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从铋渣中回收铜铋实验研究 ① 谭代娣１， 蒋朝金１， 杨跃新１， 邓 涛２ （１．郴州市金贵银业股份有限公司，湖南 郴州 ４２３０３８； ２．浙江科菲科技股份有限公司，浙江 嘉兴 ３１４００６） 摘 要 采用硫酸和盐酸两段浸出，使铋渣中的铜和铋与其他有价金属分离，再经旋流电解提取浸出液中的铜和铋，从而回收铋渣 中的铜和铋。 实验结果表明，硫酸浸出铜工序中，在硫酸用量为理论量的 ３ 倍、双氧水用量为原料的 ４０％、液固比 ５ ∶１、浸出温度 ７０～８０ ℃、浸出时间 ２ ｈ 条件下，铜浸出率达 ９１％；浸铜后的渣用盐酸浸出铋，在盐酸用量为理论量的 ２～３ 倍、液固比 ５∶１、浸出温度 ７０～８０ ℃、浸出时间 ２ ｈ 条件下，铋浸出率达 ９８％。 对含铜浸出液和含铋浸出液进行旋流电解，得到含铜 ９９．９５％的阴极铜及含铋 ９６．７８％的粗铋，且铜回收率达 ９９．０％，铋回收率达 ９８．０％。 关键词 铋渣； 酸浸； 铜； 铋； 旋流电解 中图分类号 ＴＦ１１１文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０６．０２６ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０６－０１００－０４ Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ Ｂｉｓｍｕｔｈ ｆｒｏｍ Ｂｉｓｍｕｔｈ Ｓｌａｇ ＴＡＮ Ｄａｉ⁃ｄｉ１， ＪＩＡＮＧ Ｃｈａｏ⁃ｊｉｎ１，ＹＡＮＧ Ｙｕｅ⁃ｘｉｎ１， ＤＥＮＧ Ｔａｏ２ （１．Ｊｉｎｇｕｉ Ｓｉｌｖｅｒ Ｉｎｄｕｓｔｒｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈｅｎｚｈｏｕ ４２３０３８， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ；２． Ｚｈｅｊｉａｎｇ Ｋｅｆｅｉ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｊｉａｘｉｎｇ ３１４００６， Ｚｈｅｊｉａｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｔｈｅ ｔｅｓｔ ｆｏｒ ｒｅｃｏｖｅｒｉｎｇ ｃｏｏｐｅｒ ａｎｄ ｂｉｓｍｕｔｈ ｉｎ ｂｉｓｍｕｔｈ ｓｌａｇ， ａ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｔｗｏ⁃ｓｔａｇｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｗｉｔｈ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ａｎｄ ｈｙｄｒｏｃｈｌｏｒｉｃ ａｃｉｄ ｗａｓ ｆｉｒｓｔｌｙ ａｄｏｐｔｅｄ ｔｏ ｓｅｐａｒａｔｅ ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｂｉｓｍｕｔｈ ｆｒｏｍ ｏｔｈｅｒ ｍｅｔａｌｓ， ｗｈｉｃｈ ｗｅｒｅ ｔｈｅｎ ｅｘｔｒａｃｔｅｄ ｆｒｏｍ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｂｙ ｃｙｃｌｏｎｅ ｅｌｅｃｔｒｏｌｙｓｉｓ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ ｓｔｅｐ ｏｆ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｃｏｏｐｅｒ ｂｙ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ａｔ ａ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ７０ ～ ８０ ℃ ｆｏｒ ２ ｈ， ｗｉｔｈ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｄｏｓａｇｅ ｔｈｒｅｅ ｔｉｍｅｓ ｏｆ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｍｏｕｎｔ， ａｄｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｈｙｄｒｏｇｅｎ ｐｅｒｏｘｉｄｅ ｉｎ ｔｈｅ ｑｕａｎｔｉｔｙ ｏｆ ４０％ ｏｆ ｒａｗ ｍａｔｅｒｉａｌｓ， ｌｉｑｕｉｄ／ ｓｏｌｉｄ ｒａｔｉｏ ｏｆ ５ ∶１， ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ ｏｆ ｃｏｐｐｅｒ ｒｅａｃｈｉｎｇ ９１％． Ｔｈｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｌｅａｃｈ ｒｅｓｉｄｕｅ ｗａｓ ｔｈｅｎ ｌｅａｃｈｅｄ ｂｙ ｈｙｄｒｏｃｈｌｏｒｉｃ ａｃｉｄ ａｔ ａ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ７０～８０ ℃ ｆｏｒ ２ ｈ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｄｏｓａｇｅ ｏｆ ｈｙｄｒｏｃｈｌｏｒｉｃ ａｃｉｄ ａｔ ２～３ ｔｉｍｅｓ ｔｈｅ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｍｏｕｎｔ， ｌｉｑｕｉｄ／ ｓｏｌｉｄ ｒａｔｉｏ ｏｆ ５∶１， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｂｉｓｍｕｔｈ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ ａｔ ９８％． Ｂｏｔｈ ｃｏｐｐｅｒ⁃ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ａｎｄ ｂｉｓｍｕｔｈ⁃ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｆｒｏｍ ｐｒｅｖｉｏｕｓ ｓｔｅｐｓ ｗｅｒｅ ｔｈｅｎ ｔｒｅａｔｅｄ ｂｙ ｃｙｃｌｏｎｅ ｅｌｅｃｔｒｏｌｙｓｉｓ， ｙｉｅｌｄｉｎｇ ａ ｃｏｐｐｅｒ ｃａｔｈｏｄｅ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ９９．