一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法.pdf

本发明涉及一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，属于火法和湿法相结合的技术领域。首先将贵铅经真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银；将得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣；将得到的粗银经银电解得到银锭，得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液。该方法对贵铅物料的处理工艺流程进行改进，具有工艺流程精炼简洁、节能降耗、优化生产环境的效果。

1.  一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于具体步骤如下：
步骤1：首先将贵铅置于真空炉中，然后控制真空度为10～20Pa、温度为940～960℃、贵铅投料量为69～71g/s条件下真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银；
步骤2：将步骤1得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，步骤1得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣；
步骤3：将步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，步骤2得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出渣应符合铜含量应小于4wt.%的标准，若浸出渣合铜含量大于4wt.%时应进行多段浸出直至符合标准，获得硫酸铜溶液经常温冷却后得到残余液和硫酸铜晶体，残余液返回浸出过程循环使用。

2.  根据权利要求1所述的以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于：所述贵铅包括以下质量百分比组分：Pb40～60%、Sb13～16%、Cu3～4%、Bi8～15%、Ag15～20%；所述转炉前期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb3.8～30%、Sb5.5～25%、Cu16～40%、Bi＜8%、Ag6～12%；所述转炉后期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb＜1%、Sb2～6%、Cu7～13%、Bi＜1.5%、Ag1～4.5%。

3.  根据权利要求1或2任一所述的以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于：所述步骤2高铋铅电解过程具体为：（1）向电解液中加入0.5～0.8kg/t_Pb的牛胶、加入0.02～0.06kg/t_Pbβ-萘酚组合成新的电解液；（2）在组合成的新的电解液中控制电流密度183～190A/m²，电解液中Pb²⁺含量55～80g/l、游离硅氟酸90～120g/l，电解液温度38～45℃，电解液循环量22～27L/min条件下在电解槽中生产72h。

4.  根据权利要求1或2任一所述的以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于：所述步骤2转炉精炼过程具体为：在转炉炉内的温度达到1100℃时，向炉内投入贵铅，保持温度1100～1200℃熔化贵铅，在贵铅大部分熔化之后，将温度降低到900℃，扒熔渣干净；再保持熔液温度850～950℃插入风管表吹氧化挥发造渣除杂，吹炼时间为2～3天，吹炼得到的渣为转炉前期渣；吹炼结束后熔液Ag品位为85～95wt.%，将炉温保持在1100～1200℃进行后期造渣深度除杂，在熔液中加入硝酸钠充分搅拌后架管吹风2～3小时后放尽炉渣，重复以上操作，直到取样化验含Ag＞98wt.%，Cu＜1wt.%时，彻底排干净炉渣，得到转炉后期渣和粗银产品。

5.  根据权利要求1或2任一所述的以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于：所述步骤3中粗银经银电解得到银锭的具体过程为：粗银制成阳极板装入电解槽，在电流密度200～250A/m²、槽电压1.5～2.5V进行电解，控制电解液中Ag80～120g/l、HNO₃4～10g/l、Cu≤40g/l，电解液温度35～45℃，电解液循环速度0.8～1L/min，电解周期96小时，产出含银＞99.99wt.%的银粉；银粉经洗涤烘干后，向石墨坩埚中投入银粉保持温度1200℃进行熔化，熔化后捞净浮渣保持温度在1200℃进行铸锭，得到银锭产品。

6.  根据权利要求1或2任一所述的以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于：所述步骤3中的转炉渣细粉为转炉前期渣细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为13～17：1加入浓度为270～400g/l的硫酸在温度为80～90℃下浸出2～3h，得到一次浸出渣和硫酸铜溶液，一次浸出渣根据相同的参数条件进行多段浸出直至符合标准。

