一種貴鉛中回收鉍的方法
【專利摘要】本發(fā)明涉及一種貴鉛中回收鉍的方法，屬于火法和濕法相結(jié)合的冶金【技術(shù)領(lǐng)域】。首先將貴鉛置于真空爐中，然后真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅，產(chǎn)出一次高鉍鉛和貴銀，將產(chǎn)出的一次高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產(chǎn)出二次高鉍鉛和殘留貴銀；將得到的二次高鉍鉛與粗鉛配料投入陽(yáng)極鍋內(nèi)鑄成鉍陽(yáng)極板，裝入電解槽與鉛電解的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥；將得到的高鉍陽(yáng)極泥進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍；將得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除鉛、加鋅除銀，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品。該方法工藝流程精煉簡(jiǎn)潔。
【專利說(shuō)明】一種貴鉛中回收鉍的方法

【技術(shù)領(lǐng)域】
[0001] 本發(fā)明涉及一種貴鉛中回收鉍的方法，屬于火法和濕法相結(jié)合的冶金【技術(shù)領(lǐng)域】。

【背景技術(shù)】
[0002] 貴鉛中回收鉍方法的現(xiàn)有技術(shù)主要為：目前，一般鉛冶煉企業(yè)的鉍金屬綜合回收 分為火法、濕法或火法一濕法混合等幾種；部分鉛冶煉企業(yè)采用火法回收工藝：轉(zhuǎn)爐渣還 原熔煉后再進(jìn)行除銅、高溫氧化除銻，然后加鋅除銀得到粗鉍產(chǎn)品，或加鋅除銀后直接通氯 氣氧化除鉛產(chǎn)出粗鉍，這種方式回收鉍缺陷是處理能耗高及環(huán)保污染大；多數(shù)鉛冶煉企業(yè) 采用濕法回收鉍：一般用轉(zhuǎn)爐渣的后期渣采用硝酸、鹽酸或硫酸加食鹽的方法浸出，鉍和部 分可溶金屬進(jìn)入溶液中，然后在溶液中分別水解沉淀分離各金屬，得到的鉍化合物經(jīng)火法 精煉后可得粗鉍，這個(gè)方式回收鉍的缺陷是有廢水產(chǎn)生，增加處理廢水成本；還有一種火 法一濕法混合回收鉍工藝是在火法回收的基礎(chǔ)上，加鋅除銀后進(jìn)行電解分離鉛得到含鉍陽(yáng) 極泥，含鉍陽(yáng)極泥再酸浸出進(jìn)行濕法回收，這種工藝流程長(zhǎng)，且都有火法、濕法單獨(dú)處理的 缺點(diǎn)，一般鉛冶煉廠都不采用這種方法。
[0003] 本公司原鉍回收方式如圖2所示，將貴鉛直接送到轉(zhuǎn)爐進(jìn)行生產(chǎn)粗銀，產(chǎn)出的轉(zhuǎn) 爐渣還原熔煉，精煉鍋熔析、加硫除銅，高溫氧化除銻，加鋅除銀，電解分離鉛鉍產(chǎn)出的含鉍 陽(yáng)極泥還原熔煉、吹煉得到粗鉍產(chǎn)品，當(dāng)在轉(zhuǎn)爐渣含鉍> 50%時(shí)在加鋅除銀后直接通氯氣 氧化除鉛產(chǎn)出粗鉍。該技術(shù)存在的缺陷是：流程冗長(zhǎng)、工序多、金屬回收率低，產(chǎn)出的二次物 料如銻渣、銀鋅殼、氯化鉛渣等需另外回收處理，綜合處理成本很高且不利于清潔生產(chǎn)和低 碳經(jīng)濟(jì)。后對(duì)該鉍回收工藝進(jìn)行過(guò)改進(jìn)，在高鉍鉛電解后采用鹽酸浸出鉍陽(yáng)極泥鐵粉置生 產(chǎn)海綿鉍產(chǎn)品，效果不錯(cuò)，但此工藝僅為局部改進(jìn)，總體流程還是偏長(zhǎng)，也有廢水產(chǎn)生。


【發(fā)明內(nèi)容】

[0004] 針對(duì)上述現(xiàn)有技術(shù)存在的問(wèn)題及不足，本發(fā)明提供一種貴鉛中回收鉍的方法。該 方法與原流程比較，工藝流程精煉簡(jiǎn)潔，生產(chǎn)出粗鉍的加工成本僅為7397元，相較原流程 生產(chǎn)出粗鉍的加工成本為26144元，目前的工藝流程產(chǎn)出粗鉍加工成本僅為原流程的1/4 左右，效益顯著，本發(fā)明通過(guò)以下技術(shù)方案實(shí)現(xiàn)。
[0005] -種貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟1 :首先將貴鉛置于真空爐中，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940?960°C、 貴鉛投料量為69?71g/s (克每秒）條件下真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅，產(chǎn)出一次高鉍鉛 和貴銀，將產(chǎn)出的一次高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離 鉛、銻、鉍、銅產(chǎn)出二次高鉍鉛和殘留貴銀，貴銀直接送銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)粗銀，殘留貴銀返回真空 爐與貴鉛搭配生產(chǎn)(按塊數(shù)1:1的比例進(jìn)行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔 化，按此類推交替進(jìn)行真空蒸餾）； 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛配料鑄成鉍陽(yáng)極板，裝入電解槽與鉛電解 的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥，其中鉍陽(yáng)極板含 Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %，裝入鉍陽(yáng)極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的40%以下； 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽(yáng)極泥進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品。
