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1、(10)申请公布号 CN 102965501 A (43)申请公布日 2013.03.13 CN 102965501 A *CN102965501A* (21)申请号 201210561006.7 (22)申请日 2012.12.21 C22B 3/08(2006.01) C22B 3/26(2006.01) C22B 11/00(2006.01) C22B 7/00(2006.01) C01B 19/02(2006.01) (71)申请人 江西铜业股份有限公司 地址 335424 江西省鹰潭市贵溪市冶金北路 28 号 (72)发明人 赵向民 赖建林 黄绍勇 王日 陈善文 周宇飞 黄冰 夏彬 。
2、饶红 (74)专利代理机构 北京金智普华知识产权代理 有限公司 11401 代理人 皋吉甫 (54) 发明名称 一种全湿法处理铜阳极泥的方法 (57) 摘要 本发明一种全湿法处理铜阳极泥的方法， 涉 及有色金属冶金过程铜阳极泥中稀贵金属回收 的全湿法生产工艺， 该方法采用氯盐介质高温加 压浸出， 直接分离出铜、 锑、 铋、 碲、 锡等有价金属 ； 加压浸出液再分段回收碲、 锑、 锡、 铋、 铜等。另一 特点是采用选择性萃取法分离氯化金硒液中金并 从金萃余液中回收硒。 避免污染严重、 投资大的硫 酸化焙烧。传统湿法或 （火法工艺） 铜阳极泥需首 先进行硫酸化焙烧。金属分离回收率高。传统工 艺碲、。
3、 锑、 锡、 铋分离效果均不理想， 本工艺可在单 工序内解决以上金属浸出问题， 再在浸出液中分 别回收以上金属。金属回收率在 90-99%。简化了 分铜、 分碲作业， 较好地优化了作业流程。 (51)Int.Cl. 权利要求书 1 页 说明书 2 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 2 页 1/1 页 2 1. 一种全湿法处理铜阳极泥的方法， 其特征在于， 具体包括以下步骤 ： 步骤1 ： 将铜阳极泥按照液固比为3-5 ： 1的比例加入到硫酸和氯盐的混合溶液中， 在压 力为 0.5-1.6MPa， 温度为 100-200条件下浸出， 得到。
4、浸出液和浸出渣， 铜、 锑、 铋、 碲、 锡以 离子态进入浸出液， ； 其中， 混合液中硫酸浓度为 30-200g/l， 氯离子浓度 30-120g/l ； 步骤 2 ： 将上述步骤得到的浸出渣按照液固比为 3-8:1 加入到硫酸和 NaCl 混合溶液 中， 硫酸浓度为 50-100g/l,NaCl 浓度为 30-120g/l, 在温度 40-90、 常压条件下进行氯化 分金、 硒， 分金硒液采用萃取法分离金， 金萃余液亚硫酸钠还原硒 ； 步骤 3 ： 将上述步骤得到的分金硒渣按照液固比 3-10:1 的比例加入到浓度为 150-250g/l 的 Na2SO3溶液中， 在常温常压下浸出银， 浸。
5、出液用甲醛还原生产金属银粉。 权 利 要 求 书 CN 102965501 A 2 1/2 页 3 一种全湿法处理铜阳极泥的方法 0001 技术领域 0002 本发明一种全湿法处理铜阳极泥的方法， 涉及有色金属冶金过程铜阳极泥中稀贵 金属回收的全湿法生产工艺， 特别是铜阳极泥及铅阳极泥处理的方法。 背景技术 0003 常规半湿法铜阳极泥处理工艺采用硫酸化焙烧蒸硒， 蒸硒渣水浸出铜或稀硫酸浸 出铜 ； 脱铜浸出渣送碱浸分碲 ； 分碲渣送氯化分金 ； 分金渣再送亚钠分银。常规火法工艺则 在硫酸化焙烧蒸硒后， 焙烧蒸硒渣送分铜或直接送贵铅炉熔炼生产金银合金板 ； 合金板送 金电解得到电解金 ； 金电。
6、解阳极泥浇铸银阳极板再送银电解得到产品银。 两种工艺， 其中必 不可少的硫酸化焙烧蒸硒过程的污染问题始终是难以解决的痼疾， 而且稀散金属除硒外， 碲及小金属锑、 铋、 锡的回收及富集度均不高。 发明内容 0004 为了解决上述问题， 本发明的目的在于提供一种取消现有对环境污染严重的回转 窑硫酸化焙烧工序 ； 简化现有湿法处理铜阳极泥生产工艺 ； 提高碲、 锡、 锑、 铋等金属的回 收率。铜阳极泥经加压浸出后， 大部分贱金属及小金属、 稀散金属碲得到较好分离。所产出 的加压浸出渣送分金硒， 分金硒液选择性萃取分离金， 金萃余液还原回收生产硒粉。 分金硒 渣送分银并还原得到金属银粉。 取消了现有投。