7.  根据权利要求1或2任一所述的以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其特征在于：所述步骤3中的转炉渣细粉为转炉后期渣细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为8～10：1加入浓度为270～400g/l的硫酸在温度为80～90℃下浸出2～3h，得到浸出渣和硫酸铜溶液。

一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法
技术领域
本发明涉及一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，属于火法和湿法相结合的技术领域。
背景技术
目前，从贵铅副产品银转炉渣回收铜方法的现有技术主要有：（1）硫酸加入食盐或盐酸进行浸出回收，其原理是利用铜、铋金属溶于溶液中而其它金属不溶的特点，然后将进入溶液中的铜、铋经置换得到铜铋渣，再进行回收铜，其过程是先将转炉渣破碎、磨细成100目以下粉未，再将其按液固比5～6:1投入硫酸加食盐的溶液中，用机械搅拌，保持浸出温度80～95℃反应2小时，得到浸出液用烧碱或纯碱溶液进行中和水解除铋，水解后液用铁粉置换铜得到海绵铜，置换后液送污水站处理，海绵铜经还原熔产出粗铜，这种方法的主要缺陷是有废水产生；（2）硝酸浸出银转炉渣回收铜，其原理是将银转炉渣中所有金属都溶于硝酸溶液中，然后进行分别回收银、铅、铋、铜等金属，其过程是先将转炉渣破碎、磨细成100目以下粉未，再将其按液固比5～6:1投入硝酸浓度为460～480g/l的硝酸溶液中，用机械搅拌，保持浸出温度60～65℃反应2小时，得到浸出液用加入食盐进行氯化除银、铅，除铅、银后后液再加入烧碱或纯碱溶液进行中和水解除铋，水解后液用铁粉置换铜得到海绵铜；这种方法缺陷是有废水产生、硝酸昂贵且易挥发成本较高；（3）用氨浸—萃取—电积的方法从银转炉渣进行回收铜，其过程是先把银转炉经过两次逆流氨浸，得到的氨浸液进行两级萃取，得到的有机萃取液经洗涤后进行一级反萃，反萃液再进行电积得到电解铜产品，此方法的缺陷是氨易挥发、电积过程电解液蒸发量大、电耗较高造成生产成本较高，且流程较复杂。
本公司贵铅采用原流程是将贵铅直接投入转炉进行吹风氧化造成渣和加碱深度氧化造渣得到银转炉渣和粗银产品，但原流程中产出的银转炉渣存在含铅、铋较高且生产成本高缺点，需将银转炉渣熔炼为合金、合金熔析除铜的步骤才能进一步提取银转炉渣中的铜；得到的粗银经电解后得到银产品，原流程得到的银转炉渣直接投入反射炉熔炼产出高铋合金，高铋合金在精炼锅内熔析除铜时铜进入铜浮渣，经精炼后的高铋合金电解后得到析出铅，析出铅过程中产出的副产品铜浮渣与粗铅熔析除铜产出的铜浮渣一起进入反射炉造冰铜的方法回收铜，但是上述传统流程中回收铅、银和铜方法的缺陷是回收成本高，回收的铜效率低，且冰铜中含银高造成附带损失。
发明内容
针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法。该方法对贵铅物料的处理工艺流程进行改进，具有工艺流程精炼简洁、节能降耗、优化生产环境的效果，从贵铅中产出银转炉渣过程的生产成本比原流程节省了约2037元/吨贵铅，从银转炉渣产出铜产品过程的生产成本比原流程节省了约1500元/tCu，银产品的生产成本比原流程节约了13580元/ tAg，铅产品的生产成本比原流程节约了3395元/tPb，本发明通过以下技术方案实现。
一种以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其具体步骤如下：
步骤1：首先将贵铅置于真空炉中，然后控制真空度为10～20Pa、温度为940～960℃、贵铅投料量为69～71g/s条件下真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银；
步骤2：将步骤1得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，步骤1得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣；
步骤3：将步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，步骤2得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出渣应符合铜含量应小于4wt.%的标准，若浸出渣合铜含量大于4wt.%时应进行多段浸出直至符合标准，获得硫酸铜溶液经常温冷却后得到残余液和硫酸铜晶体，残余液返回浸出过程循环使用。
所述贵铅包括以下质量百分比组分：Pb40～60%、Sb13～16%、Cu3～4%、Bi8～15%、Ag15～20%；所述转炉前期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb3.8～30%、Sb5.5～25%、Cu16～40%、Bi＜8%、Ag6～12%；所述转炉后期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb＜1%、Sb2～6%、Cu7～13%、Bi＜1.5%、Ag1～4.5%。