９５％ ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｐｏｗｄｅｒｅｄ ｃｒｕｄｅ ｂｉｓｍｕｔｈ ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ９６．７８％ ｂｉｓｍｕｔｈ， ｗｉｔｈ ｃｏｐｐｅｒ ａｎｄ ｂｉｓｍｕｔｈ ｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓ ａｔｔａｉｎｉｎｇ ９９．０％ ａｎｄ ９８．０％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｂｉｓｍｕｔｈ ｓｌａｇ； ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ； ｃｏｐｐｅｒ； ｂｉｓｍｕｔｈ； ｃｙｃｌｏｎｅ ｅｌｅｃｔｒｏｌｙｓｉｓ 采用火法冶炼从铅阳极泥中回收金银时，产出的 铋渣是回收铋的重要原料［１］。 传统火法工艺是将铋 渣用反射炉或转炉熔炼成粗铋，然后再用火法将粗铋 精炼成精铋［２］。 由于铋渣中含有铅、铜、银、金等金 属，这些金属在熔炼时几乎全部进入粗铋中，给粗铋精 炼带来困难，使得精炼过程十分复杂、精炼周期拉长、 消耗增加。 典型的湿法工艺是用盐酸浸出铋渣中铜、 铋，水解回收氯氧铋，置换回收海绵铜［３］。 该工艺酸 碱消耗高，产出的铁盐溶液不好处理。 也有湿法⁃火法 联用工艺，即铋渣经盐酸浸出铜、铋后，分步水解得到 氯氧铋、氯氧铜，氯氧铋转型为氧化铋，再火法精炼得 到精铋［４－５］。 本文采用硫酸和盐酸两段浸出，使铋渣 中的铜和铋与其他有价金属分离，再经旋流电解提取 浸出液中的铜和铋，从而回收铋渣中的铜和铋。 １ 实 验 １．１ 实验原料及设备 实验原料为某厂铅阳极泥采用火法回收金银后产 ①收稿日期 ２０１６－０６－１８ 作者简介 谭代娣（１９８７－），女，湖南郴州人，工程师，硕士，主要从事有色金属冶金研究。 第 ３６ 卷第 ６ 期 ２０１６ 年 １２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №６ Ｄｅｃｅｍｂｅｒ ２０１６ 万方数据 生的铋渣，成分见表 １。 由表 １ 可知，铋渣中主要含有 铅、铋、铜、锑、银等有价金属，具有综合回收利用价值。 铋渣中的有价金属主要以氧化物的形式存在，少量以 金属单质形式存在；其中还有部分铜以氧化亚铜形式 存在。 表 １ 铋渣主要化学成分（质量分数） ／ ％ ＰｂＢｉＣｕＡｇＳｂＡｓ其他 ２９．２２３４．９１１２．５６２．１０５．１４０．２７１５．８ 浸出实验在常压下、在烧杯中进行；旋流电解设备 由浙江科菲科技股份有限公司生产，容积 ５ Ｌ。 １．２ 实验原理 １．２．１ 硫酸氧化浸铜 铋渣经破碎、球磨处理后，加入适量的硫酸，反应 方程式如下 ＰｂＯ ＋ Ｈ２ＳＯ４􀪅􀪅ＰｂＳＯ４↓ ＋ Ｈ２Ｏ（１） Ｂｉ２Ｏ３＋ ２Ｈ２ＳＯ４􀪅􀪅２Ｂｉ（ＯＨ）ＳＯ４↓ ＋ Ｈ２Ｏ （２） Ｃｕ２Ｏ ＋ Ｈ２Ｏ２＋ ２Ｈ２ＳＯ４􀪅􀪅２ＣｕＳＯ４＋ ３Ｈ２Ｏ （３） ＣｕＯ ＋ Ｈ２ＳＯ４􀪅􀪅ＣｕＳＯ４ ＋ Ｈ ２Ｏ （４） 由上述反应可知，铜与硫酸反应后生成硫酸铜进 入溶液中，其他金属留在渣中。 因此，硫酸浸出可使铜 与其他金属分离。 