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1、(10)申请公布号 CN 102925703 A (43)申请公布日 2013.02.13 CN 102925703 A *CN102925703A* (21)申请号 201210479038.2 (22)申请日 2012.11.22 C22B 7/00(2006.01) C22B 3/04(2006.01) C22B 3/44(2006.01) C22B 11/00(2006.01) C22B 15/00(2006.01) C22B 30/00(2006.01) C01B 19/02(2006.01) (71)申请人 湖南稀土金属材料研究院 地址 410100 湖南省长沙市芙蓉区隆平高科 技。
2、园隆园二路 108 号 (72)发明人 刘吉波 吴文花 王志坚 苏正夫 刘素梅 毛鹏 (74)专利代理机构 北京康信知识产权代理有限 责任公司 11240 代理人 吴贵明 (54) 发明名称 一种从铅阳极泥中回收有价金属的方法 (57) 摘要 本发明提供了一种从铅阳极泥中回收有价金 属的方法， 包括以下步骤 ： 将阳极泥进行预处理 步骤得到氧化阳极泥， 将 6578wt% 的氧化阳极 泥、 1520wt% 的氯化钠、 520wt% 的氯酸钠进行氯 化浸出得到酸浸液和酸浸渣 ； 将酸浸液进行冷却 结晶、 过滤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将第一滤 液进行水解、 保温过滤得到第二滤渣和第二滤液 ； 。
3、将第二滤渣进行锑回收 ； 在第二滤液中加入铁粉 进行还原、 过滤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第 三滤渣进行铋、 铜和砷的回收 ； 取 7095wt% 的酸 浸渣和 530wt% 的还原剂， 进行碱浸步骤得到碱 浸液和碱浸渣 ； 将碱浸液回收碲 ； 将碱浸渣进行 火法冶炼步骤回收金、 银。 解决了现有技术中锑难 以浸出， 铜、 铋、 锑、 碲等有价金属收率低的技术问 题。 (51)Int.Cl. 权利要求书 1 页 说明书 7 页 附图 1 页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书 1 页 说明书 7 页 附图 1 页 1/1 页 2 1. 一种从铅阳极泥中回。
4、收有价金属的方法， 其特征在于， 包括以下步骤 ： 1）将阳极泥进行预处理步骤得到氧化阳极泥， 将 6578wt% 的所述氧化阳极泥、 1520wt% 的氯化钠、 520wt% 的氯酸钠浸泡在固液比为 1 ： 31 ： 10， 浓度为 310mol/L 的强 酸溶液中进行氯化浸出步骤得到酸浸液和酸浸渣 ； 2） 将所述酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将所述第一滤渣 进行锑回收 ； 在所述第一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节PH值为02得到水解液， 将所述水解液进行保温过滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将所述第二滤渣进行锑回收 ； 3） 在所述第二滤液中加入3倍。
5、理论含量的铁粉进行还原反应3060min后， 进行过滤步 骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将所述第三滤渣进行铋、 铜和砷的回收 ； 4） 取 7095wt% 的所述酸浸渣和 530wt% 的还原剂与浓度为 150250g/L 氢氧化钠溶液 按照固液体积比为 1 ： 5 混合， 进行碱浸步骤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将所述碱浸液进行中和 沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将所述碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 2. 根据权利要求 1 所述的方法， 其特征在于， 所述步骤 1） 中所述预处理在为将所述阳 极泥在 80 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将所述细粉置于空气中自然氧化 39 天得到氧。