所述步骤2高铋铅电解过程具体为：（1）向电解液中加入0.5～0.8kg/t_Pb的牛胶、加入0.02～0.06kg/t_Pbβ-萘酚组合成新的电解液；（2）在组合成的新的电解液中控制电流密度183～190A/m²，电解液中Pb²⁺含量55～80g/l、游离硅氟酸90～120g/l，电解液温度38～45℃，电解液循环量22～27L/min条件下在电解槽中生产72h。
所述步骤2转炉精炼过程具体为：在转炉炉内的温度达到1100℃时，向炉内投入贵铅，保持温度1100～1200℃熔化贵铅，在贵铅大部分熔化之后，将温度降低到900℃，扒熔渣干净；再保持熔液温度850～950℃插入风管表吹氧化挥发造渣除杂，吹炼时间为2～3天，吹炼得到的渣为转炉前期渣；吹炼结束后熔液Ag品位为85～95wt.%，将炉温保持在1100～1200℃进行后期造渣深度除杂，在熔液中加入硝酸钠充分搅拌后架管吹风2～3小时后放尽炉渣，重复以上操作，直到取样化验含Ag＞98wt.%，Cu＜1wt.%时，彻底排干净炉渣，得到转炉后期渣和粗银产品。
所述步骤3中粗银经银电解得到银锭的具体过程为：把粗银制成阳极板装入电解槽，在电流密度200～250A/m²、槽电压1.5～2.5V进行电解，控制电解液中Ag80～120g/l、HNO₃4～10g/l、Cu≤40g/l，电解液温度35～45℃，电解液循环速度0.8～1L/min，电解周期96小时，产出含银＞99.99wt.%的银粉；银粉经洗涤烘干后，向石墨坩埚中投入105～115㎏银粉保持温度1200℃进行熔化，熔化后捞净浮渣保持温度在1200℃进行铸锭，得到银锭产品。
所述步骤3中的转炉渣细粉为转炉前期渣细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为13～17：1加入浓度为270～400g/l的硫酸在温度为80～90℃下浸出2～3h，得到一次浸出渣和硫酸铜溶液，一次浸出渣根据相同的参数条件进行多段浸出直至符合标准。
所述步骤3中的转炉渣细粉为转炉后期渣细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为8～10：1加入浓度为270～400g/l的硫酸在温度为80～90℃下浸出2～3h，得到浸出渣和硫酸铜溶液。
最终获得的产品硫酸铜含CuSO₄·5H₂O在84 =wt.%以上，银转炉前期渣经两段浸出铜的浸出率能达到92%以上，银转炉后期渣铜的浸出率能达到95%以上。
本发明的有益效果是：（1）贵铅经真空蒸馏处理后再进行转炉精炼分离铜的生产成本大幅降低，且减少了生产过程废气的产生；（2）用湿法处理银转炉渣，改善工作操作环境，生产成本降低；（3）产出浸出渣含银高，可直接返回与铅阳极泥熔炼产出贵铅；（4）整个工艺流程精炼简洁，生产过程废气少（只有转炉精炼时有少量废气产生），无废渣、废水产生，属绿色环保低碳冶金工艺，在行业内有极大的推广潜力。
附图说明
图1是本发明贵铅副产品为银转炉前期渣的工艺流程图；
图2是本发明贵铅副产品为银转炉后期渣的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
如图1和2所示，该以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其具体步骤如下：
步骤1：首先将贵铅置于真空炉中，然后控制真空度为10～20Pa、温度为940～960℃、贵铅投料量为70g/s条件下真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银，其中贵铅包括括以下质量百分比组分：Pb40.8%、Sb15.8%、Cu4.0%、Bi14.76%、Ag19.83%；
步骤2：将步骤1得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，析出铅主要过程为（1）向硅氟酸电解液中加入0.5～0.6kg/t_Pb的牛胶、加入0.02～0.03kg/t_Pbβ-萘酚组合成新的电解液；（2）在组合成的新的电解液中控制电流密度183～185A/m²，电解液中Pb²⁺含量55～60g/l、游离硅氟酸90～100g/l，电解液温度38～40℃，电解液循环量22～25L/min条件下在电解槽中生产72h；步骤1得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣，其中转炉精炼过程具体为：在转炉炉内的温度达到1100℃时，向炉内投入贵铅，保持温度1100～1200℃熔化贵铅，在贵铅大部分熔化之后，将温度降低到900℃，扒熔渣干净；再保持熔液温度850～950℃插入风管表吹氧化挥发造渣除杂，吹炼时间为2天，吹炼得到的渣为转炉前期渣；吹炼结束后熔液Ag品位为94wt.%，将炉温保持在1100～1150℃进行后期造渣深度除杂，每次在熔液中加入50kg硝酸钠充分搅拌后架管吹风2～3小时后放干净炉渣，重复以上操作10次，取熔液样化验含Ag98.66wt.%，Cu0.92wt.%，这时彻底排干净炉渣，得到粗银产品和转炉后期渣；
