CN100497672C - 一种从贵锑合金中富集贵金属的方法 - Google Patents
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Abstract
一种从贵锑合金中富集贵金属的方法。将贵锑合金粉末、盐酸、氯化钠按一定的配比混合,在一定温度下,控制溶液的电位用过氧化氢进行氧化浸出,反应完毕后,在热态下滤去浸出液,滤渣用盐酸溶液和水洗涤,得到富集了贵金属的粉末产品,浸出液和洗水经还原和水解回收其它有价金属。本发明与传统的贵锑合金火法处理流程比较,有以下优点:可获得金品位在75%以上的粗金粉,可缩短金的生产周期;处理过程金富集在粗金粉中的回收率大于99.95%,不产出含金的中间渣,金的直收率高;浸出过程不产出有害气体和烟尘,提取金属后的废液经处理可排放,有利于环境保护;劳动强度低及综合成本低。
Description
技术领域 本发明涉及冶金领域中湿法冶金过程,特别是从贵锑合金中有效地富集贵金属的湿法冶金方法。
背景技术 锑金精矿在火法熔炼过程中,产出初步富集贵金属(金和银)的贵锑。现行贵锑的处理方法是,经氧化吹炼,以三氧化二锑的形式挥发一部分锑,得到贵金属进一步富集的贵锑合金(又称富贵锑)。贵锑合金进行锑电解,贵金属富集进入锑电解阳极泥,阳极泥经硝酸浸煮脱除铜、镍、铅,硝酸浸煮渣进行坩埚炉熔炼,最后进行马弗炉吹炼,产出粗金(参见①北京有色金属设计研究总院等编,重有色金属设计手册(锑汞贵金属篇),p641~646,1995年由冶金工业出版社出版;②杨天足等编著,贵金属冶金及产品深加工,p351~355,2005年由中南大学出版社出版)。
上述贵锑合金(富贵锑)的处理方法存在如下缺点:
1)贵锑合金中其它金属(如铜、镍、铅等)的含量高时,锑的电解无法正常进行,贵金属金、银难以进入锑电解阳极泥;
2)过程返渣多,坩埚炉熔炼和马弗炉吹炼均产出含金较高的渣,这些渣均作为返料加入有关的熔炼过程,贵金属的直收率低;
3)富集贵金属的过程火法和湿法交替,过程多,含贵金属的物料机械损失较大;
4)富集贵金属的过程,产出的污染物多。硝酸浸煮产出含氮氧化物的尾气,熔炼和吹炼过程产出含锑、铅的烟尘。
发明内容 为了克服已有贵锑合金处理方法的不足,本发明提供一种能一次有效地脱除锑、铜、镍、铅等杂质金属,且过程基本无污染的富集贵金属的方法。
本发明为达到上述目的采用的技术方案是:将贵锑合金粉末、盐酸、氯化钠按一定的配比混合,在一定温度下,控制溶液的电位用过氧化氢进行氧化浸出,反应完毕后,在热态下滤去浸出液,滤渣用一定浓度的盐酸溶液和一定温度的水洗涤,得到富集了贵金属的粉末产品,浸出液和洗水经还原和水解回收其它有价金属。
具体的工艺过程和工艺参数如下:
1.浸出
将贵锑合金先破碎并磨成粒径为0.074~0.25mm的粉末,用盐酸和氯化钠溶液浆化。用铂电极为工作电极,饱和氯化钾甘汞电极为参比电极测定体系的电位,在控制体系的终点电位为200~450mV的条件下加入过氧化氢。浸出温度为35~90℃,盐酸浓度为1.5~5.5mol/L,氯化钠浓度为0~2mol/L,浸出液固比(重量比)为3~10:1,过氧化氢的用量为贵锑合金粉末重量的0.7~1.4倍,反应时间为2~6小时。
浸出过程发生的化学反应为:
2Sb+3H2O2+6H++8Cl-=2SbCl4 -+6H2O
Cu+H2O2+2H++2Cl-=CuCl2+2H2O
Ni+H2O2+2H++2Cl-=NiCl2+2H2O
Ni+2H++2Cl-=NiCl2+H2
Pb+H2O2+2H++2Cl-=PbCl2↓+2H2O
Pb+H2O2+2H++3Cl-=PbCl3+2H2O
Pb+H2O2+2H++4Cl-=PbCl4+2H2O
2Ag+H2O2+2H++2Cl-=2AgCl↓+2H2O
2Ag+H2O2+2H++4Cl-=2AgCl2+2H2O
2Ag+H2O2+2H++6Cl-=2AgCl3 2-+2H2O
2.洗涤
浸出反应后得到的浸出渣,用浓度为1.5~5.5mol/L的盐酸以重量液固比为2~10在70~85℃下洗涤2~3次。酸洗后,用100~200倍浸出渣量(重量)、70~95℃的热水分5~10次洗涤。在热水中,浸出渣中的氯化铅溶解:
PbCl2=Pb2++2Cl-
3.还原
浸出贵锑合金粉得到的浸出液,在温度为40~90℃,加入浸出液量1~2%(重量)的贵锑合金粉,还原2~5小时。还原过程发生的主要化学反应为:
AgCl2+Ni=Ag+NiCl2+2Cl-
3AgCl2+Sb=Ag+SbCl4+2Cl-
Ni+Cu2+=Cu+Ni2+
2Sb+3Cu2++8Cl-=3Cu+2SbCl4 —
4.水解
经贵锑合金粉还原后的浸出液,在温度30~85℃下,用NH4HCO3、Na2CO3或NaOH调节pH至0~3,时间2~6小时。发生锑的水解,主要的化学反应为:
4SbCl4 -+14NH4HCO3+4H+=Sb4O5Cl2↓+14CO2↑+14NH4Cl+9H2O
4SbCl4 -+7Na2CO3+4H+=Sb4O5Cl2↓+7CO2↑+14NaCl+2H2O
