CN112342391A - 一种铜阳极泥的利用方法 - Google Patents

一种铜阳极泥的利用方法 Download PDF

Info

Publication number
CN112342391A
CN112342391A CN202011161401.7A CN202011161401A CN112342391A CN 112342391 A CN112342391 A CN 112342391A CN 202011161401 A CN202011161401 A CN 202011161401A CN 112342391 A CN112342391 A CN 112342391A
Authority
CN
China
Prior art keywords
silver
copper
refining
slag
smelting
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN202011161401.7A
Other languages
English (en)
Inventor
杨斌
蒋文龙
徐宝强
邓聚海
刘大春
李一夫
田阳
孔令鑫
陈秀敏
杨红卫
杨佳
熊恒
孔祥峰
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Kunming University of Science and Technology
Original Assignee
Kunming University of Science and Technology
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Kunming University of Science and Technology filed Critical Kunming University of Science and Technology
Priority to CN202011161401.7A priority Critical patent/CN112342391A/zh
Publication of CN112342391A publication Critical patent/CN112342391A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006Wet processes
    • C22B7/007Wet processes by acid leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01BNON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B19/00Selenium; Tellurium; Compounds thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/02Obtaining noble metals by dry processes
    • C22B11/021Recovery of noble metals from waste materials
    • C22B11/023Recovery of noble metals from waste materials from pyrometallurgical residues, e.g. from ashes, dross, flue dust, mud, skim, slag, sludge
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B26/00Obtaining alkali, alkaline earth metals or magnesium
    • C22B26/20Obtaining alkaline earth metals or magnesium
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/001Dry processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/20Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of noble metals