6、化 阳极泥。 3. 根据权利要求 1 所述的方法， 其特征在于， 所述步骤 1） 中所述氯化浸出步骤的浸出 温度为 80 C， 浸出时间为 26h。 4. 根据权利要求 1 所述的方法， 其特征在于， 所述步骤 1） 中所述强酸溶液为 H2SO4溶 液或 HC 溶液 l。 5. 根据权利要求 1 所述的方法， 其特征在于， 所述步骤 2） 中所述碱溶液为氨水或氢氧 化钠溶液。 6. 根据权利要求 1 所述的方法， 其特征在于， 所述步骤 5） 中所述还原剂为硫化钠。 7. 根据权利要求 1 所述的方法， 其特征在于， 所述步骤 5） 中所述碱浸步骤的浸出温度 为 80 C， 浸出时间为 26h。
7、。 权 利 要 求 书 CN 102925703 A 2 1/7 页 3 一种从铅阳极泥中回收有价金属的方法 技术领域 0001 本发明涉及湿法冶金领域， 特别地， 涉及一种铅阳极泥湿法处理回收有价金属的 方法。 背景技术 0002 铅阳极泥是铅电解精炼时产生于电解槽底部的沉积物， 一般情况下， 铅矿中含银 较多， 并含有多种有价金属。 铅精矿中的有价金属在火法熔炼过程中， 都随主体金属进入到 相应的成品或半成品中， 在最终电解精炼时， 与主体金属分离进入阳极泥中， 因此， 铅阳极 泥是综合回收锑、 铋、 铜、 铅、 砷、 碲等金属的重要原料。 由于铅阳极泥成分复杂， 因来源不同 而性质各异，。
8、 属于较难处理物料， 世界各国冶金工作者对铅阳极泥的处理十分重视， 不断提 高工艺技术水平， 开发新工艺。 0003 处理铅阳极泥， 传统方法是火法， 其优点为处理量大， 生产稳定， 原料适应性强， 但 有投资大、 物料滞留时间长、 资金占用多、 收率低、 返渣多、 有价金属回收过程复杂等缺点。 而湿法处理铅阳极泥以其投资小， 工艺设备简单， 规模不受限制， 有价金属综合回收率高， 多种有价金属能综合回收， 生产周期短等优点成为现阶段铅阳极泥处理的较优方案， 常采 用酸性介质氯化浸出， 使得锑、 铋、 铜等有价金属元素进入酸浸液中回收， 其他进入渣中回 收 ； 而锑、 砷含量较高的铅阳极泥中，。
9、 锑的存在形式复杂多变不易浸出， 且砷的存在直接影 响碲的回收， 导致铜、 铋、 锑、 碲等有价金属的品位低， 直接收率降低。 发明内容 0004 本发明目的在于提供一种从铅阳极泥中回收有价金属的方法， 以解决现有技术中 锑难以浸出， 铜、 铋、 锑、 碲等有价金属收率低的技术问题。 0005 为实现上述目的， 根据本发明的一个方面， 提供了一种从铅阳极泥中回收有价金 属的方法， 包括以下步骤 ： 0006 1）将阳极泥进行预处理步骤得到氧化阳极泥， 将 6578wt% 的氧化阳极泥、 1520wt%的氯化钠、 520wt%的氯酸钠浸泡在固液比为1 ： 31 ： 10， 浓度为310mol/L。
10、的强酸 溶液中进行氯化浸出步骤得到酸浸液和酸浸渣 ； 0007 2） 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将第一滤渣进行 锑回收 ； 在第一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节PH值为02得到水解液， 将水解液 进行保温过滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收 ； 0008 3） 在第二滤液中加入3倍理论含量的铁粉进行还原反应3060min后， 进行过滤步 骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷的回收 ； 0009 4）取 7095wt% 的酸浸渣和 530wt% 的还原剂， 取 7095wt% 的所述酸浸渣和 530wt% 的还原剂。
11、与浓度为 150250g/L 氢氧化钠溶液按照固液体积比为 1 ： 5 混合， 进行碱 浸步骤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将碱浸液进行中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将碱浸渣进 行火法冶炼步骤回收金、 银。 说 明 书 CN 102925703 A 3 2/7 页 4 0010 进一步地， 步骤 1） 中预处理在为将阳极泥在 80 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将 细粉置于空气中自然氧化 39 天得到氧化阳极泥。 0011 进一步地， 步骤 1） 中氯化浸出步骤的浸出温度为 80 C， 浸出时间为 26h。 0012 进一步地， 步骤 1） 中强酸溶液为 H2SO4或 HCl。 001。