[0006] 所述步驟1中的貴鉛包括以下質(zhì)量百分比組分：Pb40?60%、Sbl3?16%、Cu3? 4%、Bi8 ?15%、Agl5 ?20%。
[0007] 所述步驟2中的高鉍陽(yáng)極泥經(jīng)水洗后的溶液加入鐵粉置換鉍后再將其補(bǔ)入電解 過(guò)程的電解液中。
[0008] 所述步驟3中的還原熔煉過(guò)程為：首先向高鉍陽(yáng)極泥中分別加入高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量 5?7%的還原煤、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量7?9%的純堿、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2?3%的河沙、高鉍陽(yáng) 極泥質(zhì)量2?3%的石粉進(jìn)行混合均勻配料，然后當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到1200°C時(shí)投入配料，在保 持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到800?900°C時(shí)吹煉除砷、銻、 錫，且按照高鉍陽(yáng)極泥中鉛質(zhì)量的2. 5倍投入除鉛劑進(jìn)行深度除鉛產(chǎn)出粗鉍。
[0009] 所述步驟4中的火法精煉為：加硫除銅溫度為280?330°C，氧化除砷銻溫度為 650?680°C，通氯氣除鉛溫度為350?520°C，加鋅除銀溫度為520?680°C，通氯氣脫鋅 溫度320?400°C，最后在溫度500?550°C加入燒堿、硝石進(jìn)行最終精煉，經(jīng)鑄錠得到符合 國(guó)標(biāo)Bi998等級(jí)的鉍錠產(chǎn)品。
[0010] 上述步驟2的電解過(guò)程具體過(guò)程為：（1)向電解液中加入0. 5?0. 8kg/tPb的牛 膠、加入0. 02?0. O6kg/tPb0 -萘酚組合成新的電解液；（2)在組合成的新的電解液中控制 電流密度183?190A/m2,電解液中Pb 2+含量55?80g/l、游離硅氟酸90?120g/l，電解液 溫度38?45°C，電解液循環(huán)量22?27L/min條件下在電解槽中生產(chǎn)72h。
[0011] 上述步驟4中的火法精煉具體過(guò)程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內(nèi)保持溫度550? 600°C進(jìn)行熔化4?8h得到鉍液，溫度控制在600°C時(shí)撈渣；然后控制鉍液溫度在280? 330°C，按粗鉍液含銅質(zhì)量的0. 8倍加入硫磺進(jìn)行除銅2?4h后撈渣；其次保持鉍液溫度在 650?680°C，鼓入空氣進(jìn)行氧化除砷銻4?12h ;再次保持鉍液溫度在350?520°C，通入 氯氣進(jìn)行除鉛，除鉛時(shí)間12?24h，然后撈渣(撈渣溫度< 500°C);繼續(xù)將保持鉍液溫度在 520?680°C，按粗鉍液含銀質(zhì)量的2?5%加入鋅粒進(jìn)行除銀，除銀時(shí)間2?5h，然后把溫 度降至400?450°C范圍內(nèi)撈渣；保持鉍液溫度在320?400°C，通入氯氣進(jìn)行脫鋅，脫鋅時(shí) 間4?12小時(shí)，然后撈渣；最后保持在溫度500?550°C加入適量燒堿、硝石進(jìn)行最終精煉， 精煉時(shí)間〇. 5?1小時(shí)，撈渣；鉍液經(jīng)鑄錠得到符合國(guó)標(biāo)Bi998等級(jí)的鉍錠產(chǎn)品。
[0012] 該技術(shù)的整個(gè)流程中改進(jìn)的步驟是（1)貴鉛直接進(jìn)行真空蒸餾，獲得的效果是鉍 的直收率可達(dá)96%以上，整個(gè)過(guò)程無(wú)三廢排放，工作環(huán)境好，降低了處理成本，產(chǎn)出的高鉍 鉛可以直接與粗鉛進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出貴銀的銀成分高大大降低了銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)成本； (2)高鉍鉛與鉛電解主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，獲得的效果是鉍經(jīng)電解后基本都富集 在陽(yáng)極泥中得到含鉍較高的鉍陽(yáng)極泥，同時(shí)對(duì)鉛電解無(wú)影響，產(chǎn)出的析出鉛質(zhì)量與鉛電解 產(chǎn)出的質(zhì)量一樣；（3)鉍陽(yáng)極泥反射爐熔煉中加入除鉛劑深度除鉛，獲得的效果是粗鉍中 的鉛由5wt. %左右下降到1 wt. %左右，減少了粗鉍火法精煉時(shí)除鉛時(shí)氯氣用量及降低了氯 氣儲(chǔ)運(yùn)帶來(lái)的環(huán)保壓力。
[0013] 最終獲得的產(chǎn)品秘錠質(zhì)量符合國(guó)標(biāo)秘錠Bi998等級(jí)要求，秘的回收率能達(dá)到99% 以上。
[0014] 本發(fā)明的有益效果是：（1)流程精煉簡(jiǎn)潔，相比傳統(tǒng)流程進(jìn)行了顛覆性改進(jìn)；（2) 粗鉍品質(zhì)高、金屬直收率高；鉍回收率：99%，直收率：90?92% ; (3)流程主要工序生產(chǎn)均 在真空負(fù)壓環(huán)境分離，沒(méi)有廢氣、廢渣、廢水及煙塵產(chǎn)生或排放，屬綠色環(huán)保低碳冶金工藝； (4)產(chǎn)出粗鉍加工成本很低，僅為傳統(tǒng)流程的1/4左右，效益顯著；（5)提高現(xiàn)有銀回收系統(tǒng) 設(shè)備生產(chǎn)效率，產(chǎn)能提高1倍以上；（6)在行業(yè)內(nèi)有極大的推廣潛力，市場(chǎng)前景廣闊。