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及铜阳极泥综合处理技术领域,具体涉及一种铜阳极泥的利用方法。本发明提供的利用方法中,铜阳极泥首先经过氧压酸浸脱铜,以硫酸铜的形式回收铜;得到的脱铜阳极泥进行还原熔炼,得到的含银多元合金中含有大比重的有价金属;还原熔炼后的含银多元合金经真空气化分离后,得到贵金属合金和气化挥发物,富集贵金属的同时开路了砷;所述贵金属合金经氧化精炼后得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘,将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。整个利用方法缩短了贵金属的回收周期,同时提高了有价金属的直收率,所述含银多元合金的真空气化分离使砷以单质形态开路,成功实现了砷的无害化和资源化处理,操作简单,流程短。

Description

一种铜阳极泥的利用方法
技术领域
本发明涉及铜阳极泥综合处理技术领域,具体涉及一种铜阳极泥的利用方法。
背景技术
铜阳极泥是粗铜电解精炼产生的副产物,质量一般约为阳极板的0.2%~1.0%。阳极泥颜色通常为灰黑色,粒径约为200目。阳极泥中含有大量的金、银、铜、硒、碲及铂族贵金属,目前我国59.92%的银产自铜铅锑等有色金属资源冶炼的副产品。近年来,我国银金矿产资源开采技术逐步提升,银金原生矿因过度开采而日益枯竭,银金原矿品位逐渐降低。但铜铅的产量在稳步增长,其精炼过程产出的副产物成为提取银金及有价金属的重要原料。
目前,国内外通常采用传统火法工艺(三段吹炼法)处理铜阳极泥,主要分为以下步骤:硫酸化焙烧蒸硒,酸浸脱铜,贵铅还原熔炼,分银炉氧化精炼,银电解精炼,金电解精炼,铂、钯的提取,粗硒精炼和碲的提取。整个传统火法工艺流程复杂,生产效率低,天然气、工业氧和焦丁/无烟煤等消耗量大,综合处理成本高,贵金属损失大、直收率低,金、银在一次渣、二次渣、铜铋渣、碲渣中都有分布,需继续采用湿法回收,占用资金周期长,产生的二次废水、废渣难处理,产生大量的高砷烟尘,砷在***中不断循环累积且难以处理,操作环境恶劣,冶炼过程酸雾和硒的排放以及环保问题突出。
而以美国Outfort公司为代表的全湿法工艺的基本流程是浸出-氯化-还原工艺。湿法工艺环境污染小、金属直收率高且生产规模大小易于调控,易于进行连续化和自动化生产。但是产品银粉、金粉纯度不高,直收率低;锑渣、铋渣、铅渣等含银较高;所需设备品种多,防腐要求高;工艺不成熟、原料适应性差、药剂、废水处理成本高、处理量有限,难以进行大规模工业化生产。
虽然半湿法(硫酸化焙烧-湿法)工艺发展成熟,有价元素回收率高,返料少,基建投资相对较少,车间内烟尘、烟气污染较少,但是工艺流程长,需要设备较多,工艺对原料的适应性较差,并不适合处理含铅较高或者含金量低的阳极泥物料,废水处理量大。
针对以上三种处理工艺存在的缺陷开发出来的选冶联合流程工艺主要由以下几个部分组成:(1)铜阳极泥的预处理,主要是使阳极泥中硒、碲以及铜与其它金属分离,阳极泥经空气氧化脱铜,氯酸钠脱硒,脱硒渣浮选脱出铅、铋、锑等贱金属得到银精矿;(2)浮选,对银精矿进行浮选,能够有效地富集贱、贵金属,从而使贵金属的回收率得到提高;(3)熔炼,依据浮选精矿中所含的杂质量与种类,配入适当的造渣剂通过分银炉熔炼工艺,得到银含量较高的合金板。合金板处理工艺与传统工艺一样,通过银电解制取电解银,最后通过处理银电解阳极泥回收金以及铂族金属;(4)浮选尾矿处理,主要对浮选所产生的含铅、锡较高的尾矿进行熔炼,回收铅及锡等金属。该联合工艺能够有效地提高工艺效率,但处理流程复杂、效率低,特别是浮选尾矿银金分散大,有价金属含量高,难以进一步处理。
发明内容
有鉴于此,本发明提供了一种铜阳极泥的利用方法,本发明提供的铜阳极泥的利用方法缩短了贵金属的回收周期,提高了有价金属的直收率,同时使砷以单质形态开路,成功实现了砷的无害化和资源化处理,安全环保,操作简单,流程短。
为实现上述目的,本发明提供了如下方案:
本发明提供了一种铜阳极泥的利用方法,包括以下步骤:
将铜阳极泥用硫酸溶液调浆后,进行氧压酸浸脱铜,得到硫酸铜溶液和脱铜阳极泥;
将所述脱铜阳极泥和还原熔炼配料进行第一混合和还原熔炼,得到含银多元合金、熔炼烟尘和熔炼渣;
将所述含银多元合金进行真空气化分离,得到贵金属合金和气化挥发物;
将所述贵金属合金和氧化精炼配料依次进行第二混合和氧化精炼,得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘;
将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。
优选的,所述熔炼烟尘、精炼渣和精炼烟尘用于回收硒和碲;
所述熔炼渣用于回收硫酸钡;
所述气体挥发物用于回收Pb-Bi-Sb合金、砷和硒;
所述铜渣用于回收硫酸铜;
所述银电解阳极泥用于回收金和铂族金属。
优选的,所述硫酸溶液的质量浓度为70~300g/L,所述氧压酸浸脱铜的氧压为0.5~3MPa,浸出温度为100~160℃,浸出时间为1~3h。
优选的,所述还原熔炼的温度为800~1150℃,时间为0.5~4h。
优选的,所述还原熔炼配料包括焦炭、碳酸钠、氧化钙、氟化钙和铁单质。
优选的,所述焦炭的质量为所述铜阳极泥质量的6~10%;
所述焦炭、碳酸钠、氧化钙、氟化钙和铁单质的质量比为(6~10):(8~14):(3~5):(3~5):(2~4)。