步骤3：将步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，具体过程为：把粗银制成阳极板装入电解槽，在电流密度250A/m²、槽电压2.5V进行电解，控制电解液中Ag120g/l、HNO₃10g/l、Cu40g/l，电解液温度45℃，电解液循环速度1L/min，电解周期96小时，产出银粉（Ag99.9946wt.%）；银粉经洗涤烘干后，向石墨坩埚中投入115㎏银粉保持温度1200℃进行熔化，熔化后捞净浮渣保持温度在1200℃进行铸锭，得到银锭产品（包括以下质量百分比：Ag99.9954%、Pb0.0004%、Bi0.0003%、Fe0.0004%、Cu0.0028%、Sb0.0005%、Pd0.00005%、Se0.00005%、Te0.00005%）；将步骤2得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出渣应符合铜含量应小于4wt.%的标准，若浸出渣合铜含量大于4wt.%时应进行多段浸出直至符合标准，获得硫酸铜溶液经常温冷却后得到残余液和硫酸铜晶体，残余液返回浸出过程循环使用；
当转炉渣细粉为转炉前期渣（转炉前期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb4.2%、Sb6.2%、Cu37.62%、Bi7.01%、Ag11.24%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为15：1加入浓度为270g/l的硫酸溶液中在温度为80℃下浸出2h，得到一次浸出渣和硫酸铜溶液，一次浸出渣根据相同的参数条件进行两段浸出直至符合标准，一段浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；一段浸出液（Pb0.03g/l、Sb0.22g/l、Cu45g/l、Bi0.63g/l、Ag0.002g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O83wt.%）；残余浸出液（Cu11.0g/l）返回浸出槽循环使用；二段浸出液（Cu36g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O83.3wt.%），残余浸出液（Cu12.3g/l）返回浸出槽循环使用，二次浸出渣（Pb14.25wt.%、Sb11.79wt.%、Cu2.51wt.%、Bi13.65wt.%、Ag29.38wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；经两段浸出铜的浸出率为97.22%。
当转炉渣细粉为转炉后期渣（转炉后期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb0.3%、Sb2.75%、Cu12.76%、Bi1.04%、Ag3.84%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为10：1加入浓度为270g/l的硫酸溶液中在温度为80℃下浸出2h，得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；浸出液（Pb0.013g/l、Sb0.31g/l、Cu35.2g/l、Bi0.01g/l、Ag0.0013g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O85.32 wt.%）；残余浸出液（Cu9.6g/l）返回浸出槽循环使用，浸出渣（Pb4.0wt.%、Sb27.78wt.%、Cu0.89wt.%、Bi5.76wt.%、Ag31.56wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；铜浸出率为98.23%。
实施例2
如图1和2所示，该以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其具体步骤如下：
步骤1：首先将贵铅置于真空炉中，然后控制真空度为10～20Pa、温度为940～960℃、贵铅投料量为70g/s条件下真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银，其中贵铅包括括以下质量百分比组分：Pb51%、Sb14.3%、Cu3.47%、Bi12.33%、Ag17.46%；
步骤2：将步骤1得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，高铋铅电解过程具体为：（1）向硅氟酸电解液中加入0.6～0.7kg/t_Pb的牛胶、加入0.04～0.05kg/t_Pbβ-萘酚组合成新的电解液；（2）在组合成的新的电解液中控制电流密度184～186A/m²，电解液中Pb²⁺含量60～70g/l、游离硅氟酸98～112g/l，电解液温度39～42℃，电解液循环量23～24L/min条件下在电解槽中生产72h；步骤1得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣，其中转炉精炼过程具体为：在转炉炉内的温度达到1100℃时，向炉内投入贵铅，保持温度1100～1200℃熔化贵铅，在贵铅大部分熔化之后，将温度降低到900℃，扒熔渣干净；再保持熔液温度850～950℃插入风管表吹氧化挥发造渣除杂，吹炼时间为2.5天，吹炼得到的渣为转炉前期渣；吹炼结束后熔液Ag品位为90wt.%，将炉温保持在1100～1180℃进行后期造渣深度除杂，每次在熔液中加入50kg硝酸钠充分搅拌后架管吹风2～3小时后放干净炉渣，重复以上操作10次，取熔液样化验含Ag98.56wt.%，Cu0.94wt.%，这时彻底排干净炉渣，得到粗银产品和转炉后期渣；