浸出液中的硫酸铜送旋流电解工序 回收铜。 １．２．２ 盐酸浸铋 硫酸浸出所得浸出渣，含有铋、铅与未完全反应的 铜、银、砷、锑等，盐酸浸出时发生如下反应 Ｂｉ（ＯＨ）ＳＯ４＋ ３ＨＣｌ􀪅􀪅ＢｉＣｌ３ ＋ Ｈ ２ＳＯ４ ＋ Ｈ ２Ｏ （５） Ｂｉ２Ｏ３＋ ６ＨＣｌ􀪅􀪅２ＢｉＣｌ３＋ ３Ｈ２Ｏ（６） ＣｕＯ ＋ ２ＨＣｌ􀪅􀪅ＣｕＣｌ２ ＋ Ｈ ２Ｏ （７） Ａｇ２Ｏ ＋ ２ＨＣｌ􀪅􀪅２ＡｇＣｌ↓ ＋ Ｈ２Ｏ（８） Ｓｂ２Ｏ３＋ ６ＨＣｌ􀪅􀪅２ＳｂＣｌ３＋ ３Ｈ２Ｏ（９） ＳｂＣｌ３ ＋ Ｈ ２Ｏ􀪅􀪅ＳｂＣｌＯ↓ ＋ ２ＨＣｌ （１０） 各金属氯化物在盐酸溶液中的溶解度不同，通过 压滤可实现金属的初步分离，ＢｉＣｌ３、ＣｕＣｌ２（少量）主要 存在于溶液中，而铅、银、锑主要以 ＰｂＳＯ４、ＡｇＣｌ、ＳｂＣｌＯ 沉淀的形式进入铅锑银渣中，实现铋与其他金属的分 离。 盐酸浸出渣用稀盐酸洗涤后，回收银等其他金属。 盐酸浸出液通过旋流电解回收铋。 １．２．３ 旋流电解 旋流电解技术［６］是一种利用溶液旋流的工作方 式对有价金属进行选择性电解的新技术，其原理是基 于各金属离子理论析出电位的差异，即被提取金属只 要与溶液体系中其他金属离子有较大的电位差，则电 位较正的金属离子易于在阴极优先析出。 关键是通过 溶液高速旋流消除浓差极化等对电解的不利影响，避 免传统电解方式中离子浓度、析出电位、浓差极化、ｐＨ 值等的影响，从而可以通过简单的技术条件生产出高 质量的金属产品。 该技术特别适合冶金行业对浓度 低、成分复杂溶液的选择性电解分离和提纯，以及废水 中重金属离子的脱除过程［７］。 图１ 为传统电解技术与 旋流电解技术工作原理对比图。 1;8/ 9B 1;3D B, 1; 3D *1DD4;1DD 9AD 4, 1;3D B, A0- A0-0 0 图 １ 传统电解技术与旋流电解技术工作原理对比 １．３ 实验流程及方法 取 １００ ｇ 破碎球磨后的铋渣，加入一定量的双氧 水、硫酸，控制一定的液固比、温度，搅拌浸出一段时间 后抽滤分离，得到含铜浸出液和浸铜后的浸出渣，铜浸 出液放置备用；往浸出渣中加入一定量的盐酸，控制一 定的液固比、温度，搅拌浸出一段时间后抽滤分离，得 到含铋浸出液和浸铋后的余渣，铋浸出液放置备用，余 渣主要含铅、锑、银等金属，返生产系统进行火法熔炼 回收其他有价金属。 最后，将铜浸出液和铋浸出液分 别进行旋流电解提取铜和铋。 实验流程如图 ２ 所示。 0, 1* VB V1*A8/; 1* 1*B ,1A*V 41 1,1A 41 1*A HCl H2SO4
/0 图 ２ 实验流程 １０１第 ６ 期谭代娣等 从铋渣中回收铜铋实验研究 万方数据 ２ 实验结果与讨论 ２．１ 硫酸浸铜 ２．１．１ 硫酸用量对铜浸出率的影响 固定液固比 ５ ∶１、双氧水用量 ２０ ｍＬ、浸出温度 ６０ ℃、浸出时间 ２ ｈ，考察了硫酸用量对铜浸出率的影 响，结果见表 ２。 表 ２ 硫酸用量对铜浸出率的影响 硫酸 用量 浸铜液浓度／ （ｇＬ －１ ） 浸出渣金属含量／ ％铜浸出率／ ％ ＢｉＣｕＰｂＢｉＣｕ液计渣计 理论量０．００２１７．４３０３３．７９３５．７６２．５６７３．５６ ７８．７４ 理论量２０．２９６２１．０５０２５．０７３２．５４３．０５７５．３９ ７５．３１ 理论量３１．２６８２７．２３０２７．４５２９．２９２．０１８２．３８ ８３．２０ 理论量３．