优选的,所述真空气化分离的温度为900~1100℃,压力为1~100Pa。
优选的,所述氧化精炼的温度为1000~1200℃,时间为9~12h。
优选的,所述氧化精炼配料包括苏打和强氧化剂;所述苏打和强氧化剂的质量比为(5~10):(2~5);
所述强氧化剂包括硝酸钾和/或硝酸钠。
优选的,所述氧化精炼配料的质量为所述铜阳极泥质量的7~15%。
本发明相对于现有技术取得了以下技术效果:
本发明提供的铜阳极泥的利用方法,包括以下步骤:将铜阳极泥用硫酸调浆后,进行氧压酸浸脱铜,得到硫酸铜和脱铜阳极泥;将所述脱铜阳极泥和还原熔炼配料混合后进行还原熔炼,得到含银多元合金、熔炼烟尘和熔炼渣;将所述含银多元合金进行真空气化分离,得到贵金属合金和气化挥发物;将所述贵金属合金和氧化精炼配料混合后进行氧化精炼,得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘;将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。本发明提供的利用方法中,铜阳极泥首先经过氧压酸浸脱铜,以硫酸铜的形式回收铜,较传统硫酸化焙烧工艺减少了烟尘的排放,改善了操作环境;得到的脱铜阳极泥进行还原熔炼,得到的含银多元合金中含有大比重的有价金属,铜电解脱模剂硫酸钡则进入熔炼渣,较传统还原熔炼工艺,本发明采用的还原熔炼过程不造铋渣,提高了金属铋的直收率;还原熔炼后的含银多元合金经真空气化分离后,得到贵金属合金和气化挥发物,富集贵金属的同时开路了砷,避免了***中砷的循环累积。所述贵金属合金经氧化精炼后得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘,将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。整个利用方法较原有工艺缩短了贵金属的回收周期,同时提高了有价金属的直收率,所述含银多元合金的真空气化分离使砷以单质形态开路,成功实现了砷的无害化和资源化处理,操作简单,流程短。
附图说明
图1为本发明实施例1提供的铜阳极泥的利用方法的流程示意图。
具体实施方式
本发明提供了一种铜阳极泥的利用方法,包括以下步骤:
将铜阳极泥用硫酸溶液调浆后,进行氧压酸浸脱铜,得到硫酸铜溶液和脱铜阳极泥;
将所述脱铜阳极泥和还原熔炼配料依次进行第一混合和还原熔炼,得到含银多元合金、熔炼烟尘和熔炼渣;
将所述含银多元合金进行真空气化分离,得到贵金属合金和气化挥发物;
将所述贵金属合金和氧化精炼配料依次进行第二混合和氧化精炼,得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘;
将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。
本发明将铜阳极泥用硫酸溶液调浆后,进行氧压酸浸脱铜,得到硫酸铜溶液和脱铜阳极泥。
本发明对所述铜阳极泥的来源没有特殊要求,在本发明的实施例中,所述铜阳极泥来自于铜电解精炼***,所述铜阳极泥优选包括以下质量百分比的主要组分:Pb5~15%,Sb4~10%,As5%~10%,Bi5~10%,Cu5~30%,Ag5~20%,Se0.5~5%,Te1~5%,Ni5~10%,Au500~20000g/t。在本发明中,所述铜阳极泥除了上述主要组分外,还优选包括S、O、Fe、Ba元素。
本发明优选对所述铜阳极泥进行筛分,除去大颗粒杂质后用硫酸溶液调浆,在本发明中,所述筛分优选过50~200目筛。在本发明中,所述硫酸溶液的质量浓度优选为70~300g/L,更优选为100~250g/L。本发明对所述调浆的过程没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的操作即可。
在本发明中,所述氧压酸浸脱铜的氧压优选为0.5~3MPa,更优选为1.0~2.0MPa,浸出温度优选为100~160℃,更优选为120~150℃,浸出时间优选为1~3h,更优选为1.5~2h。本发明对所述氧压酸浸脱铜的设备没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的设备即可,在本发明的实施例中,所述氧压酸浸脱铜的设备为高压釜。
在本发明中,氧压酸浸脱铜后得到的硫酸铜溶液优选用于铜电解***中。
在本发明中,氧压酸浸脱铜后得到的脱铜阳极泥,以质量百分含量计,优选包括以下质量百分比的主要组分:Pb10~30%,Sb5~11%,As5%~30%,Bi5~30%,Cu<1%,Ag5~15%,Au500~30000g/t,Se1~10%,Te1~10%,Ni<1%。
得到脱铜阳极泥后,本发明将所述脱铜阳极泥和还原熔炼配料进行第一混合和还原熔炼,得到含银多元合金、熔炼烟尘和熔炼渣。
