一種粗鉛中回收錫的方法
【專利摘要】本發明公開了一種粗鉛中回收錫的方法，屬于火法和濕法相結合的冶金【技術領域】，粗鉛經熔析除銅處理后，根據粗鉛中錫的含量，加入燒堿、硝石和食鹽對粗鉛中的錫進行富集除去，得到富錫渣；富錫渣與鉛冶煉系統產出的所有含錫渣配入純堿、還原煤等采用還原熔煉產出鉛錫合金；鉛錫合金經過真空蒸餾處理得到粗錫；粗錫再采用硅氟酸-硫酸作為電解介質的“混酸”電解精煉得到高純度的析出錫，析出錫經簡單的熔煉得到國標錫錠產品；該方法開創了鉛冶煉錫資源綜合利用生產錫錠產品的先例，具有工藝簡潔、錫產品收率高、處理成本低等特點，特別是引入真空蒸餾分離錫合金，在節能環保等方面具有顯著的優勢。
【專利說明】一種粗鉛中回收錫的方法

【技術領域】
[0001] 本發明涉及一種粗鉛中回收錫的方法，屬于火法和濕法相結合的冶金【技術領域】。

【背景技術】
[0002] 鉛精礦一般先經過燒結脫硫，由硫化物轉化為氧化物，氧化物再經還原成單質金 屬即粗鉛，常采用燒結鼓風爐熔煉，現多選擇富氧熔池熔煉方法，省去脫硫環節，在冶金爐 內直接完成脫硫及還原反應過程。一般鉛精礦伴生的錫金屬較低〇. 1?1%，在生產過程中 由于錫易氧化、易與其它金屬形成合金等特性，所以冶煉過程中分布較散，難以集中回收， 冶煉成本高，產品率低。鉛冶煉中伴生的錫資源一般采用濕法或火法的工藝形成開路，濕法 可以采用選礦、酸堿等法將錫分離，由于投資費用高及環保腐蝕等原因，因此多數企業都是 在鉛冶煉流程中利用錫易氧化入渣的形式開路出系統。
[0003] 目前大多數鉛冶煉企業都是以錫渣的形式開路，從反射爐吹煉得到錫吹渣外賣達 到錫回收的目的，其錫回收技術生產流程是粗鉛在陽極鍋熔鑄時錫40%進入除銅浮渣，60% 進入粗鉛陽極板；鉛濕法電解時粗鉛陽極板中40%的錫隨鉛一起電解析出、60%進入鉛電 解陽極泥；進入析出鉛的錫在火法精煉時富集在精鉛渣中，精鉛渣經反射爐吹煉得到錫渣； 鉛陽極泥在反射爐熔煉時80%的錫進入吹渣，10%進入貴鉛，10%進入熔渣，由于此含錫熔渣 含貴金屬較高不能直接開路，要將含錫熔渣反復回爐熔煉分離貴金屬直至達到開路指標再 進行外賣。這種回收方式存在的缺陷是：未經過除錫的粗鉛陽極進行電解，含錫高會使錫在 陰極析出多，影響電鉛的質量，且陽極容易鈍化；鉛陽極泥熔煉產出的錫吹渣金屬分離差， 隨渣帶走的金屬Pb、Sb、Ag較多，以銻為甚，占投料總銻量的13%左右；提高了重復處理的 二次冶煉成本；產出錫渣含錫低（10?20%)、售價低； 也有部分鉛冶煉企業利用反射爐吹煉直接從粗鉛中富集錫得到錫吹渣，再將錫吹渣反 復還原熔煉得到與粗焊錫成分相當的錫合金，再送錫廠電解工藝或其他工藝處理回收；這 種回收方式依然存在處理能耗高及環境污染大、生產過程中重復處理的二次冶煉成本高等 缺陷。
[0004] 這些方法都是針對鉛冶煉過程中不同階段的含錫渣進行處理，來達到回收錫的目 的，這種處理手段存在錫分散進入不同中間或最終產品中，增加了錫回收程序，且錫作為副 產物也會影響鉛的質量。


【發明內容】

[0005] 針對現有技術存在的問題及不足，本發明提供一種粗鉛中回收錫的方法，此方法 結合實際生產引入真空蒸餾技術和硅氟酸-硫酸為電解介質的"混酸"電解精煉技術，最終 產出國標錫錠產品，本發明方法從源頭完成錫的回收，在粗鉛精煉時集中預先除錫，將錫富 集在渣中，再熔煉進入合金，然后真空蒸餾及電解開路成精錫產品，避免錫分散進入不同中 間或最終產品中，減少錫回收程序及影響鉛的質量，錫回收率大幅提高，且一定程度上解決 了鉛生產中設備易腐蝕、陽極易鈍化的問題。
