CN105821215A - 一种从阳极泥中回收金属铋的方法 - Google Patents

一种从阳极泥中回收金属铋的方法 Download PDF

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Abstract

一种从阳极泥中回收金属铋的方法，包括以下步骤：a.焙烧；b.分铜得到硫酸盐溶液和分铜渣；c.分金得到分金母液，其中的硫酸浓度为100~120g/L，盐酸浓度为10~15g/L，氯离子浓度25~35g/L，升温至75~85℃，并加入过量氯酸钠，反应后使金、铂、钯、碲、铋金属溶解于分金母液中，接着在分金母液中加入亚硫酸钠将金分离，得到分金液；d.在步骤c中的分金液中加入氯化钠及亚硫酸钠，控制氯化钠浓度为250~300g/L，液体温度为75‑85℃，使液体中的贵金属及碲、硒还原生成悬浮物，过滤后得到分铋液；e.在步骤d中的分铋液中加入氢氧化钠，调节PH至10~11，使液体中的铋水解，过滤后得到铋渣，还原后得到金属铋。本发明具有以下有益效果：方法简单，操作方便，铋的回收率和回收纯度高。

Description

一种从阳极泥中回收金属铋的方法
技术领域
本发明涉及金属冶炼回收技术，具体涉及一种从阳极泥中回收金属铋的方法。
背景技术
阳极泥是电解厂在长期工作运行后，阳极、阴极的沉积物及电解液流经沟渠累积下来的残渣。阳极泥中富集了贵金属、稀有金属和其他有价金属，这些金属在国民经济中占有很重要的地位，从阳极泥中提取这些金属，可以获得很大的经济效益。例如，处理铜阳极泥获得的利益，足以抵偿铜电解精炼的全部费用，因此，为降低处理阳极泥的费用，改进处理方法，提高稀、贵金属的回收率，各国都在研究处理阳极泥的新工艺。
现有技术中，公开号为CN103334013A的中国发明专利申请公开了一种从分银渣中提取贵金属的浸出工艺，但类似的直接浸出方法浸出难度大，工序进展缓慢。再者，对于特定金属的充分提取还是需要针对性强的特定工艺流程，本发明在此方向上进行了研究，提出了一种了从阳极泥中回收金属铋的方法。
发明内容
针对现有技术中的不足，本发明提供了一种工艺简单的从阳极泥中回收金属铋的方法，本发明通过以下技术方案实现。
一种从阳极泥中回收金属铋的方法，包括以下步骤：
a.焙烧：将阳极泥用硫酸酸化后，进行焙烧，得到焙烧渣；
b.分铜：将步骤a中的焙烧渣采用硫酸浸出法脱铜，得到硫酸盐溶液和分铜渣；
c.分金：将步骤b中的分铜渣装入分金釜中，加入硫酸、氯化钠得到分金母液，控制分金母液中的硫酸浓度为100～120g/L，盐酸浓度为10～15g/L，氯离子浓度25～35g/L，升温至75～85℃，并加入过量氯酸钠，反应后使金、铂、钯、碲、铋金属溶解于分金母液中，接着在分金母液中加入亚硫酸钠将金分离，得到分金液；
d.分铋：在步骤c中的分金液中加入氯化钠及亚硫酸钠，控制氯化钠浓度为250～300g/L，液体温度为75-85℃，使液体中的贵金属及碲、硒还原生成悬浮物，过滤后得到分铋液；
e.还原：在步骤d中的分铋液中加入氢氧化钠，调节PH至10～11，使液体中的铋水解，过滤后得到铋渣，还原后得到金属铋。
作为优选，所述步骤a包括以下步骤：将阳极泥与浓硫酸混合后置于马弗炉中，焙烧温度为500～600℃。
作为优选，所述步骤b包括以下步骤：在步骤a中的焙烧渣中加入热水、硫酸、盐酸、氯化钠，加热至80℃，不断搅拌使铜溶解，得到硫酸盐溶液和分铜渣。
作为优选，所述步骤c和步骤d中，液体温度为80℃。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：方法简单，操作方便，铋的回收率和回收纯度高。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明作进一步描述。
一种从阳极泥中回收金属铋的方法，包括以下步骤a～e步骤：
a.焙烧：将阳极泥用硫酸酸化后，进行焙烧，得到焙烧渣；具体的步骤为：将阳极泥与浓硫酸按固液质量比3:1～1:1混合，优选1.5:1，混合后置于马弗炉中进行焙烧，焙烧温度为500～600℃，优选550℃。
阳极泥与98％的浓硫酸在车间内混匀后置于马弗炉中蒸硒，主要产生如下反应：
Cu+2H2SO4→CuSO4+2H2O+SO2
2Ag+2H2SO4→2Ag2SO4+2H2O+SO2
Se+2H2SO4→SeO2+2H2O+2SO2
Cu2S+6H2SO4→2CuSO4+6H2O+5SO2
因此，该过程产生的废气主要为升华的二氧化硒、SO2、硫酸雾和烟气，废气一起进入吸收塔，二氧化硒溶于水，生成***，反应方程式如下：
SeO2+H2O→H2SeO3
烟气中的SO2借助水的作用，使***还原呈元素硒沉淀析出：
H2SeO3+SO2+H2O→Se↓+H2SO4
生成的硒元素含一定杂质，称为粗硒。焙烧过程二氧化硒的升华温度为315℃。温度越高，硒的挥发速率越高，为了不使其他金属一起挥发及不使易溶于水的硫酸铜热分解为难溶的氧化铜，焙烧温度一般控制在500℃～600℃之间，优选550℃。
焙烧后的焙烧渣应呈灰白色，硒挥发不完全时焙烧渣的颜色发红，需返回再焙烧直至硒完全挥发，产出的焙烧渣送分铜工序。
该步过程产生的废气成分主要以搅拌混匀过程产生的硫酸雾，焙烧过程产生SO2、硫酸雾、硒蒸汽和烟尘为主，产生的稀硫酸进入除铜工序，节省成本。
b.分铜：将步骤a中的焙烧渣采用硫酸浸出法脱铜，得到硫酸盐溶液和分铜渣；具体步骤为：在步骤a中的焙烧渣中加入热水、硫酸、盐酸、氯化钠，加热至80℃，不断搅拌使铜溶解，得到硫酸盐溶液和分铜渣。其中硫酸为步骤a中回收得到的稀硫酸，加入的热水、硫酸、盐酸、氯化钠的量以使铜完全溶解为好。