在本发明中,所述还原熔炼配料优选包括焦炭、碳酸钠、氧化钙、氟化钙和铁单质,所述焦炭的质量优选为所述铜阳极泥质量的6~10%,更优选为7~8.5%;所述焦炭、碳酸钠、氧化钙、氟化钙和铁单质的质量比优选为(6~10):(8~14):(3~5):(3~5):(2~4)。
在本发明中,所述脱铜阳极泥进行第一混合之前,优选对所述脱铜阳极泥进行干燥和破碎,本发明对所述干燥和破碎的具体方式没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的操作即可。
本发明对所述第一混合的具体实施过程没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的方式,达到混合均匀的目的即可。
在本发明中,所述还原熔炼的温度优选为800~1150℃,更优选为900~1050℃,时间优选为0.5~4h,更优选为1.5~2.5h。本发明对所述还原熔炼的设备没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的设备即可,在本发明的实施例中,所述还原熔炼的设备为电炉。
在本发明中,所述还原熔炼过程中,铅的化合物还原为金属铅。铅是贵金属的良好捕集剂,熔炼过程中贵金属溶解在铅液中形成贵金属与铅的合金,即贵铅。铜的化合物大部分还原为金属铜而集中于贵铅中,砷则以氧化物的形式进入烟尘,锑的氧化物熔点为635℃,沸点为1456℃,挥发缓慢,部分与熔剂作用进入炉渣,部分进入贵铅。铋的氧化物主要被还原进入贵铅,还原熔炼后期,需要向贵铅中鼓入空气,以使溶解在贵铅中的少量铜、铋、砷、锑等杂质氧化进入渣相或挥发进入烟尘。
在本发明中,以质量百分含量计,所述含银多元合金优选包括以下质量百分比的主要组分:As<5%,Pb+Bi>50%,Cu<2%,Ag5~30%,Au1000~6000g/t,Sb5~15%,Se<1%,Te1~5%;所述熔炼烟尘优选包括以下质量百分比的主要组分:Pb+Bi1~10%,Sb30~50%,As1~5%,Ag<5000g/t,所述熔炼渣优选包括以下质量百分比的主要组分:Pb+Bi<5%,Au300~10000g/t,Cu1~5%,Ag0.5~3%,且大于95%的BaSO4进入熔炼渣中。
在本发明中,所述熔炼烟尘优选是用于回收硒和碲;所述熔炼渣优选用于回收硫酸钡,本发明对所述回收的方法没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的方法即可。
在本发明中,所述还原熔炼与传统工艺相比,不生成氧化渣,烟尘和渣量较传统工艺均大大减少,具有低渣低烟尘的特点。
得到含银多元合金后,本发明将所述含银多元合金进行真空气化分离,得到贵金属合金和气化挥发物。
在本发明中,所述真空气化分离的温度优选为900~1100℃,更优选为950~1000℃;压力优选为1~100Pa,更优选为25~80Pa,最优选为35~60Pa。本发明对所述真空气化分离的设备没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的设备即可,在本发明的实施例中,所述真空气化分离的设备为真空炉。
在本发明中,进行真空气化分离之前,本发明优选将所述含银多元合金进行融化,所述融化的温度优选为800~850℃,本发明对所述融化的设备没有要求,采用本领域技术人员熟知的设备即可,在本发明的实施例中,所述融化的设备为化料锅。
在本发明中,以质量百分含量计,所述贵金属合金优选包括以下质量百分比的主要组分:Pb+Bi≤5%,Ag>50%,Cu<1%,As+Sb合金<1%,Te1~10%,Au>1000g/t。在本发明中,所述气化挥发物冷却凝固后优选包括Pb-Bi-Sb合金、砷渣和硒渣,在本发明中,所述气体挥发物优选用于回收Pb-Bi-Sb合金、砷和硒,本发明对所述回收的方法没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的方法即可。解释真空气化的反应过程
在本发明中,以质量百分含量计,所述Pb-Bi-Sb合金优选包括以下质量百分比的主要组分:Pb+Bi>80%,Sb1~15%,As<5%,Cu<1%,Te<1%,Ag100~200g/t。所述砷渣优选包括以下质量百分比的主要组分:As>70%,Pb+Bi5~20%,Sb1~15%,Cu<0.05%,Ag<0.05%。所述硒渣优选包括以下质量百分比的主要组分:Se>75%,Pb+Bi1~5%,Sb1~15%。
在本发明中,所述Pb-Bi-Sb合金的回收方法为优选返回铅铋冶炼***,本发明对所述铅铋冶炼***没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的***即可。
在本发明中,所述真空气化分离后,化料锅内剩余浮渣,所述浮渣优选包括以下质量百分比的主要组分Pb+Bi>90%,Sb1~5%,Ag1~5%。
得到贵金属合金后,本发明将所述贵金属合金和氧化精炼配料依次进行第二混合和氧化精炼,得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘。