12、3 进一步地， 步骤 2） 中碱溶液为氨水或氢氧化钠。 0014 进一步地， 步骤 5） 中还原剂为硫化钠。 0015 进一步地， 步骤 5） 中碱浸步骤的浸出温度为 80 C， 浸出时间为 26h。 0016 本发明具有以下有益效果 ： 0017 本发明提供了一种铅阳极泥的回收有价金属的方法， 充分利用了铅阳极泥的成 分， 进行工艺设计， 将铅阳极泥按照预处理、 氯化酸浸、 水解沉锑、 铁粉还原、 酸浸渣碱浸等 步骤进行回收处理， 使铅阳极泥中的碲、 锑、 铋、 金、 银等有价元素得到完全分离， 有价金属 的回收率高， 工艺路线简单， 反应条件温和， 铁粉还原后的产物第三滤液还可以返回到氯化。
13、 酸浸步骤进行循环使用， 避免了废水废渣的排放， 又减少了试剂消耗， 节约了成本。 0018 除了上面所描述的目的、 特征和优点之外， 本发明还有其它的目的、 特征和优点。 下面将参照图， 对本发明作进一步详细的说明。 附图说明 0019 构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解， 本发明的示意性实 施例及其说明用于解释本发明， 并不构成对本发明的不当限定。在附图中 ： 0020 图 1 是本发明优选实施例的流程图。 具体实施方式 0021 以下结合附图对本发明的实施例进行详细说明， 但是本发明可以由权利要求限定 和覆盖的多种不同方式实施。 0022 本发明提供了一种从铅阳极泥中回。
14、收有价金属的方法， 包括以下步骤 ： 0023 1） 氯化酸浸 ： 将阳极泥进行预处理步骤得到氧化阳极泥， 将 6578wt% 氧化阳极 泥、 1520wt% 的氯化钠、 520wt% 氯酸钠浸泡在固液体积比为 1 ： 31 ： 10， 浓度为 310mol/L 的强酸溶液中进行氯化浸出步骤得到酸浸液和酸浸渣 ； 0024 2） 水解沉碲 ： 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将第 一滤渣回收锑 ； 将第一滤渣进行锑回收 ； 在第一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节 PH 值为 02 得到水解液， 将水解液进行保温过滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤 渣进。
15、行锑回收 ； 0025 3） 铁粉还原 ： 在第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进行还原反应 3060min 后， 进行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷回收 ； 0026 4）酸 浸 渣 碱 浸 ： 取 7095wt% 的 酸 浸 渣 和 530wt% 的 还 原 剂， 加 入 浓 度 为 150250g/L， 固液体积比为 1 ： 5 的氢氧化钠溶液进行碱浸步骤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将碱 浸液进行中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 0027 本发明以铅阳极泥为原料， 将铅阳极泥进行预处理、 氯化酸浸、 水解沉锑、 。
16、铁粉还 原、 酸浸渣碱浸等步骤， 回收锑、 铋、 铜、 砷、 碲等有价金属。 在氯化浸出步骤中添加氯酸钠作 说 明 书 CN 102925703 A 4 3/7 页 5 为氧化剂， 使铅阳极泥中的金属硫化物被氯酸钠氧化， 以液体的形式保留在浸出液中， 使砷 元素和锑元素达到有效分离， 大大提高了锑的浸出率。同时， 水解沉碲步骤中， 将水解液进 行保温过滤， 防止水解液中铜盐和砷酸盐出现冷却结晶， 使得进入第二滤渣中的砷大大减 少， 避免了砷元素对碲回收的影响， 提高了碲元素的提取率。另外， 酸浸渣碱浸步骤中加入 了还原剂， 提高了碱浸的效率， 大幅度提高了碱浸时碲的浸出率， 由60%提高至90。