【專利附圖】

【附圖說(shuō)明】
[0015] 圖1是本發(fā)明工藝流程圖； 圖2是本發(fā)明本公司原來(lái)的工藝流程圖。

【具體實(shí)施方式】
[0016] 下面結(jié)合附圖和【具體實(shí)施方式】，對(duì)本發(fā)明作進(jìn)一步說(shuō)明。
[0017] 實(shí)施例1 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb51. Owt. %、Sbl4. 6wt. %、Cu4. Owt. %、BilOwt. %、Agl6wt. %)置于 真空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940? 960°C、貴鉛投料量為70g/s條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、銅，產(chǎn)出一次高鉍 鉛（Pb64. 3wt. %、Sbl5. lwt. %、CuO. 06wt. %、Bil2. 5wt. %、Ag2. 27wt. %)和貴銀（Pbl. 6wt. %、 Sbl2. 7wt. %、Cul7. 9wt. %、Bil. 5wt. %、Ag68. lwt. %)，將產(chǎn)出的一次高鉍鉛置于真空爐中， 然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產(chǎn)出二次高鉍鉛（Pb75. 8wt. %、 Sb3.56wt.%、Cu0.02wt.%、Bil8.6wt.%、Ag0.009wt·%)和殘留貴銀（Pb42.5wt·%、 Sb36. 7wt. %、CuO. 13wt. %、Bil. 4wt. %、Ag6. 44wt. %)，二次高秘鉛中含秘質(zhì)量為 18. 6wt. % ; 貴銀直接送銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產(chǎn)(按塊數(shù)1:1的比例進(jìn) 行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進(jìn)行真空蒸餾）；貴鉛真 空蒸餾鉍的直收率可達(dá)96. 5% ; 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質(zhì)量比為2 :5配料鑄成鉍陽(yáng)極板 (Pb90. 3wt. %、Sbl. 2wt. %、CuO. 052wt. %、Bi7. 9wt. %、AgO. 0489wt. %)，裝入電解槽與鉛電解 的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥，高鉍陽(yáng)極泥經(jīng)水 洗后含鉍0. 24g/l的溶液按照鉍含量質(zhì)量的6倍加入鐵粉置換鉍后再將其補(bǔ)入電解過(guò)程 的電解液中，析出鉛和粗鉛電解產(chǎn)出的析出鉛一起精煉產(chǎn)出國(guó)標(biāo)鉛錠，其中裝入鉍陽(yáng)極板 的電解槽為裝入粗鉛電解槽的25%，向硅氟酸電解液中加入0. 5?0. 6kg/tPb的牛膠、加入 0. 02?0. 025kg/tPb β -萘酚組合成新的電解液，在組合成的新的電解液中控制電流密度 183?187A/m2,電解液中Pb 2+含量61?70g/l、游離硅氟酸90?110g/l，電解液溫度38? 42°C，電解液循環(huán)量23?25L/min條件下在電解槽中生產(chǎn)72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽(yáng)極泥（Pb8. lwt. %、Sbl5. Owt. %、CuO. 12wt. %、 Bi68. 4wt. %、AgO. 93wt. %)進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍，具體過(guò)程為：首先向高鉍陽(yáng)極泥 中分別加入高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量6%的還原煤、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量8%的純堿、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2% 的河沙、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2%的石粉進(jìn)行混合均勻配料，然后當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到1200°C時(shí)投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到800?830°C 時(shí)吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽(yáng)極泥中鉛質(zhì)量的2. 5倍投入除 鉛劑進(jìn)行深度除鉛產(chǎn)出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產(chǎn)出粗鉍（Pbl. 2wt. %、 Sbl. Owt. %、CuO. 75wt. %、Bi94. 2wt. %、AgO. 95wt. %)，產(chǎn)出氧粉（PbO. 96wt. %、Sb56. 6wt. %、 Bi4. 3wt. %、AgO. 0045wt. %)送銻系統(tǒng)生產(chǎn)精銻，產(chǎn)出除鉛渣（Pb57. 7wt. %、Sbl. lwt. %、 Bi2. 13wt. %、Ag0. 