[0006] 本發明通過以下技術方案實現： (1)含錫粗鉛經熔析除銅后，對除銅后的粗鉛中的錫進行富集除錫，產出富錫渣和除錫 后粗鉛，除錫后粗鉛按常規工藝進行鉛冶煉； 本發明中含錫粗鉛是指來源于常規鉛冶煉、鋅冶煉、錫冶煉系統中的含錫鉛物料以及 各種含錫廢料，經提取熔煉產出的含錫低熔鉛合金均適用于本方法；鉛精礦中伴生的錫、鋅 冶煉產出的含錫浸出渣、錫冶煉真空蒸餾所產的含錫鉛揮發物以及各種含錫物料與鉛精礦 一起經高溫熔池熔煉，一半以上的錫進入粗鉛，其中錫與鉛的比例可以任何比例組合，均可 采用本方法加予回收產出精錫錠。
[0007] 具體步驟為：含錫粗鉛在陽極鍋熔析除銅后，在對除銅后的粗鉛中加入添加劑硝 石、燒堿、食鹽進行氧化除錫，產出富錫渣，其中氧化劑硝石的添加量為錫質量的0. 5?1. 0 倍，捕集劑燒堿的添加量為錫質量的1?1. 3倍，抑制劑食鹽的添加量為錫質量的0. 1? 〇. 4倍，除錫溫度保持400?450°C，除錫時間為3. 5?4. 0小時；實際生產中由于粗鉛含砷 銻影響，粗鉛中含錫量降至〇. 3?0. 4%即可。
[0008] (2)富錫渣還原熔煉獲得鉛錫合金的過程：將粗鉛除錫產出的富錫渣和鉛冶煉過 程中產出的所有含錫渣投入還原爐進行常規還原熔煉，產出鉛錫合金，該過程工藝參數是： 按本步驟原料總質量的4?8%加入還原煤、原料總質量的4?10%加入純堿、原料總質量 的2?3%加入市售河沙進行配料，在還原爐溫度達到1200°C進行投料，熔煉溫度保持在 1200?1250°C，熔煉時間6?7小時，產出鉛錫合金； (3 )鉛錫合金真空處理獲得粗錫的過程：把鉛錫合金投入真空爐中進行真空蒸餾分離， 控制蒸發盤溫度1000?1010°C，真空度5?10Pa，投料量6. 5?7. 5t/d，產出符合錫電解 精煉的粗錫和鉛銻合金，鉛銻合金可直接返回鉛濕法電解精煉中； (4)粗錫的混酸電解過程：用真空蒸餾產出的粗錫鑄成錫陽極板，用錫電解產出的析出 錫鑄成陰極片，用硅氟酸-硫酸為電解介質進行"混酸"電解精煉，其過程中的參數為：錫陽 極板成分為Sn彡86%、Pb彡4. 0%、Sb彡4. 0%、Ag彡3. 5% ;電流密度65?75 A/m2,電解液溫 度26?33°C，槽電壓0. 16?0. 22V，電解液循環量20?25L/min，電解周期4天；電解液成 分：Sn2+40 ?50g/L，Sn4+彡 12 g/L，Pb2+彡 1. 0 g/L，游離 H2S0430 ?40g/L，游離 H2SiF655 ? 65g/L，總酸110?120g/L ;電解液添加劑加入量：食鹽0. 415?0. 615gAL · d)、甲酚磺酸 3. 55 ?5. 27gAL ·(!)、重鉻酸鉀（K2Cr207 )0· 23 ?0· 70 gAL ·(!)、牛膠 0· 462g ?0· 662g/ (L · d)、β -萘酚0. 040?0. 060gAL · d)，經電解精煉產出析出錫。
[0009] (5)析出錫熔鑄獲得錫錠的過程：把析出錫投入熔化鍋，控制熔化溫度在300? 350°C，保持3?5小時可全部熔化，加入木糠進行造渣，撈渣干凈后即保持溫度在360°C進 行鑄錠。
[0010] 該技術的整個流程中改進的步驟是：（1)鉛電解前進行粗鉛除錫，獲得的效果是 間接改進了電鉛和銀錠精煉流程效率和生產費用，降低電鉛和銀錠精煉成本；（2)引入真 空蒸餾技術分離鉛錫合金，獲得的效果是錫直收率高達89. 85%，得到的粗錫成分較高可以 直接進行錫電解精煉，整個過程無三廢排放，工作環境好，降低了處理成本；（3)采用硅氟 酸-硫酸為電解介質的"混酸"電解精煉，獲得的效果是錫電解精煉電流效率在93%以上， 陽極泥率在8%左右，得到的析出錫結晶平整致密，析出錫雜質含量符合國標要求，無需精 煉即可鑄錠得到國標錫錠產品，錫錠直收率能達到84. 1%以上。
