脆硫铅锑矿综合回收铜铋实践.pdf

2 6 有色金属 冶炼部分 2 0 0 5 年5 期 脆硫铅锑矿综合回收铜铋实践 安剑刚 华锡集团河池冶金化工厂，广西河池5 4 7 0 0 0 摘要介绍我厂从脆硫铅锑矿炼银转渣和粗铅熔析铜渣中回收铜、铋，产出合格的精铋和精铜的生产工 艺流程。 关键词脆硫铅锑矿；综合回收；铜；铋 中图分类号T F 8 1 7文献标识码A文章编号1 0 0 7 7 5 4 5 2 0 0 5 0 5 0 0 2 6 0 3 P r a c t i c eo fC o m p r e h e n s i v eR e c o v e r yC ua n dB if r o mJ a m c s o n i t e A NJ i a n g a n g H e c h iM e t a l l u r g i c a l C h e m i c a lP l a n t ，S i n o - t i nG r o u p ，H e c h i ，G u a n g x i5 4 7 0 0 0 ，C h i n a A b s t r a c t T h ep r o c e s so fr e c o v e r yC ua n dB if r o ms i l v e rc o n v e r t i n gs l a ga n dc o p p e rs l a go fj a m c s o n i t ea r ei n t r o d u c e di nd e t a i lb a s e do no u rp l a n tp r a c t i c e ． K e y w o r d s J a m c s o n i t e ；C o m p r e h e n s i v er e c o v e r y ；C u ；B i 华锡集团河池冶金化工厂年产铅锑达1 ．5 万t 。 年处理脆硫铅锑矿及其他铅锑矿近3 万t ，每年进入 流程的铋约有2 0 t ，铜5 0 t 左右，随着铜、铋在流程中 的不断富集，已严重影响了铅锑产品的质量，为使 铜、铋从流程中开路，提高铅锑产品质量，提高经济 效益。从2 0 0 2 年开始，经过2 年多来的实践与摸 索，总结出了一条从炼银转渣和粗铅熔析铜渣中回 收铜、铋的路子。 1工艺简述及流程 将炼银转渣和粗铅熔析铜渣按一定比例配人还 原剂和纯碱，经反射炉还原熔炼和氧化吹炼，产出铅 锑铜铋多元合金。再经熔析后分离为铅铋合金和锑 铜合金，铅铋合金电解产出电铅和铋阳极泥，锑铜合 金进入转炉吹炼产出粗铜，铋阳极泥经吹炼、精炼可 产出精铋。工艺流程见图1 。 2炼银转渣和粗铅熔析铜渣的熔炼 2 ．1 原料主要化学成分 作者简介安剑刚 1 9 7 4 一 ，男，贵州省思南县人，工程师 铅锑铜铋多元合金炉渣和烟尘 图1 工艺流程图 F i g ．1 T h es k e t c h m a po ff l o w s h e e t 炼银转渣 ％ P b5 5 ～6 0 、S b1 5 ～2 0 、C u5 ～ 8 、B i1 2 ～1 5 、A g0 ．2 5 - - 0 ．3 ；粗铅熔析铜渣 ％ P b 3 5 - - 4 0 、S b3 5 ～4 0 、C u2 0 ～2 5 、B i1 ～2 、A g0 ．1 5 ～ 万方数据 有色金属 冶炼部分 2 0 0 5 年5 期 2 7 0 ．2 0 。 2 ．