在本发明中,所述粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘为氧化精炼不同反应时间下的产物。
在本发明中,所述氧化精炼配料优选包括苏打和强氧化剂;所述强氧化剂优选包括硝酸钾和/或硝酸钠,更优选包括硝酸钾或硝酸钠,当所述强氧化剂包括硝酸钾和硝酸钠时,本发明对上述具体物质的质量配比没有特殊要求,采用任意质量配比即可。在本发明中,所述苏打和强氧化剂的质量比优选为(5~10):(2~5),更优选为(5.5~8):(3~4.5);在本发明中,所述氧化精炼配料的质量优选为所述铜阳极泥质量的7~15%,更优选为8.5~12%,最优选为10~11%。
本发明对所述第二混合的具体实施过程没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的方式,达到混合均匀的目的即可。
在本发明中,所述氧化精炼的温度优选为1000~1200℃,更优选为1100~1150℃,时间优选为9~12h,更优选为10~11h。本发明对所述氧化精炼的设备没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的设备即可,在本发明的实施例中,所述氧化精炼的设备为转炉。
在本发明中,以质量百分含量计,所述粗银优选包括以下质量百分比的主要组分:Ag>80%,Sb<1%,Cu<0.5%,Pb+Bi<1%。所述铜渣优选包括以下质量百分比的主要组分:Cu1~8%,Sb<1%,Ag0.5~10%,Pb+Bi<0.2%,Te5~50%,As<0.5%。所述精炼渣优选包括以下质量百分比的主要组分:Te>70%。所述精炼烟尘优选包括以下质量百分比的主要组分:Te1~10%,Pb+Bi1~5%,Sb>50%。
在本发明中,精炼渣和精炼烟尘优选用于回收硒和碲,所述铜渣优选用于回收硫酸铜,本发明对所述精炼渣、精炼烟尘和铜渣的回收方法没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的回收方法即可。
在本发明的实施例中,所述铜渣用于回收硫酸铜的过程为:将所述铜渣用硫酸溶液浸出,得到的硫酸铜浸出液返铜电解***;得到的浸出渣返氧化精炼过程。
得到粗银后,本发明将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。
本发明对所述银电解精炼的具体过程没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的操作即可。
在本发明中,所述银电解阳极泥优选用于回收金及铂族金属。
本发明本提供的铜阳极泥的利用方法,包括“氧压酸浸脱铜-还原熔炼-真空气化-氧化精炼-电解”,铜阳极泥首先经过氧压酸浸脱铜,铜以硫酸铜的形式送铜电解***用于回收,脱铜阳极泥通过还原熔炼得到含银多元合金、熔炼渣、和熔炼烟尘,含银多元合金经真空气化分离,挥发物为Pb-Bi-Sb合金、砷渣、硒渣,残留物贵金属合金配入氧化精炼配料进行氧化精炼。氧化精炼得到的粗银通过电解得到电银,银电解阳极泥用于回收金及铂族金属;氧化精炼产出的精炼渣、精炼烟尘用于回收碲;氧化精炼得到的铜渣用硫酸浸出后,得到的贵金属浸出渣返氧化精炼工艺,硫酸铜浸出液返铜电解***。较铜阳极泥传统“氧化-还原-氧化-氧化”过程中,新工艺实现了铜阳极泥中金、银、铅、铋、铜、硒、碲、砷等有价元素的高效分离、回收。本发明提供的利用方法具有金属直收率高、节能减排、生产效率高的优点,而且真空气化分离属于物理过程,利用各物质间的熔沸点、饱和蒸气压差异即可将合金分离,没有废水、废气、和废渣产出,易于实现铜阳极泥处理的工业化、自动化和连续化。
为了更好地理解本发明,下面结合实施例进一步阐明本发明的内容,但本发明的内容不仅仅局限于下面的实施例。
实施例1
按照附图1所述的流程图对铜阳极泥进行处理。
将20000kg主要组成为Pb6.18%,Sb4.2%,As5.82%,Bi7.28%,Cu14.18%,Ag10.65%,Se4.03%,Te1.02%,Ni6.16%,Au529.5g/t的铜阳极泥筛去大颗粒夹杂物后,用硫酸溶液调浆后置于高压釜中,硫酸溶液的质量浓度为150g/L、氧压1.5MPa(工业氧)、浸出温度120℃、浸出时间2h。浸出液收集;浸出渣(脱铜阳极泥)19500kg,脱铜阳极泥组主要成为:Pb12.11%,Sb4.85%,As10.12%,Bi12.65%,Cu0.05%,Ag11.65%,Se4.08%,Te1.46%,Ni0.41%,Au936.5g/t;
将脱铜阳极泥经清洗干燥和破碎后,配入质量为阳极泥的质量10%的焦炭,质量为阳极泥的质量10%的碳酸钠,质量为阳极泥的质量5%的氧化钙,氟化钙,配入量为阳极泥的质量5%,铁屑配入量为阳极泥的质量2%,于电炉中,进行还原熔炼,熔炼温度为1050℃,熔炼时间为2h。熔炼后得到含银多元合金9500kg,主要组成为Pb+Bi61.22%,Sb10.45%,Cu0.25%,Ag20.84%,Se0.32%,Te2.45%,As4.16%,Au1800.5g/t,熔炼渣4000kg,熔炼烟尘5000kg。