[0011] 最終獲得的產品錫錠質量符合國標錫錠Sn99. 90A等級或以上要求，錫的回收率 能達到99%以上。
[0012] 本發明的有益效果是：采用本工藝獲得的優點是（1)該方法開創了鉛冶煉錫資 源綜合利用生產錫錠產品的先例；（2)工藝簡潔、錫產品收率高(真空爐錫直收率高達 89. 85%，錫電解錫直收率84. 1%)、處理成本低，效益顯著；（3)節能環保，除含錫渣還原熔 煉工序外，其它工序均無廢水、廢氣及廢渣產生，主要消耗電能，碳排放也很少；特別是引入 真空蒸餾分離錫合金，在節能環保等方面具有顯著的優勢；（4)該方法適應性強，不但適合 大、中、小鉛冶煉企業的錫金屬回收，而且也適合應用于廣大的再生資源綜合回收行業的錫 金屬回收，應用前景廣闊。

【專利附圖】

【附圖說明】
[0013] 圖1是本發明工藝流程不意圖。

【具體實施方式】
[0014] 下面通過附圖和實施例對本發明作進一步詳細說明，但本發明保護范圍不局限于 所述內容。
[0015] 實施例1 :如圖1所示，本粗鉛中回收錫的方法具體操作如下： (1) 粗鉛來源于鉛精礦經常規燒結脫硫后的燒結塊與鋅冶煉中產生的高浸鉛渣混合 壓球后，一起經鼓風爐還原熔煉所得的含錫粗鉛，含錫粗鉛在陽極鍋內熔析除銅后，成分 是 Pb92. 68%、Sb5. 02%、CuO. 052%、SnO. 92%、Ag2080g/t，將除銅后粗鉛溫度升溫到 410°C， 按粗鉛中錫質量的1. 0倍加入硝石進行氧化，然后按粗鉛中錫質量的1. 3倍加入燒堿進行 捕集造鈉鹽、按粗鉛中錫質量的0. 4倍加入食鹽，在投入硝石添加劑時視造渣情況分批多 次進行，除錫過程溫度始終保持400°C，進行除錫3. 5小時；產出富錫渣成分為Pb35. 81%、 Sb3. 60%、SnlO. 61%、Agl400g/t，除錫后粗鉛含SnO. 36% ;除錫后粗鉛按常規工藝進行鉛冶 煉，在冶煉中析出鉛精煉產出精鉛渣； (2) 將富錫渣、析出鉛精煉產出的精鉛渣（Pb82. 68%、Sb2. 4%、Sn7. 52%)混合投入還原 爐，按本步驟原料總質量的8%加入還原煤、6%加入純堿、2%加入河沙進行配料，在還原爐 爐膛溫度達到1200°C時進行投料，投料滿爐后保持爐膛溫度保持在1200?1250°C進行還 原熔煉，還原熔煉6小時，進行放爐，產出鉛錫合金（Pb70. 5%、Sb4. 15%、SnlO. 31%、Agl587g/ t)、氧粉（Pb8. 43%、Sb6. 95%、Sn2. 73%)、熔渣（PbO. 1%、Sbl. 82%、Sn2. 13%)。
[0016] (3)把鉛錫合金（Pb70. 5%、Sb4. 15%、SnlO. 31%、Agl587g/t)投入真空爐化料鍋熔 化，按投料量7. Ot/d均勻投入真空爐中進行真空蒸餾分離，真空度保持在5Pa，控制蒸發盤 溫度 1000 ?1010°c，產出粗錫（Pb2. 62%、Sb3. 29%、Sn91. 7%、AgO. 7%)和鉛銻合金（Pb79. 4%、 Sb4. 28%、SnO. 72%、Agl000g/t)，鉛銻合金直接返回鉛電解精煉，錫直收率89. 85%。