002wt. %)送熔煉系統(tǒng)與鉛精礦一起熔煉產(chǎn)出粗鉛； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品，其具體過(guò) 程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內(nèi)保持溫度550?600°C進(jìn)行熔化6h得到鉍液，溫度控制在 600°C時(shí)撈渣；然后控制鉍液溫度在280?310°C，按粗鉍液含銅質(zhì)量的0. 8倍加入硫磺進(jìn) 行除銅2. 5h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進(jìn)行氧化除砷銻8h ;再次 保持鉍液溫度在500°C，通入氯氣進(jìn)行除鉛，除鉛時(shí)間18h，然后撈渣(撈渣溫度為480°C); 繼續(xù)將保持鉍液溫度在600°C，按粗鉍液含銀質(zhì)量的3%加入鋅粒進(jìn)行除銀，除銀時(shí)間3h，然 后把溫度降至430°C范圍內(nèi)撈渣；保持鉍液溫度在370°C，通入氯氣進(jìn)行脫鋅，脫鋅時(shí)間7小 時(shí)，然后撈渣；最后保持在溫度520°C加入50kg燒堿、2. 0kg硝石進(jìn)行最終精煉，精煉時(shí)間 〇. 6小時(shí)，撈渣；鉍液經(jīng)鑄錠得到符合國(guó)標(biāo)M998等級(jí)的鉍錠產(chǎn)品，鉍回收率能達(dá)到99. 6%。 [0018] 實(shí)施例2 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb50. Owt. %、Sbl3. 6wt. %、Cu3. 6wt. %、Bil3wt. %、Agl8wt. %) 置于真空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度 為940?960°C、貴鉛投料量為70g/s條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、銅， 產(chǎn)出一次高鉍鉛（Pb63. 4wt. %、Sbl4. 2wt. %、CuO. 053wt. %、Bil4. 6wt. %、Ag3. 45wt. %)和 貴銀（Pbl. 3wt. %、Sbll. 3wt. %、Cul7. lwt. %、Bil. 42wt. %、Ag69. 5wt. %)，將產(chǎn)出的一次高 鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產(chǎn)出二次 高鉍鉛（Pb74. 6wt. %、Sb2. 96wt. %、CuO. 02wt. %、Bi20. 3wt. %、AgO. 008wt. %)和殘留貴銀 (Pb41. 6wt. %、Sb35. 8wt. %、Cu0. llwt. %、Bil. 36wt. %、Ag6. 58wt. %)，二次高鉍鉛中含鉍質(zhì)量 為20. 3wt. % ;貴銀直接送銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產(chǎn)(按塊數(shù) 1:1的比例進(jìn)行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進(jìn)行真空 蒸餾）；貴鉛真空蒸餾鉍的直收率可達(dá)96. 8% ; 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質(zhì)量比為2:5配料投入陽(yáng)極鍋內(nèi)鑄 成鉍陽(yáng)極板（Pb90. Owt. %、Sbl. 3wt. %、CuO. 056wt. %、Bi8. 2wt. %、AgO. 0532wt. %)，裝入電 解槽與鉛電解的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛（Pb99. 5wt. %、SbO. 04wt. %、 CuO. OOlwt. %、Bi0. Olwt. %、Ag0. 0004wt. %)和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥，高鉍陽(yáng)極泥經(jīng)水洗后 含鉍0. 26g/l的溶液按照鉍含量質(zhì)量的7倍加入鐵粉置換鉍后再將其補(bǔ)入電解過(guò)程的電解 液中，其中裝入鉍陽(yáng)極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的40%以下；電解具體流程為：向硅氟 酸電解液中加入〇. 5?0. 6kg/tPb的牛膠、加入0. 02?0. 〇25kg/tpb0 -萘酚組合成新的電 解液，在組合成的新的電解液中控制電流密度183?187A/m2,電解液中Pb 2+含量70?80g/ 1、游離硅氟酸90?110g/l，電解液溫度38?42°C，電解液循環(huán)量25?27L/min條件下在 電解槽中生產(chǎn)72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽(yáng)極泥（Pb7. 8wt. %、Sbl4. 2wt. %、CuO. llwt. %、 Bi70. 2wt. %、AgO. 98wt. %)進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍；具體過(guò)程為：首先向高鉍陽(yáng)極泥 中分別加入高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量7%的還原煤、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量7%的純堿、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2% 的河沙、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2%的石粉進(jìn)行混合均勻配料，然后當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到1200°C時(shí)投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到800?830°C 時(shí)吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽(yáng)極泥中鉛質(zhì)量的2. 