17、%以上。 本 发明对铅阳极泥的回收处理， 充分利用了铅阳极泥的成分， 进行工艺设计， 将铅阳极泥按照 预处理、 氯化酸浸、 水解沉锑、 铁粉还原、 酸浸渣碱浸等步骤进行回收处理， 使铅阳极泥中的 碲、 锑、 铋、 金、 银等有价元素得到完全分离， 工艺路线简单， 反应条件温和， 铁粉还原后的产 物第三滤液还可以返回到氯化酸浸步骤进行循环使用， 避免了废水废渣的排放， 又减少了 试剂消耗， 节约了成本。解决了现有技术中锑难以浸出， 铜、 铋、 锑、 碲等有价金属收率低的 技术问题。 0028 氯化浸出步骤中， 将阳极泥进行预处理步骤得到氧化阳极泥， 将 6578wt% 氧 化阳极泥、 1520w。
18、t% 的氯化钠、 520wt% 氯酸钠浸泡在固液体积比为 1 ： 31 ： 10， 浓度为 310mol/L 的强酸溶液中进行氯化浸出步骤得到酸浸液和酸浸渣 ； 其中氧化铋、 氧化锑和 氯化钠在强酸下发生化学反应， 使锑元素和铋元素以液态的方式留在酸浸液中 ； 而锑化砷、 砷化铜与氯酸钠发生化学反应生成铜盐和砷酸盐， 保留在酸浸液中。 而碲、 铅、 金、 银元素不 进行氯化反应， 以沉淀的形式保留在酸浸渣中达到初步分离。氯化浸出步骤发生的化学反 应为 ： 0029 Sb2O3+3H2SO4+6NaCl=2SbCl3+3Na2SO4+3H2O ； 0030 Bi2O3+3H2SO4+6NaCl=。
19、2BiCl3+3Na2SO4+3H2O ； 0031 CuAs2+2NaClO3=CuCl2+2NaAsO3； 0032 Cu2Sb+ClO3-+5Cl-+6H+=2CuCl+SbCl4+3H2O。 0033 水解沉碲步骤中， 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 由 于酸浸液中的铜盐和砷酸盐在低温下容易形成结晶， 将酸浸液进行冷却过滤后， 可以使铜、 砷元素以结晶态保留在第一滤渣中， 与锑、 铋元素进行分离。在第一滤液中加入等量水稀 释， 并用碱溶液调节 PH 值为 02 得到水解液， 将水解液进行保温过滤步骤得到第二滤渣和 第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收。 第一滤。
20、液中加入碱溶液， 三氯化锑在碱溶液存在的条件 下进行水解反应生成氧氯化锑沉淀， 从而使碲元素保留在第二滤渣中。同时为了防止第一 滤液中未参与反应的铜盐和砷酸盐冷却结晶， 水解沉碲步骤后的第二滤液进行保温过滤， 避免砷元素对碲元素分离产生影响。水解沉锑步骤中发生的化学反应为 ： 0034 SbCl3+H2O=SbOCl +2HCl。 0035 铁粉还原步骤中， 在含有铜、 铋、 砷元素的第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进 行还原反应 3060min， 铁元素将铜、 铋、 砷元素还原出来， 发生的化学反应为 ： 0036 2BiCl3+3Fe=3FeCl2+2Bi 。 0037 酸浸渣碱浸步骤。
21、中， 取 7095wt% 的酸浸渣和 530wt% 的还原剂， 加入浓度为 150250g/L， 固液体积比为 1 ： 5 的氢氧化钠溶液进行碱浸步骤， 酸浸渣中的锑元素在氢氧 化钠、 还原剂的作用下进行化学反应生成液态的锑盐， 而金、 银、 铅元素保留在碱浸渣中从 而达到锑盐与金、 银、 铅的分离。锑盐继续进行中和沉碲、 碱溶、 电解步骤得到高纯度的锑。 而保留在碱浸渣中的金、 银、 铅可以通过火法冶炼步骤回收分离。锑盐继续进行中和沉碲、 说 明 书 CN 102925703 A 5 4/7 页 6 碱溶、 电解步骤得到高纯度的锑， 为现有技术中常用的方法。火法冶炼步骤回收金、 银的步 骤为。
22、本领域技术人员常规操作。酸浸渣碱浸步骤中发生的化学反应为 ： 0038 TeO2+2NaOH=Na2TeO3+H2O。 0039 步骤 1） 中预处理在为将阳极泥在 80 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将细粉置于空 气中自然氧化 39 天得到氧化阳极泥。本发明将铅阳极泥进行预处理， 铅阳极泥中锑、 砷、 铜、 铋、 碲等元素的低价化合物被氧化成高价化学物， 高价化合物从而更容易被氯化浸出至 溶液中， 从而提高了反应速率， 增大了铜、 铋、 锑、 碲的浸出率， 试剂消耗大大减少。 0040 步骤 1） 中氯化浸出步骤的浸出温度为 80 C， 浸出时间为 26h。氯化浸出步骤在 80 C 下反。