５１．４５５２２．８５０２５．０６２８．３５２．５９７６．４３ ７７．０７ 注硫酸的理论量以铜含量为准进行计算，下同。 由表 ２ 可见，当硫酸用量为理论量的 ３ 倍时，铜浸 出率最高。 随着硫酸用量增加，铜浸出液中铋含量会 逐渐升高，其原因是铋与硫酸反应生成的Ｂｉ（ＯＨ）ＳＯ４ 沉淀有一定的溶解性，因此生成的Ｂｉ（ＯＨ）ＳＯ４越多，其 溶解也越多，即铋含量越高。 综合考虑，选用硫酸用量 为理论量的 ３ 倍。 ２．１．２ 双氧水用量对铜浸出率的影响 固定液固比 ５∶１、硫酸用量为理论量的 ３ 倍、浸出 温度６０ ℃、浸出时间２ ｈ，考察了双氧水用量对铜浸出 率的影响，结果见表 ３。 表 ３ 双氧水用量对铜浸出率的影响 双氧水用量 ／ ｍＬ 浸铜液浓度／ （ｇＬ －１ ）浸出渣金属含量／ ％铜浸出率／ ％ ＢｉＣｕＰｂＢｉＣｕ液计渣计 ０１．６６４１７．２６０２７．２１３０．３０４．１４５６．３６ ６５．２１ ２０１．６０４２１．６６０２８．７９３１．４４１．４５７７．６３ ８８．２１ ４０１．２７５２２．２８０２８．５２３１．１６１．２６８５．１５ ８９．６０ ６０１．３８４２０．７７０２７．７４３０．５５１．４３８１．０５ ８７．９８ 由表 ３ 可见，随着双氧水用量增加，铜浸出率先增 大后减小。 不加双氧水直接硫酸浸出，铜浸出率为 ６５．２１％；双氧水用量为 ４０ ｍＬ 时，铜浸出率达到最大 值，为 ８５．１３％。 这一实验结果进一步证明铋渣中有部 分铜以氧化亚铜的形式存在，因此，需要加氧化剂将其 氧化为二价铜。 双氧水最佳用量为 ４０ ｍＬ，即相当于 加入量为 ４０％（ｖ／ ｍ）。 ２．１．３ 浸出温度对铜浸出率的影响 固定液固比 ５∶１、硫酸用量为理论量的 ３ 倍、双氧 水用量为 ４０ ｍＬ、浸出时间 ２ ｈ，考察了浸出温度对铜 浸出率的影响，结果见表 ４。 由表 ４ 可见，随着温度升 高，铜浸出率逐渐提高；体系温度由 ７０ ℃ 升至 ９０ ℃ 时，铜浸出率变化不大。 综合考虑，最佳浸出温度选择 ７０～８０ ℃。 表 ４ 浸出温度对铜浸出率的影响 浸出温度 ／ ℃ 浸铜液浓度／ （ｇＬ －１ ） 浸出渣金属含量／ ％铜浸出率／ ％ ＢｉＣｕＰｂＢｉＣｕ液计渣计 ２５１．２０１１９．８９２２７．８５３１．１８３．５４６６．５２ ７０．５６ ４０１．１５６２１．８３４２７．６９３０．７２２．５２７８．２３ ７８．６８ ６０１．２４５２２．９５２２８．０８３０．９５１．１８８４．０６ ９０．０８ ７０１．２６２２５．１５４２８．４５３１．５０１．０７８８．１２ ９１．２４ ９０１．１８９２３．０９４２７．３７３０．８４１．０１８８．２６ ９１．５６ ２．１．４ 硫酸浸铜优化条件实验 根据以上实验，称取 １００ ｇ 铋渣，按最佳条件，即 液固比 ５∶１、硫酸用量为理论量的 ３ 倍、双氧水用量为 ４０ ｍＬ、７０～８０ ℃ 条件下浸出 ２ ｈ，进行最佳条件验证 实验，结果见表 ５。 表 ５ 最佳条件平行实验结果 序号 浸铜液浓度／ （ｇＬ －１ ）浸出渣金属含量／ ％铜浸出率／ ％ ＢｉＣｕＰｂＢｉＣｕ液计渣计 １１．１８６２２．８２５２８．２４３１．４８１．１５８７．２３９０．６５ ２１．２１４２５．３１１２７．８７３０．８５１．０６８８．１６９１．０８ ３１．１９０２２．４７７２８．４２３２．０２１．０８８７．６９９１．