5倍投入除 鉛劑進(jìn)行深度除鉛產(chǎn)出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產(chǎn)出粗鉍（Pbl. Owt. %、 Sbl. Owt. %、CuO. 71wt. %、Bi94. 9wt. %、Agl. Olwt. %)，產(chǎn)出氧粉（PbO. 90wt. %、Sb56. 5wt. %、 Bi4. Owt. %、AgO. 0042wt. %)送銻系統(tǒng)生產(chǎn)精銻，產(chǎn)出除鉛渣（Pb58. 5wt. %、Sbl. 2wt. %、 Bi2. Olwt. %、Ag0. 0022wt. %)送熔煉系統(tǒng)與鉛精礦一起熔煉產(chǎn)出粗鉛； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品，其具體過(guò) 程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內(nèi)保持溫度550?600°C進(jìn)行熔化4h得到鉍液，溫度控制在 600°C時(shí)撈渣；然后控制鉍液溫度在280?310°C，按粗鉍液含銅質(zhì)量的0. 8倍加入硫磺進(jìn) 行除銅3h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進(jìn)行氧化除砷銻4h ;再次 保持鉍液溫度在520°C，通入氯氣進(jìn)行除鉛，除鉛時(shí)間24h，然后撈渣(撈渣溫度為470°C); 繼續(xù)將保持鉍液溫度在680°C，按粗鉍液含銀質(zhì)量的5%加入鋅粒進(jìn)行除銀，除銀時(shí)間2h， 然后把溫度降至450°C范圍內(nèi)撈渣；保持鉍液溫度在400°C，通入氯氣進(jìn)行脫鋅，脫鋅時(shí) 間4小時(shí)，然后撈渣；最后保持在溫度550°C加入50kg燒堿、1. 8kg硝石進(jìn)行最終精煉，精 煉時(shí)間 〇· 5 小時(shí)，撈渣；鉍液（PbO. 012wt. %、SbO. 0043wt. %、CuO. 0036wt. %、Bi99. 88wt. %、 AgO. 0006wt. %、Zn0. 0006wt. %)經(jīng)鑄錠得到符合國(guó)標(biāo)Bi998等級(jí)的鉍錠產(chǎn)品，鉍回收率能達(dá) 到 99. 5%。
[0019] 實(shí)施例3 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb40wt. %、Sbl5. 5wt. %、Cu4wt. %、Bil5wt. %、Agl9. 8wt. %)置于真 空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940? 960°C、貴鉛投料量為69?71g/s (克每秒）條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、 銅，產(chǎn)出一次高鉍鉛（Pb60. 8wt. %、Sbl6. 4wt. %、CuO. 055wt. %、Bil6. 7wt. %、Ag4. lwt. %) 和貴銀（Pbl. 5wt. %、Sbl3. 5wt. %、Cul7. 8wt. %、Bil. 66wt. %、Ag66. 9wt. %)，將產(chǎn)出的一次 高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產(chǎn)出二次 高鉍鉛（Pb70. 8wt. %、Sb3. 23wt. %、CuO. 03wt. %、Bi24. lwt. %、AgO. 009wt. %)和殘留貴銀 (Pb38. 8wt. %、Sb33. lwt. %、Cu0. 12wt. %、Bil. 44wt. %、Ag6. 32wt. %)，二次高鉍鉛中含鉍質(zhì)量 為24. lwt. % ;貴銀直接送銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產(chǎn)（按塊數(shù) 1:1的比例進(jìn)行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進(jìn)行真空 蒸餾）； 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質(zhì)量比為1:3配料投入陽(yáng)極鍋內(nèi)鑄 成鉍陽(yáng)極板（Pb90. Owt. %、Sbl. 45wt. %、CuO. 053wt. %、Bi8. lwt. %、AgO. 0546wt. %)，裝入電 解槽與鉛電解的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛（Pb99. 5wt. %、SbO. 036wt. %、 CuO. OOlwt. %、BiO. Olwt. %、AgO. 0004wt. %)和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥（Pb8. Owt. %、 Sbl3. 6wt. %、CuO. 12wt. %、Bi71. 2wt. %、AgO. 97wt. %)，高鉍陽(yáng)極泥經(jīng)水洗后含鉍 0· 28g/l 的 溶液按照鉍含量質(zhì)量的7倍加入鐵粉置換鉍后再將其補(bǔ)入電解過(guò)程的電解液中，析出鉛和 粗鉛電解產(chǎn)出的析出鉛一起精煉產(chǎn)出國(guó)標(biāo)鉛錠，其中鉍陽(yáng)極板含Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %， 裝入鉍陽(yáng)極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的35%以下；電解精煉具體過(guò)程為：向硅氟酸電 解液中加入〇. 