2 操作条件 按原料还原剂纯碱 1 0 0 8 ～1 0 2 ～3 配 好料后，投入反射炉进行还原熔炼，熔炼温度1 0 0 0 ℃，扒净渣后架风管吹炼，吹炼温度8 5 0 ℃，挥发 部分锑，产出铅锑铜铋多元合金，合金含铅6 5 ％～ 7 0 ％、锑2 0 ％～2 2 ％、铜1 5 ％- - 2 0 ％、铋5 ％～8 ％。 3 锑铜铋多元合金的熔析 将多元合金投入熔析炉，铅和铋由于熔点较低， 主要以铅铋合金形式从炉尾合金口流出，铅铋合金 含P b7 7 ％～8 5 ％、B i1 0 ％～1 2 ％、S b1 5 ％～2 0 ％、 C u0 ．5 ％～1 ．0 ％，将炉内残渣返回反射炉还原熔炼 后再二次熔析，锑和铜由于熔点较高，以锑铜合金的 形式残留于熔析炉内，锑铜合金含P b2 0 ％～2 4 ％、 B il ％～2 ％、S b2 5 ％～3 0 ％、C u3 5 ％～4 0 ％，将其 送到转炉工序作为炼铜的原料。 4 铋的回收 4 ．1 铅铋合金电解 铅铋合金电解与粗铅电解原理类似，阳极为铅 铋合金，阴极为纯铅片，电解液由硅氟酸和硅氟酸铅 组成。不同之处在于因铅铋合金铅低铋高，必须采 用低电流密度电解。 铅铋合金电解技术条件 阳极成份 ％ P b7 0 ～8 5 、B i1 0 ～2 0 、S b8 ～ 1 0 、C u2 ～3 ； 电解液组成 g ／L 总酸1 2 0 、P b7 5 ～8 5 、C u 0 ．0 2 、B i 0 ．0 0 5 、S b 0 ．8 ； 电流密度8 0 ～1 0 0 A ／m 2 、槽电压0 ．4 - - 0 ．6 V 、同 极距9 0 m m 、每槽阳极1 9 片、阴极2 0 片； 电解液循环量2 0 ～3 0 L ／m i n 、添加剂牛胶0 ．5 - - 0 ．8 k g ／t 、p 萘酚5 ～8 9 ／t ； 铅铋合金电解产物成分 ％ 析出铅含P b 9 9 ．9 9 4 、B i 0 ．0 0 1 、S b 0 ．0 0 0 5 、C u 0 ．0 0 0 3 、A g 0 ．0 0 0 3 ；铋阳极泥含P b8 ～1 2 、B i3 5 ～4 0 、S b5 0 ～5 5 、C u0 ．8 ～1 ．2 、A g0 ．8 ～1 ．2 。 4 ．2 铋阳极泥的熔炼与吹炼 由于铋阳极泥含锑较高，一般达到5 0 ％～ 5 5 ％，因此必须进行氧化吹炼，挥发吹锑，一般控制 熔料温度8 0 0 ℃，吹炼温度6 0 0 1 2 ，部分铅氧化造渣 可产出含铋8 5 ％以上、银5 ％～1 0 ％的粗铋，。 4 ．3 粗铋精炼 由于粗铋含银较高，一般可先进行提银操作，以 防银的分散和损失。铋的火法精炼在精炼锅内进 行，火法精炼一般包括以下工序 熔析及加硫除铜；氧化精炼除砷、锡；碱性精炼 除锡、硫；加锌除银；氯化精炼除铅、锌及最终精炼。 由于原料含硫、锡较低可不考虑除硫、锡操作。 4 ．3 ．1 熔析除铜 其原理是利用铜在铋液中熔解度随温度而异的 特性，控制适当的温度，使铜析出而除去。铜与银、 铅分别生成难熔的砷化铜 C u 3 A s 2 ，锑化铜 C u 3 S b 2 或C u A S 、C u _ S b 共晶固熔体，呈浮渣形 态分离。 4 ．3 ．2 氧化精炼 其原理主要是基于A s 、S b 的氧化物与铋的氧 化物的自由焓相差很大，铅银优先氧化生成氧化砷 和氧化锑挥发而与铋液分离。除铜后的铋液，升温 至6 8 0 - - 7 5 0 ℃，鼓入压缩空气，使赴、S b 挥发，作业 时间根据粗铋中的瓜、S b 含量而定，一般为4 ～ 1 2 h ，至白烟稀薄、铋液表面出现氧化铅渣时，则为除 A s 、S b 的终点。 4 ．3 ．