[0017] (4)真空爐產出的粗錫（Pb2. 62%、Sb3. 29%、Sn91. 7%、AgO. 7%)鑄成錫陽極板，用 錫電解產出的析出錫鑄成陰極片，裝入電解槽用硅氟酸-硫酸為電解介質進行"混酸"電 解精煉，控制電流密度68A/m 2,電解液溫度30°C，槽電壓0. 20V，電解液循環量22L/min，電 解液中控制 Sn2+40g/L、Sn4+ 彡 12 g/L、Pb2+ 彡 1. 0 g/L、游離 H2S0440g/L、游離 H2SiF655g/ L，總酸110g/L，在電解液中按0. 562gAL · d)均勻加入牛膠、按0. 048gAL · d)均勻加入 β-萘酚、按〇.52gAL*d)均勻加食鹽、按3.7gAL*d)加入甲酚磺酸、按0.3gAL*d)加 入重鉻酸鉀，電解周期4天；經電解精煉產出的析出錫（PbO. 013%、SbO. 018%、Sn99. 942%、 AgO. 0016%)、錫陽極泥（Pb4. 03%、Sbl8. 43%、Sn36. 21%、Ag22. 36%)，錫陽極泥返回還原爐回 收有價銀等有價金屬，錫電解錫直收率84. 1%。
[0018] (5)把析出錫投入熔化鍋，控制熔化溫度在300°C，4小時全部熔化，加入3kg木 糠進行造渣，撈渣干凈后即保持溫度在360°C進行鑄錠，產出錫錠（PbO. 012%、SbO. 017%、 Sn99. 952%、AgO. 0015%)符合國標錫錠Sn99. 90A等級；錫的回收率99. 5%。
[0019] 實施例2 :本粗鉛中回收錫的方法具體操作如下： (1) 粗鉛來源于鉛精礦經常規燒結脫硫后的燒結塊與鋅冶煉中產生的高浸鉛渣混合壓 球后，一起經鼓風爐還原熔煉所得的含錫粗鉛，含錫粗鉛在陽極鍋內熔析除銅后的粗鉛成 分是 Pb91. 83%、Sb5. 21%、CuO. 050%、Snl. 37%、Ag2180g/t，將除銅后粗鉛溫度升溫到 410°C， 按粗鉛中錫總量的0. 5倍加入硝石進行氧化，然后按粗鉛中錫總量的1. 0倍加入燒堿進行 捕集造鈉鹽、按粗鉛中錫總量的0. 2倍加入食鹽，在投入硝石添加劑等時視造渣情況分批 多次進行，除錫過程溫度始終保持450°C，進行除錫3. 8小時，產出富錫渣成分為Pb35. 27%、 Sb3. 21%、Snl3. 61%、Agl540g/t，除錫后粗鉛含SnO. 39%，除錫后粗鉛按常規工藝進行鉛冶 煉，在冶煉中析出鉛精煉產出精鉛渣； (2) 將富錫渣、析出鉛精煉產出的精鉛渣（Pb81. 92%、Sb2. 26%、Sn8. 02%)和還原爐吹煉 產出的吹渣（Pb2. 22%、Sbl4. 90%、Sn8. 56%、Ag6864g/t)混合投入還原爐，按本步驟原料總質 量的5%加入還原煤、10%加入純堿、3%加入河沙進行配料，在反射爐爐膛溫度達到1200°C 時進行投料，投料滿爐后保持爐膛溫度保持在1200?1250°C進行還原熔煉，還原熔煉6小 時，進行放爐，產出鉛錫合金（Pb69. 58%、Sb4. 30%、Snl2. 32%、Agl668g/t)、氧粉（Pb7. 86%、 Sb6. 77%、Sn2. 36%)、熔渣（PbO. 1%、Sbl. 71%、Sn2. 53%)。
[0020] (3)把鉛錫合金（Pb69. 58%、Sb4. 30%、Snl2. 32%、Agl668g/t)投入真空爐化料鍋 熔化，按投料量6. 8t/d均勻投入真空爐中進行真空蒸餾分離，真空度保持在10Pa，控制 蒸發盤溫度 1000 ?l〇l〇°C，產出粗錫（Pb2. 91%、Sb3. 01%、Sn92. 8%、Agl. 5%)和鉛銻合 金（Pb78. 68%、Sb4. 81%、SnO. 56%、Agl220g/t)，鉛銻合金直接返回鉛電解精煉，錫直收率 89.99%。