6?0. 8kg/tPb的牛膠、加入0. 05?0. 06kg/tPb β -萘酚組合成新的電解液； 在組合成的新的電解液中控制電流密度187?190A/m2,電解液中Pb 2+含量55?65g/l、游 離硅氟酸110?120g/l，電解液溫度42?45°C，電解液循環(huán)量22?23L/min條件下在電 解槽中生產(chǎn)72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽(yáng)極泥（Pb8. Owt. %、Sbl3. 6wt. %、CuO. 12wt. %、 Bi71. 2wt. %、AgO. 97wt. %)進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍；其具體流程為：首先向高鉍陽(yáng)極 泥中分別加入高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量5%的還原煤、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量9%的純堿、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量 3%的河沙、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量3%的石粉進(jìn)行混合均勻配料，然后當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到1200°C時(shí)投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到830?900°C 時(shí)吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽(yáng)極泥中鉛質(zhì)量的2. 5倍投入除 鉛劑進(jìn)行深度除鉛產(chǎn)出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產(chǎn)出粗鉍（Pb 1. 05wt. %、 Sbl. Olwt. %、CuO. 68wt. %、Bi94. 6wt. %、Agl. Owt. %)，產(chǎn)出氧粉（PbO. 92wt. %、Sb57. 4wt. %、 Bi3. 8wt. %、AgO. 0041wt. %)送銻系統(tǒng)生產(chǎn)精銻，產(chǎn)出除鉛渣（Pb59. 7wt. %、Sbl. 34wt. %、 Bi2. 08wt. %、Ag0. 0023wt. %)送熔煉系統(tǒng)與鉛精礦一起熔煉產(chǎn)出粗鉛； 步驟4:將步驟3得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣 除鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品，其具體 流程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內(nèi)保持溫度550?600°C進(jìn)行熔化8h得到鉍液，溫度控制 在600°C時(shí)撈渣；然后控制鉍液溫度在280?310°C，按粗鉍液含銅質(zhì)量的0. 8倍加入硫磺 進(jìn)行除銅4h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進(jìn)行氧化除砷銻12h ; 再次保持鉍液溫度在350?400°C，通入氯氣進(jìn)行除鉛，除鉛時(shí)間12h，然后撈渣(撈渣溫度 為480°C );繼續(xù)將保持鉍液溫度在520?550°C，按粗鉍液含銀質(zhì)量的2%加入鋅粒進(jìn)行除 銀，除銀時(shí)間5h，然后把溫度降至400°C范圍內(nèi)撈渣；保持鉍液溫度在320°C，通入氯氣進(jìn) 行脫鋅，脫鋅時(shí)間12小時(shí)，然后撈渣；最后保持在溫度500°C加入50kg燒堿、1. 8kg硝石進(jìn) 行最終精煉，精煉時(shí)間〇. 8小時(shí)，撈渣；鉍液（PbO. Ollwt. %、SbO. 0044wt. %、CuO. 0034wt. %、 Bi99. 89wt. %、Ag0. 0006wt. %、Zn0. 0006wt. %)經(jīng)鑄錠得到符合國(guó)標(biāo)Bi998等級(jí)的鉍錠產(chǎn)品， 鉍回收率能達(dá)到99. 4%。
[0020] 實(shí)施例4 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb60wt. %、Sbl3. 03wt. %、Cu3. 02wt. %、Bi8. lwt. %、Agl5. 2wt. %) 置于真空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為 940?960°C、貴鉛投料量為70g/s (克每秒）條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、 銅，產(chǎn)出一次高鉍鉛（Pb63. 5wt. %、Sbl4. 2wt. %、CuO. 051wt. %、Bil2. 3wt. %、Ag3. 5wt. %)和 貴銀（Pbl. 6wt. %、Sbll. 3wt. %、Cul4. 6wt. %、Bil. 03wt. %、Ag51. 3wt. %)，將產(chǎn)出的一次高 鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產(chǎn)出二次高 鉍鉛（Pb76. 5wt. %、Sb3. 17wt. %、CuO. 031wt. %、Bil7. 8wt. %、AgO. 0088wt. %)和殘留貴銀 (Pb43. 