23、应速率更快， 同时能有效防止铜盐和砷酸盐在低温下结晶， 影响锑元素的分离。 0041 步骤 1） 中强酸溶液为 H2SO4或 HCl。 0042 步骤 2） 中碱溶液为氨水或氢氧化钠。 0043 步骤 5） 中还原剂为硫化钠。以硫化钠为还原剂一方面可以促进反应的进行， 另一 方面， 硫化钠还可以与锑元素发生化学反应， 提高了锑元素的回收率。其化学反应式为 ： 0044 4H6TeO6+Na2S+8NaOH=4Na2TeO3+Na2SO4+16H2O。 0045 步骤 5） 中碱浸步骤的浸出温度为 80 C， 浸出时间为 26h。碱浸步骤在 80 C 下反应速率更快。 0046 实施例 0047。
24、 以下实施例中所用的仪器或试剂均为市售。 0048 实施例 13 中涉及的铅阳极泥的化学成分包括 1.76wt% 的 Cu， 20.63wt% 的 As， 19.36wt% 的 Sb， 9.67wt% 的 Bi， 16.5wt% 的 Pb， 2.88wt% 的 Ag， 0.3wt% 的 Te。 0049 实施例 1 0050 1） 氯化酸浸 ： 将阳极泥在 80 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将细粉置于空气中自 然氧化 9 天得到氧化阳极泥。取 78wt% 氧化阳极泥、 17wt% 的氯化钠、 5wt% 氯酸钠浸泡在固 液体积比为 1 ： 5， 浓度为 6mol/L 的强酸溶液中， 以 8。
25、0 C 下搅拌 4h， 过滤得到酸浸液和酸 浸渣。 0051 2） 水解沉碲 ： 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将第 一滤渣回收锑 ； 在第一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节PH值为2得到水解液， 将水 解液进行保温过滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收。 0052 3） 铁粉还原 ： 在第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进行还原反应 30min 后， 进 行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷的回收。 0053 4） 酸浸渣碱浸 ： 取 95wt% 的酸浸渣和 5wt% 的还原剂， 加入浓度为 200g/L， 。
26、固液体 积比为1 ： 5的氢氧化钠溶液， 在80C下搅拌4h， 过滤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将碱浸液进行 中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 0054 取预处理后的铅阳极泥加入酸度为 6mol/L 的酸性溶液如 H2SO4溶液， 固液体积比 为 1 ： 5， 并加入适量的氯化剂和氧化剂如 NaCl 和 NaClO3， 温度为 80 C， 反应时间为 4h， 其 他条件同上。铜、 砷的浸出率为 70% 左右， 铋、 锑的浸出率为 90% 以上。 0055 实施例 2 0056 1） 氯化酸浸 ： 将阳极泥在 80 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将细。
27、粉置于空气中自 然氧化 39 天得到氧化阳极泥。取 65wt% 氧化阳极泥、 15wt% 的氯化钠、 20wt% 氯酸钠浸泡 说 明 书 CN 102925703 A 6 5/7 页 7 在固液体积比为 1 ： 10， 浓度为 3mol/L 的强酸溶液中， 以 80 C 下搅拌 4h， 过滤得到酸浸液 和酸浸渣。 0057 2） 水解沉碲 ： 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将第 一滤渣回收锑 ； 在第一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节PH值为1得到水解液， 将水 解液进行保温过滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收。 0058 3） 铁粉还原。