[0021] (4)真空爐產出的粗錫（Pb2. 91%、Sb3. 01%、Sn92. 8%、Agl. 5%)鑄成錫陽極板，用 錫電解產出的析出錫鑄成陰極片，裝入電解槽用硅氟酸-硫酸為電解介質進行"混酸"電 解精煉，控制電流密度75A/m 2,電解液溫度26°C，槽電壓0. 26V，電解液循環量25L/min，電 解液中控制 Sn2+45g/L、Sn4+ < 12 g/L、Pb2+ < 1. 0 g/L、游離 H2S0435g/L、游離 H2SiF660g/ L，總酸115g/L，在電解液中按0· 532gAL · d)均勻加入牛膠、按0· 052gAL · d)均勻加入 3-萘酚、按0.568八1^(1)均勻加食鹽、按4.28八1^(1)加入甲酚磺酸、按0.58八1^(1)加 入重鉻酸鉀，電解周期4天；經電解精煉產出的析出錫（PbO. 016%、SbO. 016%、Sn99. 936%、 AgO. 0014%)、錫陽極泥（Pb4. 34%、Sbl9. 25%、Sn35. 33%、Ag28. 12%)，錫陽極泥返回反射爐回 收有價銀等有價金屬，錫電解錫直收率84. 6%。
[0022] (5)把析出錫投入熔化鍋，控制熔化溫度在350°C，熔化時間3小時全部熔化， 加入5kg木糠進行造渣，撈渣干凈后即保持溫度在360°C進行鑄錠，產出錫錠（PbO. 014%、 SbO. 016%、Sn99. 948%、AgO. 0013%)符合國標錫錠 Sn99. 90A 等級，錫的回收率 99. 8%。
[0023] 實施例3 :本粗鉛中回收錫的方法具體操作如下： (1) 粗鉛來源于外購某冶煉廠的真空蒸餾揮發低錫粗鉛，含錫粗鉛在陽極鍋內熔析除 銅后的粗鉛成分是Pb92. 05%、Sb5. 11%、CuO. 051%、Snl. 21%、Ag2109g/t，將除銅后粗鉛溫度 升溫到410°C，按粗鉛中錫總量的0. 8倍加入硝石進行氧化，然后按粗鉛中錫總量的1. 1倍 加入燒堿進行捕集造鈉鹽、按粗鉛中錫總量的〇. 1倍加入食鹽，在投入硝石添加劑時視造 渣情況分批多次進行，除錫過程溫度始終保持430°C，進行除錫3. 9小時，產出除錫渣成分 為Pb35. 51%、Sb3. 31%、Snll. 89%、Agl408g/t，除錫后粗鉛含SnO. 35%，除錫后粗鉛按常規工 藝進行鉛冶煉，在冶煉中析出鉛精煉產出精鉛渣； (2) 將富錫渣、析出鉛精煉產出的精鉛渣（Pb82. 01%、Sb2. 3%、Sn7. 89%)和還原爐吹煉 產出的吹渣（Pb2. 46%、Sbl5. 93%、Sn8. 33%、Ag6996g/t)混合投入還原爐，按本步驟原料總質 量的4%加入還原煤、4%加入純堿、2. 5%加入河沙進行配料，在反射爐爐膛溫度達到1200°C 時進行投料，投料滿爐后保持爐膛溫度保持在1200?1250°C進行還原熔煉，還原熔煉7小 時，進行放爐，產出鉛錫合金（Pb70. 01%、Sb4. 2%、SnlL 51%、Agl608g/t)、氧粉（Pb8. 03%、 Sb68. 5%、Sn2. 41%)、熔渣（PbO. 1%、Sbl. 75%、Sn2. 31%)。
[0024] (3)把鉛錫合金（Pb70. 01%、Sb4. 2%、Snll. 51%、Agl608g/t)投入真空爐化料鍋 熔化，按投料量7. 5t/d均勻投入真空爐中進行真空蒸餾分離，真空度保持在8Pa，控制 蒸發盤溫度 1000 ?l〇l〇°C，產出粗錫（Pb2. 78%、Sb3. 16%、Sn91. 9%、Agl. 0%)和鉛銻合 金（Pb78. 91%、Sb4. 51%、SnO. 62%、AglllOg/t)，鉛銻合金直接返回鉛電解精煉，錫直收率 89.91%。