4wt. %、Sb26. 4wt. %、CuO. llwt. %、Bil. 76wt. %、Ag5. 8wt. %)，二次高秘鉛中含秘質(zhì)量 為17. 8wt. % ;貴銀直接送銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產(chǎn)（按塊數(shù) 1:1的比例進(jìn)行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進(jìn)行真空 蒸餾）；貴鉛真空蒸餾鉍的直收率可達(dá)96. 8% ; 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質(zhì)量比為1:2配料投入陽(yáng)極鍋內(nèi)鑄 成鉍陽(yáng)極板（Pb89. Owt. %、Sbl. 67wt. %、CuO. 054wt. %、Bi8. 8wt. %、AgO. 0533wt. %)，裝入電 解槽與鉛電解的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛（Pb99. 53wt. %、SbO. 032wt. %、 CuO. 0012wt. %、BiO. Olwt. %、AgO. 0004wt. %)和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥（Pb7. 8wt. %、 Sbll. 8wt. %、CuO. llwt. %、Bi69. 8wt. %、AgO. 96wt. %)，高鉍陽(yáng)極泥經(jīng)水洗后含鉍 0· 272g/ 1的溶液按照鉍含量質(zhì)量的7倍加入鐵粉置換鉍后再將其補(bǔ)入電解過(guò)程的電解液中，析 出鉛和粗鉛電解產(chǎn)出的析出鉛一起精煉產(chǎn)出國(guó)標(biāo)鉛錠，其中鉍陽(yáng)極板含Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %，裝入鉍陽(yáng)極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的35% ;電解具體過(guò)程為：向硅氟酸電 解液中加入〇. 5?0. 6kg/tPb的牛膠、加入0. 02?0. 025kg/tPb β -萘酚組合成新的電解液， 在組合成的新的電解液中控制電流密度183?187A/m2,電解液中Pb 2+含量61?70g/l、游 離硅氟酸90?110g/l，電解液溫度38?42°C，電解液循環(huán)量23?25L/min條件下在電解 槽中生產(chǎn)72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽(yáng)極泥（Pb7. 8wt. %、SblL 8wt. %、CuO. llwt. %、 Bi69. 8wt. %、AgO. 96wt. %)進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍；其具體過(guò)程為：首先向高鉍陽(yáng)極 泥中分別加入高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量6%的還原煤、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量8%的純堿、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量 2%的河沙、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2%的石粉進(jìn)行混合均勻配料，然后當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到1200°C時(shí)投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到800?830°C 時(shí)吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽(yáng)極泥中鉛質(zhì)量的2. 5倍投入除 鉛劑進(jìn)行深度除鉛產(chǎn)出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產(chǎn)出粗鉍（Pbl. Owt. %、 Sbl. 06wt. %、CuO. 59wt. %、Bi93. 9wt. %、Agl. lwt. %)，產(chǎn)出氧粉（PbO. 88wt. %、Sb56. 8wt. %、 Bi3. 6wt. %、AgO. 0036wt. %)送銻系統(tǒng)生產(chǎn)精銻，產(chǎn)出除鉛渣（Pb57. 9wt. %、Sbl. 66wt. %、 Bi2. 15wt. %、Ag0. 0036wt. %)送熔煉系統(tǒng)與鉛精礦一起熔煉產(chǎn)出粗鉛； 步驟4:將步驟3得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣 除鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品，具體過(guò) 程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內(nèi)保持溫度550?600°C進(jìn)行熔化6h得到鉍液，溫度控制在 600°C時(shí)撈渣；然后控制鉍液溫度在300?330°C，按粗鉍液含銅質(zhì)量的0. 8倍加入硫磺進(jìn) 行除銅2h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進(jìn)行氧化除砷銻8h ;再次 保持鉍液溫度在500°C，通入氯氣進(jìn)行除鉛，除鉛時(shí)間16h，然后撈渣(撈渣溫度為470°C); 繼續(xù)將保持鉍液溫度在550°C，按粗鉍液含銀質(zhì)量的4. 0%加入鋅粒進(jìn)行除銀，除銀時(shí)間 4h，然后把溫度降至440°C范圍內(nèi)撈渣；保持鉍液溫度在380°C，通入氯氣進(jìn)行脫鋅，脫鋅 時(shí)間7小時(shí)，然后撈渣；最后保持在溫度510°C加入50kg燒堿、1. 8kg硝石進(jìn)行最終精煉， 精煉時(shí)間 1 小時(shí)，撈渣；鉍液（PbO. 010wt. %、SbO. 0043wt. %、CuO. 0035wt. %、Bi99. 89wt. %、 AgO. 0006wt. %、Zn0. 0006wt. %)經(jīng)鑄錠得到符合國(guó)標(biāo)Bi998等級(jí)的鉍錠產(chǎn)品，鉍回收率能達(dá) 到 99. 6%。