c.分金：将步骤b中的分铜渣装入分金釜中，加入硫酸、氯化钠得到分金母液，控制分金母液中的硫酸浓度为100～120g/L，优选110g/L，盐酸浓度为10～15g/L，优选12g/L，氯离子浓度25～35g/L，优选30g/L，控制液固比为4:1左右，升温至75～85℃，优选温度为80℃，并加入过量氯酸钠，反应后使金、铂、钯、碲、铋金属溶解于分金母液中，接着在分金母液中加入亚硫酸钠将金分离，得到分金液。
该步骤中，利用氯酸钠在酸性溶液中产生氯气，氯气再与游离态的Au发生反应的原理，使金和贵金属溶出，与银分离，主要反应方程式如下：
2NaClO3+10NaCl+6H2SO4→Na2SO4+5Na2SO4+6H2O+6Cl2↑
2Au+3Cl2→2AuCl3
分金完毕后生成的AuCl3溶液使用亚硫酸钠还原析出金粉，反应过程如下：
2AuCl3+3Na2SO3+3H2O→2Au↓+3Na2SO4+6HCl↑
2HCl+Na2SO3→2NaCl+H2O+SO2↑
生成的金粉通过中频炉铸成粗金锭后再电解进一步制成纯金板。
该工序产生的废气主要为分金釜产生的HCl、Cl2、金还原过程产生SO2废气、中频炉产生的烟尘，其中前两者均通过反应釜放空管排放，中频炉产生的烟气通过炉口排放。分金还原后的滤液经加亚硫酸钠还原生成钯、铂。产生的还原废水排入废水池，电解液定期更换，更换后的电解液排入污水处理站处理后纳管。
经分金处理后的Ag基本以AgCl和硫酸银的形式出现，加入氨水后生成络合物从而进入溶液，发生如下反应：
AgCl+2NH3→Ag(NH3)2Cl
经分离后浸出液加水合肼并加热，得到纯度较高的银粉。反应方程式如下：
4Ag(NH3)2Cl+N2H4.H2O→4Ag↓+4NH4Cl+N2↑+4NH3+H2O
生成的银粉进入中频炉中铸锭，铸锭完毕后再电解、铸锭制得高纯度银锭。该工序反应产生的废气主要是氨气，通过反应釜放空口排放；另中频炉废气通过炉口排放。产生的分银渣含有较多的铅等重金属，但也富集了铂钯等贵金属，外售有资质单位回收利用。产生的还原碱性废水和酸性清洗废水进入废水处理站。
d.分铋：在步骤c中的分金液中加入氯化钠，控制氯化钠浓度为250～300g/L，优选280g/L，液体温度为75-85℃，优选温度为80℃，接着缓缓加入亚硫酸钠，使液体中的贵金属及碲、硒充分还原生成悬浮物，过滤后得到分铋液，其中溶解有铋盐，固体为铂钯精矿，可用于进一步提取其中的贵金属。提取其中的贵金属步骤为：将铂钯精矿与硫酸混合，控制液固比为2:1～3:1，优选2.5:1，液体中硫酸含量为190～210g/L，优选200g/L，常温搅拌，待即铂钯精矿完全浆化后，向其中加入氯酸钠至分铋渣成白色，此时贵金属已经基本溶于液体中，碲则被氧化成二氧化碲留于渣中，然后过滤使固液分离，得到分铂钯渣和分铂钯液；在分铂钯液中加入氯化钾，控制液体中氯化钾含量为45～55g/L，优选为50g/L，在液体中通入适当的氯气，使铂、钯分别生成氯铂酸钾和氯钯酸钾从而与液体分离，过滤，可回收其中的贵金属。将分铂钯渣与水混合，控制液固比为2:1～3:1，加入氢氧化钠至PH为10～11，过滤，滤液中加入30％的稀硫酸，控制PH为4.5～5.5，优选PH为5，再次生成二氧化碲，经氢氧化钠与稀硫酸反复提纯，使二氧化碲纯度达到99.99％，还原后得到碲。
e.还原：在步骤d中的分铋液中加入氢氧化钠，调节PH至10～11，优选10.5，使液体中的铋水解，如生成铋的氢氧化物或其他沉淀物等，过滤后得到铋渣，还原后得到金属铋，还原方式可以为置换、电解等。
本发明中，还可以对步骤d中的铂钯精矿进行处理，具体为：将铂钯精矿与硫酸混合，控制液固比为2:1～3:1，优选2.5:1，液体中硫酸含量为190～210g/L，优选200g/L，常温搅拌，待铂钯精矿完全浆化后，向其中缓慢加入氯酸钠至有持续氯气溢出为止，此时贵金属已经基本溶于液体中，碲则被氧化成二氧化碲留于渣中；再在该液体中加入氯化钾，控制液体中氯化钾含量为45～55g/L，优选为50g/L，在液体中通入适当的氯气，使铂、钯分别生成氯铂酸钾和氯钯酸钾从而与液体分离，过滤，得到分铂钯渣和分铂钯液，分铂钯渣中可回收贵金属。在分铂钯液中加入亚硫酸钠还原，采用氯化亚锡控制反应终点至无绛红色生成，此时控制液固比5～6：1，加入氢氧化钠至PH为10～11，过滤，滤液中加入30％的稀硫酸，控制PH为4.5～5.5，优选PH为5，再次生成二氧化碲，经氢氧化钠与稀硫酸反复提纯，使二氧化碲纯度达到99.99％，还原后得到碲。
以上步骤中的反应都在常温下进行，但氯化反应和中和反应都是放热反应，操作时控制温度不超过90摄氏度。
以上为本发明的从阳极泥中回收金属铋的方法，现有技术中还现有一整套从阳极泥中回收金属铋的工艺方法，因此针对铋的回收的工序复杂，收率低。本发明中，工艺简单，条件温和易操作，铋的回收率高，申请人对比发现，相同重量的同种阳极泥中，本发明中的工艺方法回收的铋的质量是传统工艺方法可回收的铋的质量的1.7倍以上，优选条件下可达2倍以上，同时，本发明中最后还原得到的金属铋纯度高，可达到99％以上。
本发明的中的工艺方法简单，操作方便，其中所回收的贵金属回收率高，纯度高，为企业创收50％～70％以上，带来了极大的经济回报。
本发明的保护范围包括但不限于以上实施方式，本发明的保护范围以权利要求书为准，任何对本技术做出的本领域的技术人员容易想到的替换、变形、改进均落入本发明的保护范围。