3 加锌除银 加锌除银是基于锌与银生成稳定的难熔化合 物。如A 9 2 Z n 3 熔点6 6 5 1 2 、A 9 2 Z n 5 熔点6 3 6 1 2 ； 这些化合物密度小，产出浮渣除去的关键在于控制 好加锌量，加锌温度及捞渣温度。加锌量按秘鲁奥 罗 o r o y a 炼铋厂的经验公式 G Z n 1 2 ．5 2 0 A G Z n 一每吨铋液加锌量 k g ；A l 一铋液含银百分 数 ％ 加锌除银一般视含锌量高低，要进行2 ～3 次， 第一次加锌量为加锌总量的2 ／3 ，此时温度控制 5 2 0 ℃，人工搅拌，升温至6 8 0 ℃，然后降温至4 0 0 ～ 4 5 0 ℃，用有孔漏瓢捞渣，渣在铋液中呈砂粒状，银锌 含量高时要相应提高捞渣温度。 4 ．3 ．4 氯化精炼除铅锌 控制温度3 2 0 ～3 4 0 ℃，通入氯气，每锅插入通 氯管4 ～8 根。插入深度3 0 0 ～4 0 0 m m 。插入太浅， 氯气易逸出挥发，下层含铅高的液体难氯化，插管太 深，则通氯阻力大，钢锅易被氯气腐蚀。 Z n C l ，熔点2 8 3 ℃，由于密度小，上浮至液面，形 成灰白色薄膜，当开始出现深灰色渣，则为除锌终 点，此时将液态的氧化锌渣舀出。 氯化除铅时，为加快速度和提高氯气利用率，操 作温度一般控制在3 5 0 ～4 0 0 ℃，氯化铅渣呈固态浮 于表面，捞渣时先停氯气，升温至5 0 0 ℃以上，使渣 万方数据 2 8 有色金属 冶炼部分 2 0 0 5 年5 期 呈液态时舀出，从而减少渣中夹带铋金属，除铅过程 可分多次完成，但每次通氯温度控制在3 5 0 ～ 4 0 0 ℃。其终点判断主要通过取试样目测。当试样 表面发黑，不冒金属小珠，其断面贯通致密的垂直条 纹状结晶，呈金属光泽，无灰色斑点，则为除铅终点。 此时铋液含铅 9 9 ．9 9 ％以上。 5铜的回收 5 ．1 锑铜合金吹炼 将锑铜合金投入转炉吹炼，控制熔料温度 10 0 0 ℃以上，吹炼温度8 5 0 ℃，挥发除去锑，直到S b 8 5 ％以上的粗铜。 5 ．2 粗铜电解 粗铜电解与铜电解类似，由于粗铜杂质含量高， 只能采用低电流密度电解。 6结语 该工艺创造性地在脆硫铅锑矿处理中探求了一 条从炼银转渣和粗铅熔析铜渣中回收铜、铋的好路 子，产出了合格的精铋、精铜。这对于综合回收脆硫 铅锑矿的各种有价金属，提高经济效益具有重大的 推广应用价值。 上接2 5 页 2 ．2 二段渣的处理6 0 9 ／L ，常温下搅拌4 h ，终点p H 5 ．0 ；渣用量为 采用中酸常温处理，即前液酸度控制在5 5 ～ 2 0 0 9 ，前液体积1 ．0 L ，试验数据见表2 。 表2 处理二段渣试验结果 T a b l e2T h et e s tr e s u l t so ft r e a t i n g2 n ds t e ps l a g 3结论 1 净化渣分开处理是可行的。一、三段净化 渣采用低酸、高温处理，锌的浸出率平均达到 9 4 ．3 4 ％，镉的浸出率平均达到8 5 ．5 9 ％，后液含钴 小于0 ．0 0 5 9 ／L 。二段净化渣采用中酸、常温处理， 锌浸出率平均达到9 4 ．9 9 ％，镉浸出率平均达到 9 1 ．2 9 ％，后液含钴小于0 ．0 0 8 9 ／L ； 2 采用以上工艺处理净化渣，可免去镉工段 现行的除钴净化工艺，每吨电锌成本可降低3 0 元； 3 二段净化渣处理后，渣含钴可富集到0 ．7 ％ 以上，方便进一步富集钴或出售； 4 二段渣占净化渣总量的3 ／5 以上，若采用 常温处理，可节省升温用的蒸汽。 万方数据