含银多元合金进入化料埚内在850℃下融化,经加料器连续进入真空炉中,炉内的真空度为10Pa,于900℃进行真空气化分离,气化挥发物通过采用三级冷凝方式进行冷凝收集,一级冷凝罩收集Pb-Bi-Sb合金,通过冷凝管连续放出6392kg,主要组成为Ag154g/t,Cu0.01%,Sb14.39%,Pb+Bi84.95%,As0.01%,Te0.01%),二级冷凝罩得到砷渣540kg,主要组成为As72.81%,Pb+Bi15.65%,Sb11.35%;三级冷凝罩得到硒渣35kg,主要组成为Pb+Bi4.22%,Sb10.21%,Se%85.54%;坩埚内残留物贵金属合金2324kg,主要组成为Pb+Bi4.19%,Cu0.98%,Ag84.85%,Te9.95%,Au7325.5g/t,化料埚浮渣210kg,主要组成为Pb+Bi93.75%,Sb3.05%,Ag3.08%。
真空气化分离得到的贵金属合金配入为贵金属合金质量10%的碳酸钠、4%的硝酸钠,进行氧化精炼,转炉精炼工艺参数为:温度1150℃,时间为9.5h。得到粗银1899kg,主要组成为Ag98.16%,Au0.88%,Pb+Bi0.73%,铜渣326kg,主要组成为Cu1.56%,Ag2.84%,Te40.65%,精炼烟尘141kg,主要组成为Te5.32%,Pb-Bi1.19%,Sb50.32%,精炼渣120kg,主要组成为Te75.32%。
将粗银送电解工艺制备电银,银电解阳极泥用于回收金及铂族元素。铜渣酸浸后,浸出渣返贵金属吹炼。精炼渣、烟尘用于回收碲。
实施例2
按照附图1所述的流程图对铜阳极泥进行处理。
将2500kg主要组成为Pb12.15%,Sb5.13%,As5.01%,Bi10.88%,Cu16.97%,Ag9.74%,Se3.15%,Te0.53%,Ni3.13%,Au479.1g/t的铜阳极泥筛去大颗粒夹杂物后,用硫酸溶液调浆后置于高压釜中,硫酸溶液的质量浓度为120g/L、氧压1.5MPa(工业氧)、浸出温度120℃、浸出时间2h。浸出液收集待用;浸出渣(脱铜阳极泥)2350kg,脱铜阳极泥组主要成为:Pb12.56%,Sb5.85%,As8.39%,Bi11.51%,Cu0.93%,Ag5.61%,Se0.34%,Te0.80%,Ni0.38%,Au1024.3/t;
将脱铜阳极泥经清洗干燥和破碎后,配入焦炭,配入量为阳极泥的质量10%,碳酸钠,配入量为阳极泥的质量10%,氧化钙,配入量为阳极泥的质量5%,氟化钙,配入量为阳极泥的质量5%,铁屑配入量为阳极泥的质量2%,于电炉中,进行还原熔炼,熔炼温度为1050℃,熔炼时间为1h。熔炼后得到含银多元合金940kg,主要组成为Pb+Bi54.22%,Sb11.45%,Cu0.25%,Ag13.5%,Se0.32%,Te0.45%,As3.25%,Au2500.5g/t,熔炼渣710kg,熔炼烟尘700kg。
含银多元合金进入化料埚内在900℃下融化,经加料器连续进入真空炉中,炉内的真空度为10Pa,于950℃进行真空气化分离,气化挥发物通过采用三级冷凝方式进行冷凝收集,一级冷凝罩收集Pb-Bi-Sb合金,通过冷凝管连续放出610kg,主要组成为Ag154g/t,Cu0.01%,Sb14.39%,Pb+Bi80.95%,As0.01%,Te0.01%),二级冷凝罩得到砷渣42kg,主要组成为As70.81%,Pb+Bi12.65%,Sb14.35%;三级冷凝罩得到硒渣4kg,主要组成为Pb+Bi4.22%,Sb10.21%,Se%75.54%;坩埚内残留物贵金属合金240kg,主要组成为Pb+Bi1.19%,Cu0.98%,Ag51.85%,Te5.25%,Au10325.5g/t,化料埚浮渣44kg,主要组成为Pb+Bi93.75%,Sb3.05%,Ag3.08%。
真空气化分离得到的贵金属合金配入为贵金属合金质量10%的碳酸钠、4%的硝酸钠,进行氧化精炼,转炉精炼工艺参数为:温度1150℃,时间为10h。得到粗银130kg,主要组成为Ag95.23%,Au1.56%,Cu1.80%,Pb+Bi0.73%,铜渣32kg,主要组成为Cu1.56%,Ag1.84%,Te40.65%,精炼烟尘127kg,主要组成为Te0.42%,Pb-Bi1.49%,Sb50.32%,熔炼渣17kg,主要组成为Te70.32%。
将粗银送电解工艺制备电银,银电解阳极泥用于回收金及铂族元素。铜渣酸浸后,浸出渣返贵金属吹炼。熔炼渣、烟尘用于由于回收碲。
本发明实施例1和实施例2提供的利用方法,其中,贵金属银的直收率均大于98%,相较于湿法银的直收率为80~90%,传统火法银的直收率为90~95%有了较大提高,且烟尘率较传统火法工艺降低了77%,同时减少了20%氮氧、碳氧化物的排放,生产成本减少了24%。
