀完全，固液分离。沉铋后液在温度为80°C，搅拌条件下，按质量比Cu Fe = 1 2 向溶液中加入铁粉置换铜，反应2h，固液分离，置换后液进入污水处理中心。得到氯氧化锑 1300kg，含水55. 84%、含锑62. 11 %，锑的回收率为80. 03% ；得到氯氧化铋1010kg，含水 54. 32%、含铋52. 15%，铋的回收率为80. 97%。得到粗铜粉127kg，含铜85. 5%，铜的回收 率为81. 41%。将所得浸出渣374kg，在1050°C下，以浸出渣碳酸钠铁屑粉煤硝酸 钠=1 0.05 0. 03 0.03 0.02比例，按先后顺序依次加入熔剂、还原剂和氧化剂进 行熔炼。得到金银合金板145. 2kg，含Au 0.074%、含Ag 97. 99%，Au的回收率为99%，Ag 的回收率为98.5%。本专利技术的优点是1、阳极泥经预处理后，铋、锑、铜的浸出率和回收率大幅度提高，Bi、Sb、Cu回收率 由65%提高至80%以上，由于浸出渣率为30-35%，金、银也得到了进一步富本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种从铅阳极泥中回收金、银、铋、锑和铜的方法，其特征是： 铅阳极泥预处理：将新产出的铅阳极泥堆存，控制厚度３５０－５００ｍｍ，温度１０－３０℃，每３小时翻动一次，当阳极泥含水降至５－１０％时，进入盐酸浸出工序； １）盐酸浸出工序：控制盐酸初始浓度为３－５ｍｏｌ／Ｌ、液固比４－５∶１，在室温条件下搅拌浸出３－５ｈ，铋、锑、铜和银转入溶液，然后进行固液分离，得到浸出渣和浸出液； ２）熔炼浸出渣工序：将工序１所得的浸出渣进行氧化还原熔炼，得到合金板和炉渣，炉渣返回炼铅过程，合金板进入电解工序； 在贵铅炉内，控制温度９００－１１００℃，按质量比，将浸出渣１份，碳酸钠０．０１－０．０５份，铁屑０．０１－０．０５份，粉煤０．０１－０．０５份共同加入到贵铅炉内进行还原熔炼，得到贵铅，控制分银炉温度在９００－１１００℃，按质量比加入贵铅１份，碳酸钠０．０１－０．０５份，硝酸钠０．０１－０．０３份，进行氧化精炼，得到合金板； ３）银电解工序：以合金板为阳极，钛板为阴极，在外加电源作用下进行电解，经过电解后，阴极得银粉，阳极得阳极泥； ４）氯化提金工序：将工序３中所得阳极泥用浓盐酸和氯酸钠进行溶解；控制盐酸浓度３－６ｍｏｌ／Ｌ，液固比６－１０∶１，温度７０－９０℃，氯酸钠用量为阳极泥质量的１０－２０％，进行搅拌溶解，使金完全溶解在溶液中，银以氯化银的形式留于渣中，过滤分离，滤液经碱中和后，在７０－９０℃下加入溶液含金质量的２－４倍草酸进行金粉还原，生成海绵金；海绵金粉先用６ｍｏｌ／Ｌ盐酸煮洗，再用１０ｍｏｌ／Ｌ硝酸煮洗，最后用水洗至中性，得到纯金； ５）硫化钠沉银工序：将经过盐酸浸出工序后所得的浸出液加入硫化钠，加入量为３－８ｋｇ／ｍ↑［３］，搅拌２０－３０ｍｉｎ，使银沉淀； ６）水解沉锑工序：将经过硫化钠沉银并分离出银后的液体加水稀释到６－１０倍，调整溶液ｐＨ值为１．０－１．５的条件下水解沉锑，至氯氧化锑沉淀完全，进行固液分离，沉淀物即为氯氧化锑； ７）中和沉铋工序：在常温和搅拌条件下，在沉锑后液中加入工业碳酸钠，调整溶液ｐＨ值为２．０－３．０中和沉铋，至氯氧化铋沉淀完全，进行固态和液态分离，沉淀物为氯氧化铋； ８）铁置换铜工序：在温度为７０－９０℃和搅拌条件下，按质量比Ｃｕ∶Ｆｅ＝１∶１－３比例向沉铋后液中加入铁粉置换铜，反应２－３ｈ，然后进行固液分离后，固体部分为粗铜粉，置换后液进入污水处理中心。...
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：刘庆杰，郭天立，贾乙东，武江，曹秀红，周洪杰，
申请(专利权)人：葫芦岛锌业股份有限公司，
类型：发明
国别省市：21[中国|辽宁]
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