[0025] (4)真空爐產出的粗錫（Pb2. 78%、Sb3. 16%、Sn91. 9%、Agl. 0%)鑄成錫陽極板，用錫 電解產出的析出錫鑄成陰極片，裝入電解槽用硅氟酸-硫酸為電解介質進行"混酸"電解精 煉，控制電流密度65A/m 2,電解液溫度33°C，槽電壓0. 22V，電解液循環量20L/min，電解液 中控制 Sn2+50g/L、Sn4+ < 12 g/L、Pb2+ < 1. 0 g/L、游離 H2S0430g/L、游離 H2SiF665g/L，總酸 120g/L，在電解液中按0.66gAL*d)均勻加入牛膠、按0.06gAL*d)均勻加入β-萘酚、按 0.42gAL*d)均勻加食鹽、按4.5gAL*d)加入甲酚磺酸、按0.4gAL*d)加入重鉻酸鉀， 電解周期4天；經電解精煉產出的析出錫（PbO. 015%、Sb0. 017%、Sn99. 941%、AgO. 0015%)、錫 陽極泥（Pb4. 12%、Sbl8. 81%、Sn35. 91%、Ag25. 18%)，錫陽極泥返回反射爐回收有價銀等有價 金屬，錫電解錫直收率84. 5%。
[0026] (5)把析出錫投入熔化鍋，控制熔化溫度在320°C，熔化時間5小時全部熔化，力口 入4kg/次木糠進行造渣，撈渣干凈后即保持溫度在360°C進行鑄錠，產出錫錠（PbO. 013%、 SbO. 015%、Sn99. 951%、AgO. 0014%)符合國標錫錠 Sn99. 90A 等級，錫的回收率 99. 7%。
[0027] 實施例4 :本粗鉛中回收錫的方法具體操作如下： (1)粗鉛來源于外購某化工廠生產的錫基合金廢料與本廠鉛料(鉛精礦經常規燒結 脫硫后的燒結塊熔煉后制得的粗鉛）熔煉，含錫粗鉛在陽極鍋內熔析除銅后的粗鉛成分是 Pb9L 05%、Sb5. 01%、CuO. 049%、SnL 28%、Ag2129g/t，將除銅后粗鉛溫度升溫到 410°C，按 粗鉛中錫總量的0. 6倍加入硝石進行氧化，然后按粗鉛中錫總量的1. 2倍加入燒堿進行 捕集造鈉鹽、按粗鉛中錫總量的0. 3倍加入食鹽，在投入硝石添加劑時視造渣情況分批多 次進行，除錫過程溫度始終保持440°C，進行除錫3. 7小時，產出富錫渣成分為Pb35. 31%、 Sb3. 11%、Snll. 89%、Agl477g/t，除錫后粗鉛含SnO. 37%，除錫后粗鉛按常規工藝進行鉛冶 煉，在冶煉中析出鉛精煉產出精鉛渣； (2)將富錫渣、析出鉛精煉產出的精鉛渣（Pb82. 31%、Sb2. 3%、Sn7. 91%)和還原爐吹煉 產出的吹渣（Pb2. 31%、Sbl5. 03%、Sn8. 44%、Ag6914g/t)混合投入還原爐，按本步驟原料總質 量的6%加入還原煤、8%加入純堿、2%加入河沙進行配料，在反射爐爐膛溫度達到1200°C時 進行投料，投料滿爐后保持爐膛溫度保持在1200?1250°C進行還原熔煉，還原熔煉6. 5小 時，進行放爐，產出鉛錫合金（Pb69. 97%、Sb4. 21%、Snl2. 01%、Agl638g/t)、氧粉（Pb8. 33%、 Sb69. 0%、Sn2. 59%)、熔渣（PbO. 1%、Sbl. 79%、Sn2. 28%)。
[0028] (3)把鉛錫合金（Pb69. 97%、Sb4. 21%、Snl2. 01%、Agl638g/t)投入真空爐化料 鍋熔化，按投料量6. 5t/d均勻投入真空爐中進行真空蒸餾分離，真空度保持在6Pa，控制 蒸發盤溫度1000?l〇l〇°C，產出粗錫（Pb2. 87%、Sb3. 05%、Sn92. 1%、AgL 3%)和鉛銻合 金（Pb79. 1%、Sb4. 21%、SnO. 71%、Agll00g/t)，鉛銻合金直接返回鉛電解精煉，錫直收率 89.89%。