本发明中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述,以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想;同时,对于本领域的一般技术人员,依据本发明的思想,在具体实施方式及应用范围上均会有改变之处。综上所述,本说明书内容不应理解为对本发明的限制。

Claims (10)

1.一种铜阳极泥的利用方法,其特征在于,包括以下步骤:
将铜阳极泥用硫酸溶液调浆后,进行氧压酸浸脱铜,得到硫酸铜溶液和脱铜阳极泥;
将所述脱铜阳极泥和还原熔炼配料进行第一混合和还原熔炼,得到含银多元合金、熔炼烟尘和熔炼渣;
将所述含银多元合金进行真空气化分离,得到贵金属合金和气化挥发物;
将所述贵金属合金和氧化精炼配料进行第二混合和氧化精炼,得到粗银、铜渣、精炼渣和精炼烟尘;
将所述粗银进行银电解精炼,得到电解银和银电解阳极泥。
2.根据权利要求1所述的利用方法,其特征在于,所述熔炼烟尘、精炼渣和精炼烟尘用于回收硒和碲;
所述熔炼渣用于回收硫酸钡;
所述气体挥发物用于回收Pb-Bi-Sb合金、砷和硒;
所述铜渣用于回收硫酸铜;
所述银电解阳极泥用于回收金和铂族金属。
3.根据权利要求1所述的利用方法,其特征在于,所述硫酸溶液的质量浓度为70~300g/L,所述氧压酸浸脱铜的氧压为0.5~3MPa,浸出温度为100~160℃,浸出时间为1~3h。
4.根据权利要求1所述的利用方法,其特征在于,所述还原熔炼的温度为800~1150℃,时间为0.5~4h。
5.根据权利要求1或4所述的利用方法,其特征在于,所述还原熔炼配料包括焦炭、碳酸钠、氧化钙、氟化钙和铁单质。
6.根据权利要求5所述的利用方法,其特征在于,所述焦炭的质量为所述铜阳极泥质量的6~10%;
所述焦炭、碳酸钠、氧化钙、氟化钙和铁单质的质量比为(6~10):(8~14):(3~5):(3~5):(2~4)。
7.根据权利要求1所述的利用方法,其特征在于,所述真空气化分离的温度为900~1100℃,压力为1~100Pa。
8.根据权利要求1所述的利用方法,其特征在于,所述氧化精炼的温度为1000~1200℃,时间为9~12h。
9.根据权利要求1或8所述的利用方法,其特征在于,所述氧化精炼配料包括苏打和强氧化剂;所述苏打和强氧化剂的质量比为(5~10):(2~5);
所述强氧化剂包括硝酸钾和/或硝酸钠。
10.根据权利要求9所述的利用方法,其特征在于,所述氧化精炼配料的质量为所述铜阳极泥质量的7~15%。
CN202011161401.7A 2020-10-27 2020-10-27 一种铜阳极泥的利用方法 Pending CN112342391A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202011161401.7A CN112342391A (zh) 2020-10-27 2020-10-27 一种铜阳极泥的利用方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202011161401.7A CN112342391A (zh) 2020-10-27 2020-10-27 一种铜阳极泥的利用方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN112342391A true CN112342391A (zh) 2021-02-09

Family

ID=74359051

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202011161401.7A Pending CN112342391A (zh) 2020-10-27 2020-10-27 一种铜阳极泥的利用方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN112342391A (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114577977A (zh) * 2022-03-30 2022-06-03 山东省地质矿产勘查开发局第六地质大队(山东省第六地质矿产勘查院) 一种含石墨金矿分析方法及其样品焙烧效果分析设备
CN114807599A (zh) * 2022-05-18 2022-07-29 紫金铜业有限公司 一种适用于铜阳极泥中硫酸钡渣处理的工艺

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105483384A (zh) * 2015-12-08 2016-04-13 昆明理工大学 一种从铜阳极泥浮选尾矿中回收有价金属的方法
CN105969989A (zh) * 2016-06-20 2016-09-28 铜陵有色金属集团铜冠新技术有限公司 高杂质铜阳极泥处理新工艺