28、 ： 在第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进行还原反应 45min 后， 进 行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷回收。 0059 4） 酸浸渣碱浸 ： 取 85wt% 的酸浸渣和 15wt% 的还原剂， 加入浓度为 250g/L， 固液体 积比为1 ： 5的氢氧化钠溶液， 在80C下搅拌4h， 过滤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将碱浸液进行 中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 0060 预处理后的铅阳极泥进行酸浸， 不经冷却直接过滤后得到的浸出渣进行碱浸 处理， 氢氧化钠的浓度为 250g/L， 加入适量的还原剂如 Na2S。
29、， 固液体积比为 1 ： 5， 温度为 80 C， 反应时间为 4h， 其他条件同上， 碲的浸出率为 90% 左右。含碲的碱浸液接中和沉碲、 碱溶、 电解等工序制成高纯碲， 而铅、 银进入碱浸渣中接火法冶炼回收银。 0061 实施例 3 0062 1） 氯化酸浸 ： 将阳极泥在 80 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将细粉置于空气中自 然氧化 39 天得到氧化阳极泥。取 72wt% 氧化阳极泥、 20wt% 的氯化钠、 8wt% 氯酸钠浸泡在 固液比为 1 ： 3， 浓度为 10mol/L 的强酸溶液中， 以 80 C 下搅拌 4h， 过滤得到酸浸液和酸浸 渣。 0063 2） 水解沉碲 ：。
30、 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 将第 一滤渣回收锑 ； 在第一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节PH值为0得到水解液， 将水 解液进行保温过滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收。 0064 3） 铁粉还原 ： 在第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进行还原反应 60min 后， 进 行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷回收。 0065 4） 酸浸渣碱浸 ： 取 70wt% 的酸浸渣和 30wt% 的还原剂， 加入浓度为 150g/L， 固液体 积比为1 ： 5的氢氧化钠溶液， 在80C下搅拌4h， 过滤得到碱浸液和。
31、碱浸渣 ； 将碱浸液进行 中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 0066 对比例 1 0067 1） 氯化酸浸 ： 取 78wt% 阳极泥、 17wt% 的氯化钠、 5wt% 氯酸钠浸泡在固液体积比为 1 ： 5， 浓度为 6mol/L 的强酸溶液中， 以 80 C 下搅拌 4h， 过滤得到酸浸液和酸浸渣。 0068 2） 水解沉碲 ： 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 在第 一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节 PH 值为 2 得到水解液， 将水解液进行保温过滤 步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收。 0。
32、069 3） 铁粉还原 ： 在第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进行还原反应 45min 后， 进 行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷回收。 0070 4） 酸浸渣碱浸 ： 取 95wt% 的酸浸渣和 5wt% 的还原剂， 加入浓度为 200g/L， 固液体 积比为1 ： 5的氢氧化钠溶液， 在80C下搅拌4h， 过滤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将碱浸液进行 中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回收碲 ； 将碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 0071 对比例 2 说 明 书 CN 102925703 A 7 6/7 页 8 0072 1） 氯化酸浸 ： 将阳极泥在 80。