步骤3：将步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，具体过程为：把粗银制成阳极板装入电解槽，在电流密度200A/m²、槽电压1.5V进行电解，控制电解液中Ag80g/l、HNO₃4g/l、Cu20g/l，电解液温度35℃，电解液循环速度0.8L/min，电解周期96小时，产出银粉（Ag99.9932wt.%）；银粉经洗涤烘干后，向石墨坩埚中投入105㎏银粉保持温度1200℃进行熔化，熔化后捞净浮渣保持温度在1200℃进行铸锭，得到银锭产品（包括以下质量百分比组分：Ag99.9953%、Pb0.0005%、Bi0.0003%、Fe0.0004%、Cu0.0028%、Sb0.0005%、Pd0.00005%、Se0.00005%、Te0.00005%）；步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，步骤2得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出渣应符合铜含量应小于4wt.%的标准，若浸出渣合铜含量大于4wt.%时应进行多段浸出直至符合标准，获得硫酸铜溶液经常温冷却后得到残余液和硫酸铜晶体，残余液返回浸出过程循环使用；
当转炉渣细粉为转炉前期渣（转炉前期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb6.5%、Sb11.2%、Cu30.61%、Bi7.48%、Ag10.84%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为15：1加入浓度为270g/l的硫酸溶液中在温度为80℃下浸出2h，得到一次浸出渣和硫酸铜溶液，一次浸出渣根据相同的参数条件进行两段浸出直至符合标准，一段浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；一段浸出液（Pb0.03g/l、Sb0.26g/l、Cu44g/l、Bi0.74g/l、Ag0.003g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.2wt.%）；残余浸出液（Cu11.4g/l）返回浸出槽循环使用；二段浸出液（Cu35.2g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.6wt.%），残余浸出液（Cu10.6g/l）返回浸出槽循环使用，二次浸出渣（Pb18.62wt.%、Sb23.3wt.%、Cu1.89wt.%、Bi14.31wt.%、Ag28.65wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；经两段浸出铜的浸出率为97.43%。
当转炉渣细粉为转炉后期渣（转炉后期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb0.41%、Sb3.53%、Cu11.0%、Bi1.12%、Ag3.56%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为8：1加入浓度为270g/l的硫酸溶液中在温度为80℃下浸出2h，得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；浸出液（Pb0.014g/l、Sb0.26g/l、Cu34.62g/l 、Bi0.01g/l、Ag0.0015g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.86wt.%）；残余浸出液（Cu10.6g/l）返回浸出槽循环使用，浸出渣（Pb4.2wt.%、Sb28.31wt.%、Cu0.92wt.%、Bi5.88wt.%、Ag30.82wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；铜浸出率为98.36%。
实施例3
如图1和2所示，该以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其具体步骤如下：
步骤1：首先将贵铅置于真空炉中，然后控制真空度为10～20Pa、温度为940～960℃、贵铅投料量为69g/s条件下真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银，其中贵铅包括括以下质量百分比组分：Pb58.62%、Sb13.03%、Cu3.66%、Bi8.56%、Ag15.37%；