CN109371228A (zh) * 2018-11-14 2019-02-22 昆明理工大学 一种从铜阳极泥中回收硒、碲、铜和贵金属的方法
CN110172570A (zh) * 2018-12-27 2019-08-27 昆明理工大学 一种贵铅的处理方法
CN110172578A (zh) * 2018-12-27 2019-08-27 昆明理工大学 一种贵铅综合处理方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105483384A (zh) * 2015-12-08 2016-04-13 昆明理工大学 一种从铜阳极泥浮选尾矿中回收有价金属的方法
CN105969989A (zh) * 2016-06-20 2016-09-28 铜陵有色金属集团铜冠新技术有限公司 高杂质铜阳极泥处理新工艺
CN109371228A (zh) * 2018-11-14 2019-02-22 昆明理工大学 一种从铜阳极泥中回收硒、碲、铜和贵金属的方法
CN110172570A (zh) * 2018-12-27 2019-08-27 昆明理工大学 一种贵铅的处理方法
CN110172578A (zh) * 2018-12-27 2019-08-27 昆明理工大学 一种贵铅综合处理方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
王吉坤,张博亚: "《铜阳极泥现代综合利用技术》", 31 January 2008 *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114577977A (zh) * 2022-03-30 2022-06-03 山东省地质矿产勘查开发局第六地质大队(山东省第六地质矿产勘查院) 一种含石墨金矿分析方法及其样品焙烧效果分析设备
CN114807599A (zh) * 2022-05-18 2022-07-29 紫金铜业有限公司 一种适用于铜阳极泥中硫酸钡渣处理的工艺

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109338111B (zh) 一种从含锌锡物料中回收有价金属的方法
Li et al. Extraction of copper from copper and cadmium residues of zinc hydrometallurgy by oxidation acid leaching and cyclone electrowinning
CN106834696A (zh) 一种铜镉渣中有价金属的综合回收方法
CN110172570B (zh) 一种贵铅的处理方法
CN112063854B (zh) 一种以贵铅为原料综合回收铋、银、铜金属的方法
CN113308606B (zh) 一种富银金蒸硒渣浸出分离有价金属的方法
CN110055421B (zh) 一种高锡铜阳极泥的预处理方法
CN109055762B (zh) 一种含铜硒废料的脱铜处理方法
CN112342391A (zh) 一种铜阳极泥的利用方法
CN105886768A (zh) 一种从电子废料中高效富集贵金属的方法
CN102061395A (zh) 一种贵铅的冶炼分离方法
CN109797288B (zh) 一种炼锡硫渣的处理工艺
CN105886785A (zh) 一种从含高硒碲富银渣中制取高纯银粉的方法
CN113846222A (zh) 一种铜阳极泥中有价金属的回收方法
JP2008115429A (ja) 湿式銅製錬法における銀の回収方法
CN112359209A (zh) 一种铅阳极泥中贵金属的富集和回收方法
CN109022812B (zh) 一种从高铜铋渣回收精铋与精铜的方法
CN109371245B (zh) 镍精炼***铜渣资源化处理方法
CN108486392B (zh) 一种提高含铟锑铅物料铟浸出率的方法
JP5188768B2 (ja) 錫の回収方法
CN113373314B (zh) 一种碲化亚铜渣高效回收稀散金属碲的方法
CN115058599A (zh) 一种从含锡铅阳极泥中氧化精炼除砷回收锡锑的方法
CN114214522A (zh) 一种精炼铜渣湿法处理工艺
CN112267025A (zh) 一种从低品位失效氧化铝载体催化剂中提取钯的方法
CN111004921A (zh) 一种废杂铜冶炼渣中铜的回收方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
RJ01 Rejection of invention patent application after publication
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20210209