4SbCl4 -+10NaOH=Sb4O5Cl2↓+10NaCl+4Cl—+5H2O
所述的盐酸、氯化钠、过氧化氢、碳酸氢铵、碳酸钠、氢氧化钠均为工业级试剂。
本发明适合于处理锑金精矿熔炼产出的贵锑合金(富贵锑),其成份范围为(%):Sb 30~85,Pb 15~45,Cu 8~29,Ni 0~10,Au 0.07~3.5,Ag 0.02~0.08,As0.5~5,Fe 0.5~2;也适合于处理高锑铅电解产出的阳极泥。
本发明与传统的贵锑合金火法处理流程比较,有以下优点:1贵锑合金粉在盐酸和氯化钠溶液中控制电位溶解锑、铜、镍、铅等金属,浸出渣经酸洗、热水洗涤,可获得金品位在75%以上的粗金粉,省去了贵锑合金的电解、阳极泥的硝酸浸煮、坩埚炉熔炼、马弗炉吹炼工序,从而缩短了金的生产周期;2处理过程金富集在粗金粉中的回收率大于99.95%,不产出含金的中间渣,金的直收率高;3浸出脱除铜、镍、锑、铅等杂质金属过程不产出有害气体和烟尘,提取金属后的废液经处理可排放,有利于环境保护;4本发明的劳动强度低;5本发明的综合成本低。
附图说明
图1:本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
实施例1:贵锑合金磨至粒度100%小于0.149mm,其主要成分为Sb46.30%,Pb 21.95%,Cu 19.62%,Ni 3.13%,As 0.50%,Fe 0.87%,Au 22226.5g/tAg 2840.5g/t;工业级盐酸,其中HCl浓度为31.95%(10.14mol/L);工业级氯化钠,其NaCl含量为91.38%;工业级过氧化氢,其H2O2的含量为32.3%。将320L水加入1000L搪瓷反应釜,然后加入上述成分的工业盐酸330L和工业氯化钠50kg,安装好电位测定装置,开动搅拌,加热反应釜至反应温度为60℃,加入上述成分的贵锑合金粉。搅拌30分钟后,加入上述成分的工业过氧化氢,当电位的指示值为380mV时,停止加入过氧化氢。继续搅拌,40分钟后,电位指示值为340mV,加入过氧化氢,将电位调至380mV,保温1小时。过氧化氢的用量为91kg。在搅拌和热态下将浆料从反应釜放出,用塑料过滤桶抽真空过滤。过滤完毕后,滤液趁热转入贮槽。将上述成分的工业盐酸130L和170L水混合,并加热至80℃,将热的盐酸溶液分成三次洗涤浸出渣。洗涤后的洗酸趁热转入洗酸贮槽。将500L水加热到85℃,分成9次洗涤经酸洗后的浸出渣。洗水趁热转入洗水贮槽。浸出渣从塑料过滤桶中转出,在温度为150℃烘箱中烘干。干燥后的粗金粉重3100g,含金为73.90%,银1.92%。浸出液的成分为(g/L):Sb 64.30,Pb 4.11,Cu 27.32,Ni 5.06,Au 3.10mg/L,Ag190mg/L,体积730L,按浸出液中金含量计,金的回收率为99.90%。
浸出液贮槽中冷却至40℃的浸出液,过滤析出的氯化铅,滤液泵入1000L的搪瓷反应釜,加热至80℃,加入上述成分的贵锑合金粉15kg,开动搅拌,反应2小时后冷却至35℃,过滤。还原后液的成分为(g/L):Sb 67.90,Pb 4.62,Cu26.08,Ni 5.38,Au 3.15mg/L,Ag 25mg/L,银还原率为89.47%。
还原后的浸出液转入2m3反应釜,在常温和搅拌下加入上述工业碳酸钠将pH调节为2。过滤,得锑水解渣和水解后液。水解渣(干)含锑65.68%,铅1.78%。水解后液含(g/L)Sb 0.30,Pb 2.51,Cu 25.87,Ni 5.23,Ag 11.15mg/L,以水解后液含锑计,锑的水解回收率为99.56%。
Claims (1)
1.一种从贵锑合金中富集贵金属的方法,其特征在于:将贵锑合金粉末、盐酸、氯化钠混合,控制溶液的电位用过氧化氢进行氧化浸出,反应完毕后,在热态下滤去浸出液,滤渣用盐酸溶液和水洗涤,得到富集了贵金属的粉末产品,浸出液和洗水经还原和水解回收其它有价金属;具体的工艺过程和工艺参数如下:
(1)浸出
将贵锑合金先破碎并磨成粒径为0.074~0.25mm的粉末,用盐酸和氯化钠溶液浆化,控制体系的终点电位为200~450mV,加入过氧化氢,浸出温度为35~90℃,盐酸浓度为1.5~5.5mol/L,氯化钠浓度为≤2mol/L,浸出液固比为3~10:1,过氧化氢的用量为贵锑合金粉末重量的0.7~1.4倍,反应时间为2~6小时;
(2)洗涤
浸出反应后得到的浸出渣,用浓度为1.5~5.5mol/L的盐酸以重量液固比为2~10在70~85℃下洗涤2~3次;酸洗后,用100~200倍浸出渣量、70~95℃的热水分5~10次洗涤;
(3)还原
在浸出液中加入浸出液重量1~2%的贵锑合金粉,在温度为40~90℃下还原2~5小时;
(4)水解
经贵锑合金粉还原后的浸出液,在温度30~85℃下,用NH4HCO3或Na2CO3或NaOH调节pH至0~3,反应时间2~6小时。
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