步骤2：将步骤1得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，高铋铅电解过程具体为：（1）向电解液中加入0.7～0.8kg/t_Pb的牛胶、加入0.05～0.06kg/t_Pbβ-萘酚组合成新的电解液；（2）在组合成的新的电解液中控制电流密度188～190A/m²，电解液中Pb²⁺含量76～80g/l、游离硅氟酸110～120g/l，电解液温度44～45℃，电解液循环量25～27L/min条件下在电解槽中生产72h；步骤1得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣，其中转炉精炼过程具体为：在转炉炉内的温度达到1100℃时，向炉内投入贵铅，保持温度1100～1200℃熔化贵铅，在贵铅大部分熔化之后，将温度降低到900℃，扒熔渣干净；再保持熔液温度850～950℃插入风管表吹氧化挥发造渣除杂，吹炼时间为3天，吹炼得到的渣为转炉前期渣；吹炼结束后熔液Ag品位为89wt.%，将炉温保持在1100～1150℃进行后期造渣深度除杂，每次在熔液中加入50kg硝酸钠充分搅拌后架管吹风2～3小时后放干净炉渣，重复以上操作10次，取熔液样化验含Ag98.58wt.%，Cu0.91wt.%，这时彻底排干净炉渣，得到粗银产品和转炉后期渣；
步骤3：将步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，粗银经银电解得到银锭的具体过程为：把粗银制成阳极板装入电解槽，在电流密度230A/m²、槽电压2.0V进行电解，控制电解液中Ag100g/l、HNO₃7g/l、Cu30g/l，电解液温度40℃，电解液循环速度0.9 L/min，电解周期96小时，产出银粉（Ag99.9949wt.%）；银粉经洗涤烘干后，向石墨坩埚中投入110㎏银粉保持温度1200℃进行熔化，熔化后捞净浮渣保持温度在1200℃进行铸锭，得到银锭产品（包括以下质量百分比组分：Ag99.9951%、Pb0.0005%、Bi0.0003%、Fe0.0005%、Cu0.0029%、Sb0.0005%、Pd0.00005%、Se0.00005%、Te0.00005%）；
步骤2得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出渣应符合铜含量应小于4wt.%的标准，若浸出渣合铜含量大于4wt.%时应进行多段浸出直至符合标准，获得硫酸铜溶液经常温冷却后得到残余液和硫酸铜晶体，残余液返回浸出过程循环使用；
当转炉渣细粉为转炉前期渣（转炉前期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb29.3%、Sb5.5%、Cu39.7%、Bi2.6%、Ag11.8%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为17：1加入浓度为400g/l的硫酸溶液中在温度为85℃下浸出3h，得到一次浸出渣和硫酸铜溶液，一次浸出渣根据相同的参数条件进行两段浸出直至符合标准，一段浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；一段浸出液（Pb0.042g/l、Sb0.31g/l、Cu46g/l、Bi0.66g/l、Ag0.002g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.8wt.%）；残余浸出液（Cu10.6g/l）返回浸出槽循环使用；二段浸出液（Cu36.1g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O85.2wt.%），残余浸出液（Cu10.4g/l）返回浸出槽循环使用，二次浸出渣（Pb20.66wt.%、Sb30.2wt.%、Cu1.31wt.%、Bi10.23wt.%、Ag23.1wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；经两段浸出铜的浸出率为96.82%。
当转炉渣细粉为转炉后期渣（转炉后期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb0.92%、Sb5.1%、Cu7.1%、Bi1.1%、Ag4.3%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为9：1加入浓度为400g/l的硫酸溶液中在温度为90℃下浸出2.5h，得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；浸出液（Pb0.011g/l、Sb0.34g/l、Cu35.33g/l 、Bi0.012g/l、Ag0.0013g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.69wt.%）；残余浸出液（Cu10.8g/l）返回浸出槽循环使用，浸出渣（Pb4.5wt.%、Sb29.56wt.%、Cu0.88wt.%、Bi5.57wt.%、Ag29.76wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；铜浸出率为97.85%。
实施例4
如图1和2所示，该以贵铅为原料回收铅、银和铜的方法，其具体步骤如下：