33、 C 下干燥 2 天后研磨成细粉， 将细粉置于空气中自 然氧化 9 天得到氧化阳极泥。取 78wt% 氧化阳极泥、 22wt% 的氯化钠浸泡在固液体积比为 1 ： 5， 浓度为 6mol/L 的强酸溶液中， 以 80 C 下搅拌 4h， 过滤得到酸浸液和酸浸渣。 0073 2） 水解沉碲 ： 将酸浸液进行冷却结晶、 过滤步骤得到第一滤渣和第一滤液 ； 在第 一滤液中加入等量水稀释， 并用碱溶液调节 PH 值为 2 得到水解液， 将水解液进行过滤步骤 得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣进行锑回收。 0074 3） 铁粉还原 ： 在第二滤液中加入 3 倍理论含量的铁粉进行还原反应 45min 。
34、后， 进 行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋、 铜和砷回收。 0075 4） 酸浸渣碱浸 ： 取酸浸渣加入浓度为200g/L， 固液体积比为1 ： 5的氢氧化钠溶液， 在 80 C 下搅拌 4h， 过滤得到碱浸液和碱浸渣 ； 将碱浸液进行中和沉碲、 碱溶、 电解步骤回 收碲 ； 将碱浸渣进行火法冶炼步骤回收金、 银。 0076 对比例 3 0077 1） 氯化酸浸 ： 将 95wt% 的阳极泥和 5% 二氧化锰浸泡在固液体积比为 1 ： 6， 浓度为 5mol/L 的盐酸溶液中， 以 70 C 下搅拌 4h 得到酸浸液和酸浸渣。酸浸渣用于铅、 金、 银的 回收。 0078 。
35、2） 水解沉碲 ： 将酸浸液进行冷却至 50 C， 压滤得到第一滤渣和第一滤液 ； 在第一 滤液中加入氢氧化钠溶液调节至溶液的游离酸为1.5N时保持0.5小时得到水解液， 将水解 液进行压滤步骤得到第二滤渣和第二滤液 ； 将第二滤渣用于回收碲。 0079 3） 水解沉铋 ： 在第二滤液中加入氢氧化钠溶液中和至 PH 为 4.0， 保持 0.5 小时后 进行过滤步骤得到第三滤液和第三滤渣 ； 将第三滤渣进行铋回收。 0080 4） 硫化沉铜 ： 取 70wt% 的第三滤液加入沉铜理论含量 1.1 倍的硫化钠搅拌 0.5 小 时候过滤得到第四滤渣， 第四滤渣回收铜。 0081 对实施例 13、 对。
36、比例 13 中回收得到的碲、 砷、 银、 铋、 锑的回收率进行检查， 表 1 为实施例 13、 对比例 13 的回收率结果。 0082 表 1 回收率结果表 0083 实施例 实施例 1 实施例 2 实施例 3 对比例 1 对比例 2 对比例 3 铋回收率 % 85 89 88 65 60 99 锑回收率 % 85 90 87 68 62 - 铜回收率 % 65 70 65 35 34 94.5 砷回收率 % 65 72 68 69 55 - 碲回收率 % 80 90 86 70 64 99 0084 从表1的实验结果可知， 按照实施例13的方法回收有价金属， 其铋、 锑、 铜、 砷、 碲 的。
37、回收率明显高于对比例 1， 明按照本发明的方法回收有价金属， 能明显提高有价金属的回 收率， 若不对阳极泥进行预处理， 则有价金属的回收率将降低。实施例 13 的方法回收的有 说 明 书 CN 102925703 A 8 7/7 页 9 价金属回收率高于对比例 2， 证明在本发明的方法中加入氯化剂和还原剂能有效提高有价 金属的回收率。实施例 13 的方法回收的有价金属回收率与对比例 3 相差不大， 但是对比 例 3 的方法不能完成锑元素的分离， 导致锑元素的浪费， 证明按照本发明实施例的方法， 对 阳极泥进行预处理、 氯化酸浸、 水解沉锑、 铁粉还原、 酸浸渣碱浸等步骤， 相对于现有技术中 的回收工艺， 能有效完成锑元素的分离， 回收率明显提高。 0085 以上所述仅为本发明的优选实施例而已， 并不用于限制本发明， 对于本领域的技 术人员来说， 本发明可以有各种更改和变化。 凡在本发明的精神和原则之内， 所作的任何修 改、 等同替换、 改进等， 均应包含在本发明的保护范围之内。 说 明 书 CN 102925703 A 9 1/1 页 10 图 1 说 明 书 附 图 CN 102925703 A 10 。