[0021] 上面結(jié)合附圖對(duì)本發(fā)明的【具體實(shí)施方式】作了詳細(xì)說(shuō)明，但是本發(fā)明并不限于上述 實(shí)施方式，在本領(lǐng)域普通技術(shù)人員所具備的知識(shí)范圍內(nèi)，還可以在不脫離本發(fā)明宗旨的前 提下作出各種變化。
【權(quán)利要求】
1. 一種貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于具體步驟如下： 步驟1 :首先將貴鉛置于真空爐中，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940?960°C、 貴鉛投料量為69?71g/s條件下真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅，產(chǎn)出一次高鉍鉛和貴銀，將產(chǎn) 出的一次高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經(jīng)真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅 產(chǎn)出二次高鉍鉛和殘留貴銀，貴銀直接送銀轉(zhuǎn)爐生產(chǎn)粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭 配生產(chǎn)； 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛配料鑄成鉍陽(yáng)極板，裝入電解槽與鉛電解 的主流程一起進(jìn)行混合電解精煉，產(chǎn)出析出鉛和經(jīng)水洗后的高鉍陽(yáng)極泥，其中鉍陽(yáng)極板含 Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %，裝入鉍陽(yáng)極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的40%以下； 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽(yáng)極泥進(jìn)行還原熔煉、吹煉，產(chǎn)出粗鉍； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進(jìn)行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進(jìn)行精煉，產(chǎn)出國(guó)標(biāo)的鉍錠產(chǎn)品。
2. 根據(jù)權(quán)利要求1所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟1中的貴鉛包 括以下質(zhì)量百分比組分：Pb40?60%、Sbl3?16%、Cu3?4%、Bi8?15%、Agl5?20%。
3. 根據(jù)權(quán)利要求1或2任一所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟2中 的高鉍陽(yáng)極泥經(jīng)水洗后的溶液加入鐵粉置換鉍后再將其補(bǔ)入電解過(guò)程的電解液中。
4. 根據(jù)權(quán)利要求1或2任一所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟3中 的還原熔煉過(guò)程為：首先向高鉍陽(yáng)極泥中分別加入高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量5?7%的還原煤、高鉍 陽(yáng)極泥質(zhì)量7?9%的純堿、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2?3%的河沙、高鉍陽(yáng)極泥質(zhì)量2?3%的石 粉進(jìn)行混合均勻配料，然后當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到1200°C時(shí)投入配料，在保持熔煉溫度為1200? 1250°C熔煉6h后降溫，當(dāng)爐內(nèi)溫度達(dá)到800?900°C時(shí)吹煉除砷、銻、錫，且按照高鉍陽(yáng)極泥 中鉛質(zhì)量的2. 5倍投入除鉛劑進(jìn)行深度除鉛產(chǎn)出粗鉍。
5. 根據(jù)權(quán)利要求1或2任一所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟4中 的火法精煉為：加硫除銅溫度為280?330°C，氧化除砷銻溫度為650?680°C，通氯氣除鉛 溫度為350?520°C，加鋅除銀溫度為520?680°C，通氯氣脫鋅溫度320?400°C，最后在 溫度500?550°C加入燒堿、硝石進(jìn)行最終精煉，經(jīng)鑄錠得到符合國(guó)標(biāo)M998等級(jí)的鉍錠產(chǎn) 品。
【文檔編號(hào)】C22B7/00GK104141057SQ201410362043
【公開(kāi)日】2014年11月12日 申請(qǐng)日期:2014年7月28日 優(yōu)先權(quán)日:2014年7月28日
【發(fā)明者】沈江, 王東, 盧林, 況正國(guó) 申請(qǐng)人:蒙自礦冶有限責(zé)任公司