步骤1：首先将贵铅置于真空炉中，然后控制真空度为10～20Pa、温度为940～960℃、贵铅投料量为71g/s条件下真空蒸馏分离铅、锑、铋、铜，产出高铋铅和贵银，其中贵铅包括括以下质量百分比组分：Pb59.8%、Sb15.3%、Cu3.0%、Bi8.68%、Ag15.2%；
步骤2：将步骤1得到的高铋铅经高铋铅电解后得到析出铅，高铋铅电解过程具体为：（1）向硅氟酸电解液中加入0.7～0.78kg/t_Pb的牛胶、加入0.05～0.06kg/t_Pbβ-萘酚组合成新的电解液；（2）在组合成的新的电解液中控制电流密度188～190A/m²，电解液中Pb²⁺含量70～80g/l、游离硅氟酸100～120g/l，电解液温度42～45℃，电解液循环量26～27L/min条件下在电解槽中生产72h；步骤1得到的贵银进行转炉精炼产出粗银，并根据转炉精炼时间的长短获得贵铅副产品经精炼后的转炉前期渣和转炉后期渣，其中转炉精炼过程具体为：在转炉炉内的温度达到1100℃时，向炉内投入贵铅，保持温度1100～1200℃熔化贵铅，在贵铅大部分熔化之后，将温度降低到900℃，扒熔渣干净；再保持熔液温度850～950℃插入风管表吹氧化挥发造渣除杂，吹炼时间为3天，吹炼得到的渣为转炉前期渣；吹炼结束后熔液Ag品位为85.6%，将炉温保持在1100～1180℃进行后期造渣深度除杂，每次在熔液中加入50kg硝酸钠充分搅拌后架管吹风2～3小时后放干净炉渣，重复以上操作12次，取熔液样化验含Ag98.49%，Cu0.88%，这时彻底排干净炉渣，得到粗银产品和转炉后期渣；
步骤3：将步骤2得到的粗银经银电解得到银锭，粗银经银电解得到银锭的具体过程为：把粗银制成阳极板装入电解槽，在电流密度225A/m²、槽电压1.9V进行电解，控制电解液中Ag100g/l、HNO₃6g/l、Cu28g/l，电解液温度41℃，电解液循环速度0.9L/min，电解周期96小时，产出银粉（Ag99.9938wt.%）；银粉经洗涤烘干后，向石墨坩埚中投入110㎏银粉保持温度1200℃进行熔化，熔化后捞净浮渣保持温度在1200℃进行铸锭，得到银锭产品（包括以下质量百分比组分：Ag99.9946%、Pb0.0005%、Bi0.0004%、Fe0.0004%、Cu0.0034%、Sb0.0005%、Pd0.00005%、Se0.00005%、Te0.00005%、）；
步骤2得到的转炉前期渣和转炉后期渣分别破碎至粒度＜6mm，然后再细磨成粒度为100目以下的粉末得到转炉渣细粉，然后将转炉渣细粉加入硫酸溶液进行浸出，浸出完成后得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出渣应符合铜含量应小于4%的标准，若浸出渣合铜含量大于4%时应进行多段浸出直至符合标准，获得硫酸铜溶液经常温冷却后得到残余液和硫酸铜晶体，残余液返回浸出过程循环使用；
当转炉渣细粉为转炉前期渣（转炉前期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb28.6%、Sb25%、Cu16.4%、Bi3.5%、Ag6.2%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为13：1加入浓度为270g/l的硫酸溶液中在温度为80℃下浸出2h，得到一次浸出渣和硫酸铜溶液，一次浸出渣根据相同的参数条件进行两段浸出直至符合标准，一段浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；一段浸出液（Pb0.05g/l、Sb0.37g/l、Cu45g/l、Bi0.68g/l、Ag0.0022g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O85wt.%）；残余浸出液（Cu10.4g/l）返回浸出槽循环使用；二段浸出液（Cu36.3g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.8wt.%），残余浸出液（Cu11.5g/l）返回浸出槽循环使用，二次浸出渣（Pb41.3wt.%、Sb38.6wt.%、Cu1.66wt.%、Bi6.8wt.%、Ag12.3wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；经两段浸出铜的浸出率为96.5%。
当转炉渣细粉为转炉后期渣（转炉后期渣的组分包括以下质量百分比组分：Pb0.96%、Sb5.8%、Cu7.42%、Bi0.97%、Ag2.2%）细粉时，将转炉渣细粉按照液固比为8：1加入浓度为270g/l的硫酸溶液中在温度为80℃下浸出2h，得到浸出渣和硫酸铜溶液，浸出结束后溶液温度在70℃以上用压滤机进行压滤；浸出液（Pb0.015g/l、Sb0.29g/l、Cu35.54g/l 、Bi0.011g/l、Ag0.0012g/l）冷却至常温析出硫酸铜晶体，过滤甩干后得硫酸铜产品（CuSO₄·5H₂O84.52wt.%）；残余浸出液（Cu11.4g/l）返回浸出槽循环使用，浸出渣（Pb3.8wt.%、Sb29.2wt.%、Cu1.01wt.%、Bi4.79wt.%、Ag25.1wt.%）送铅阳极泥反射炉回收铅、锑、银等有价金属；铜浸出率为96.9%。
上面结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。