２４ 由表 ５ 可见，在最佳实验条件下能很好地实现铜 与其他金属的分离，有利于下一步盐酸浸出回收铋。 ２．２ 盐酸浸铋 由于溶液的酸度对旋流电解的电解效率会有影 响，因此这里主要考察盐酸用量对铋浸出率的影响。 将最佳条件下浸出铜的一次渣，加入不同量的盐 酸，在液固比 ５∶１、温度 ７０～８０ ℃条件下浸出 ２ ｈ，结果 见表 ６。 表 ６ 盐酸用量对铋浸出率的影响 盐酸用量 ／ ｍＬ 浸铋液浓度／ （ｇＬ －１ ）余渣金属含量／ ％铋浸出率／ ％ ＢｉＣｕＰｂＢｉＣｕ液计渣计 ５０５８．００３１．９５６５１．３３５．６１０．４６７８．０９ ９１．２６ ８０５９．６００１．８０９５８．４５３．９１０．２５７８．５３ ９４．１１ １００６１．５９０１．７２２５８．３７１．３１０．１７８４．６８ ９８．０９ １５０６０．１５２１．６２１５８．６９０．８６０．１２８４．４５ ９８．７９ 由表６ 可知，当盐酸用量为理论量的 ２ 倍（１００ ｍＬ） 与 ３．５ 倍（１５０ ｍＬ）时，铋浸出率差别不大。 考虑到酸 度越高，旋流电解电耗越高，电解效率越低，选取理论 量的 ２～３ 倍为最佳盐酸用量。 ２．３ 旋流电解提取铜铋 ２．３．１ 旋流电解提取铜 将浸出实验得到的铜浸出液（铜含量 ２３．０４ ｇ／ Ｌ） ２０１矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据 进行旋流电解。 电解工艺条件为电流密度 ５００ Ａ／ ｍ２，电 压２．２０ Ｖ，此时电流效率９３％，电耗约２０００ ｋＷｈ／ ｔ。 随 着电解液的循环，最终电解液中铜含量低至 ０．２ ｇ／ Ｌ，回 收率为 ９９．１３％。 旋流电解提取铜得到的阴极铜片的 化学成分见表 ７。 由表 ７ 可见，旋流电解得到的阴极 铜质量达到 ＧＢ／ Ｔ ４６７－２０１０（Ｃｕ－ＣＡＴＨ－２）１ 号标准 铜要求。 表 ７ 产品阴极铜化学成分（质量分数） ／ ％ ＣｕＢｉＳＡｇＰｂＳｂＡｓ ９９．９５０．０００６０．００２５０．００２０．００１５０．００１５ ２．３．２ 旋流电解提取铋 将浸出实验得到的铋浸出液（铋含量 ５９．９５ ｇ／ Ｌ）进 行旋流电解。 电解工艺条件为电流密度 ９００ Ａ／ ｍ２，电 压 ３．０ Ｖ，此时电解效率约 ５７％，电耗约 ２ ５００ ｋＷｈ／ ｔ。 随着电解液的循环，最终电解液中铋含量低至 １．２０ ｇ／ Ｌ， 回收率达 ９８．０％。 旋流电解提取铋得到的铋粉成分见 表 ８。 由表 ８ 可见，旋流电解得到的铋粉纯度较高，含 少量铜，其他杂质含量较少，可以大大降低火法精炼 难度。 铅及其他金属主要富集在残渣中，返回银冶炼系 统进行火法回收。 表 ８ 产品铋粉化学成分（质量分数） ／ ％ ＢｉＣｕＡｇＰｂＳｂＡｓ ９６．７８１．８７０．１３０３０．２５０．１９＜０．１ ３ 结 论 １） 用 Ｈ２ＳＯ４、ＨＣｌ 分别浸出铋渣中的铜和铋，得 到硫酸铜溶液和氯化铋溶液，经旋流电解得到纯度 ９９．９５％的阴极铜及纯度 ９６．７８％的粗铋。 ２） 硫酸浸铜工序的最佳工艺参数为硫酸用量为 理论量的 ３ 倍、双氧水用量为原料的 ４０％、液固比 ５ ∶１、 浸出温度 ７０～８０ ℃、浸出时间 ２ ｈ，铜浸出率达 ９１％。 ３） 考虑酸度对后续旋流电解的影响，盐酸浸铋工 序的最佳工艺参数为盐酸用量为理论量的 ２～３ 倍、 液固比 ５∶１、浸出温度 ７０～８０ ℃、浸出时间 ２ ｈ，铋浸出 率达 ９８％。 ４） 旋流电解提取时，铜回收率达 ９９％，铋回收率 达 ９８％。 参考文献 ［１］ 童高才． 铅阳极泥中铋的回收［Ｊ］． 有色矿冶， ２００２，１８（３）２９－ ３２． ［２］ 朱慧仁，王定良． 铋冶炼有价金属的综合回收［Ｊ］． 株冶科技， １９９２，２０（４）２３２－２３４． ［３］ 何从行． 氧化铋渣综合回收实验研究［Ｊ］． 湖南有色金属， １９９５， １１（２）３９－４１． ［４］ 刘运峰，李利丽． 铋渣湿法处理工艺研究与应用［Ｊ］． 湖南有色金 属， ２００９，２５（１）１７－１９． ［５］ 刘金铭． 从铋渣中回收铋的生产实践［Ｊ］． 湖南有色金属， ２０１５， ３１（４）４７－５０． ［６］ 邓 涛． 旋流电解技术及其应用［Ｊ］． 世界有色金属， ２０１２（１２） ３４－３７． ［７］ 胡 雷，沈李奇，佟永明，等． 旋流电解技术在处理铜阳极泥过程 中的运用［Ｊ］． 有色冶金设计与研究， ２０１５，３６（４）３３－３５． 􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍􀪍 （上接第 ９９ 页） ［２］ 陈厚生． 钒渣石灰焙烧法提取 Ｖ２Ｏ５工艺研究［Ｊ］． 钢铁钒钛， １９９２，１３（６）１－９． ［３］ 金 丹． 钒渣焙烧⁃浸出过程的实验研究［Ｄ］． 沈阳东北大学材 料与冶金学院，２００９． ［４］ 张中豪． 钙化焙烧冶炼 Ｖ２Ｏ５新工艺研究［Ｊ］． 新工艺新技术， １９９９（３）２３－２４． ［５］ 谷 健． 富钒资源钙化焙烧⁃酸浸提钒工艺的基础研究［Ｄ］． 沈 阳东北大学材料与冶金学院，２０１２． ［６］ 尹丹凤，彭 毅，孙朝晖，等． 攀钢钒渣钙化焙烧影响因素研究及 过程热分析［Ｊ］． 金属矿山，２０１２（４）９１－９４． ［７］ 曹海莲，谢 兵，管 挺． 钒铁体系中反式钒铁尖晶石形成及氧化 研究［Ｊ］． 青海大学学报，２０１３，３１（４）２９－３１． ［８］ 史志新，苑天宇，刘锦燕，等． 钙化焙烧钒渣过程中钒尖晶石的矿 物学特征［Ｊ］． 矿冶，２０１４，２３（５）９５－９８． ［９］ 付自碧，尹丹凤，张新霞． 钒渣冷却方式对钒尖晶石颗粒大小及钠 化焙烧效果的影响［Ｊ］． 钢铁钒钛，２０１２，３３（３）６－１０． ［１０］ 王春梅，刘锦燕，史志新． 钒渣物相结构及钙化焙烧相变对钒转 化率的影响因素探讨［Ｊ］． 冶金分析， ２０１５，３５（６）２６－３０． ［１１］ 史志新，刘锦燕，王春梅． 焙烧时间对钒转浸率影响的机理分析 ［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２０１６（２）９－１３． ［１２］ 史志新，刘锦燕． 钒渣焙烧过程中物相的矿物学特征探讨［Ｊ］． 冶金分析，２０１４，３４（７）１２－１７． ［１３］ 史志新，刘锦燕，王春梅． 焙烧时间对钒渣焙烧过程中物相影响 的机理分析［Ｊ］． 钢铁钒钛，２０１５，３６（４）７－１２． ［１４］ 李晓军． 钒渣中尖晶石生长规律及钒渣钙化焙烧机理的研究 ［Ｄ］． 重庆重庆大学材料科学与工程学院，２０１１． ［１５］ 李新生． 高钙低品位钒渣焙烧⁃浸出反应过程机理研究［Ｄ］． 重 庆重庆大学材料科学与工程学院，２０１１． ３０１第 ６ 期谭代娣等 从铋渣中回收铜铋实验研究 万方数据