Claims (4)

1.一种从阳极泥中回收金属铋的方法，其特征在于，包括以下步骤：
a.焙烧：将阳极泥用硫酸酸化后，进行焙烧，得到焙烧渣；
b.分铜：将步骤a中的焙烧渣采用硫酸浸出法脱铜，得到硫酸盐溶液和分铜渣；
c.分金：将步骤b中的分铜渣装入分金釜中，加入硫酸、氯化钠得到分金母液，控制分金母液中的硫酸浓度为100~120g/L，盐酸浓度为10~15g/L，氯离子浓度25~35g/L，升温至75~85℃，并加入过量氯酸钠，反应后使金、铂、钯、碲、铋金属溶解于分金母液中，接着在分金母液中加入亚硫酸钠将金分离，得到分金液；
d.分铋：在步骤c中的分金液中加入氯化钠及亚硫酸钠，控制氯化钠浓度为250~300g/L，液体温度为75-85℃，使液体中的贵金属及碲、硒还原生成悬浮物，过滤后得到分铋液；
e.还原：在步骤d中的分铋液中加入氢氧化钠，调节PH至10~11，使液体中的铋水解，过滤后得到铋渣，还原后得到金属铋。
2.根据权利要求1所述的一种从阳极泥中回收金属铋的方法，其特征在于，所述步骤a包括以下步骤：将阳极泥与浓硫酸混合后置于马弗炉中，焙烧温度为500~600℃。
3.根据权利要求1所述的一种从阳极泥中回收金属铋的方法，其特征在于，所述步骤b包括以下步骤：在步骤a中的焙烧渣中加入热水、硫酸、盐酸、氯化钠，加热至80℃，不断搅拌使铜溶解，得到硫酸盐溶液和分铜渣。
4.根据权利要求1至3任一项所述的一种从阳极泥中回收金属铋的方法，其特征在于，所述步骤c和步骤d中，液体温度为80℃。
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