[0029] (4)真空爐產出的粗錫（Pb2. 87%、Sb3.05%、Sn92. l%、Agl.3%)鑄成錫陽極板，用錫 電解產出的析出錫鑄成陰極片，裝入電解槽用硅氟酸-硫酸為電解介質進行"混酸"電解精 煉，控制電流密度70A/m 2,電解液溫度31°C，槽電壓0. 29V，電解液循環量23L/min，電解液 中控制 Sn2+50g/L、Sn4+ < 12 g/L、Pb2+ < 1. 0 g/L、游離 H2S0440g/L、游離 H2SiF660g/L，總酸 115g/L，在電解液中按0. 47gAL ·(!)均勻加入牛膠、按0. 041gAL ·(!)均勻加入β -萘酚、按 0.6gAL*d)均勻加食鹽、按5. 2gAL*d)加入甲酚磺酸、按0.65gAL*d)加入重鉻酸鉀， 電解周期4天；經電解精煉產出的析出錫（PbO. 014%、Sb0. 018%、Sn99. 945%、AgO. 0015%)、錫 陽極泥（Pb4. 22%、Sbl8. 91%、Sn36. 01%、Ag27. 18%)，錫陽極泥返回反射爐回收有價銀等有價 金屬，錫電解錫直收率84. 7%。
[0030] (5)把析出錫投入熔化鍋，控制熔化溫度在320°C，熔化時間5小時全部熔化，力口 入4kg/次木糠進行造渣，撈渣干凈后即保持溫度在360°C進行鑄錠，產出錫錠（PbO. 013%、 SbO. 017%、Sn99. 953%、AgO. 0014%)符合國標錫錠 Sn99. 90A 等級，錫的回收率 99. 8%。
【權利要求】
1. 一種粗鉛中回收錫的方法，其特征在于按以下步驟進行： (1) 含錫粗鉛經熔析除銅后，對除銅后的粗鉛中的錫進行富集除錫，產出富錫渣和除錫 后粗鉛，除錫后粗鉛按常規工藝進行鉛冶煉； (2) 將富錫渣和鉛冶煉過程中產出的含錫渣投入還原爐進行常規還原熔煉，產出鉛錫 合金； (3) 將鉛錫合金進行真空蒸餾分離鉛、銻、錫，產出粗錫和鉛銻合金； (4) 將真空蒸餾產出的粗錫，用硅氟酸-硫酸作為電解介質，以牛膠、β -萘酚、食鹽為 添加劑進行"混酸"電解精煉得到析出錫，析出錫經常規火法熔煉得到國標錫錠產品。
2. 根據權利要求1所述的粗鉛中回收錫的方法，其特征在于：粗鉛除銅后，以粗鉛中錫 質量的0. 5?1. 0倍加入硝石作為氧化劑、錫質量的1?1. 3倍加入燒堿作為捕集劑、錫質 量的0. 1?0. 4倍加入食鹽作為抑制劑，在400?450°C條件下進行富集除錫3. 5?4. Oh。
3. 根據權利要求1所述的粗鉛中回收錫的方法，其特征在于：真空蒸餾溫度為1000? 1010°C，真空度為5?10Pa，產出的鉛銻合金可直接返回鉛濕法電解精煉中。
4. 根據權利要求1所述的粗鉛中回收錫的方法，其特征在于：采用硅氟酸-硫酸為電 解介質的"混酸"電解，電解介質中Sn2+為40?50g/L、Sn 4+彡12 g/L、Pb2+彡1. 0 g/L、游 離H2S04為30?40g/L、游離H2SiF 6控制在55?65g/L、總酸110?120g/L，同時在電解 介質中按〇. 415?0. 615g/(L*d)加入食鹽、按3. 55?5. 27g/(L*d)加入甲酚磺酸、按 0· 23?(λ 70 gAL ·(!)加入重鉻酸鉀、按（λ 462g?(λ 662gAL ·(!)加入牛膠、按(λ 040? 0. 060gAL*d)加入β-萘酚，在電流密度為65?75 A/m2,槽電壓0. 16?0. 22V、26? 33 °C下經電解精煉產出析出錫。
【文檔編號】C25C1/14GK104141152SQ201410361966
【公開日】2014年11月12日 申請日期:2014年7月28日 優先權日:2014年7月28日
【發明者】香欽華, 況正國, 沈江, 盧林 申請人:蒙自礦冶有限責任公司