7、资大、 污染严重、 腐蚀性极强的回转窑硫酸化 焙烧， 简化了金、 银、 硒、 碲及其它金属的回收流程的一种全湿法处理铜阳极泥的方法。 0005 本发明的技术方案是 ： 一种全湿法处理铜阳极泥的方法， 其主要的特点是采用 氯盐介质高温加压浸出， 直接分离出铜、 锑、 铋、 碲、 锡等有价金属 ； 加压浸出液再分段回收 碲、 锑、 锡、 铋、 铜等。 另一特点是采用选择性萃取法分离氯化金硒液中金并从金萃余液中回 收硒。取消了硫酸化焙烧 ； 具体包括以下步骤 ： 步骤1 ： 将铜阳极泥按照液固比为3-5 ： 1的比例加入到硫酸和氯盐的混合溶液中， 在压 力为 0.5-1.6MPa， 温度为 100-。
8、200条件下浸出， 铜、 锑、 铋、 碲、 锡以离子态进入浸出液， 得 到浸出液和浸出渣 ； 其中， 混合液中硫酸浓度为 30-200g/l， 氯离子浓度为 30-120g/l ； 步骤 2 ： 将浸出渣按照液固比为 3-8:1 加入到硫酸和 NaCl 混合溶液中， 硫酸浓度 50-100g/l,NaCl 浓度 30-120g/l, 在温度 40-90、 常压条件下进行氯化分金硒， 分金硒液 萃取金， 金萃余液亚硫酸钠还原硒 ； 步骤 3 ： 将上述步骤得到的分金硒渣按照液固比 3-10:1 的比例加入到浓度为 150-250g/l 的 Na2SO3溶液中， 在常温常压下浸出银， 浸出液用甲醛。
9、还原生产金属银粉。 0006 本工艺采用全湿法工艺原理是 ： 铜阳极泥经硫酸 +NaCl 加压浸出， 铜、 锑、 铋、 碲、 锡等得到较好分离， 硒、 金、 银、 铅保留在渣中 ； 加压浸出渣直接送氯化分金硒， 分金液选择 性萃取金， 金反萃后还原得到金粉。金萃余液还原回收硒， 得到金属硒粉。分金硒渣送亚钠 说 明 书 CN 102965501 A 3 2/2 页 4 分银回收银。取得较为理想的的贵金属、 稀散金属及小金属的分离回收效果。 0007 本发明的有益效果是 ： 由于采用上述技术方案， 具有以下特点 ： 1） 取消了污染严重、 投资大的硫酸化焙烧。传统湿法或 （火法工艺） 铜阳极泥需。
10、首先进 行硫酸化焙烧。其工艺作业污染严重， 回转窑系统投资大。 0008 2） 金属分离回收率高。 传统工艺碲、 锑、 锡、 铋分离效果均不理想， 本工艺可在单工 序内解决以上金属浸出问题， 再在浸出液中分别回收以上金属。金属回收率在 90-99%。 0009 3） 作业周期短。由于取消回转窑硫酸化焙烧， 同时简化了分铜、 分碲作业， 较好地 优化了作业流程。 具体实施方式 0010 下面结合具体实施例对本发明的技术方案做进一步说明。 0011 实施例 1 将含铜12.4%， 锑3.8%， 铋2.76%， 硒6.09%， 碲3.95%， 金3886g/t， 银7.97%的铜阳极泥， 加入到加压。
11、釜， 浸出控制硫酸浓度80g/l， 氯离子浓度90g/l， 温度100， 压力0.7MPa， 液固 比 5 ： 1 ； 铜、 锑、 铋、 碲、 锡以离子态进入浸出液 ； 浸出渣控制液固比 5 ： 1， 硫酸浓度 80g/l， NaCl 浓度 80g/l, 在 90条件下进行氯化分 金硒 ； 分金渣在 180g/l 的 Na2SO3介质中， 控制液固比 7:1 浸出银。 0012 结果金、 银、 铜回收率 99%， 锑、 铋、 碲、 锡回收率 90-95%。 0013 实施例 2 处理铜 11.2%， 锑 3.7%， 铋 2. 61%， 硒 6.72%， 碲 2.5%， 金 4875g/t， 银。
12、 6.8% 的铜阳极泥， 加压浸出控制硫酸浓度 100g/l， 氯离子浓度 110g/l， 温度 170， 压力 1.5Mpa， 液固比 4 ： 1 ； 铜、 锑、 铋、 碲、 锡以离子态进入浸出液 ； 浸出渣控制液固比 3 ： 1， 硫酸浓度 75g/l， NaCl 浓度 90g/l, 温度 75条件下进行氯化 分金硒 ； 分金渣在 175g/l 的 Na2SO3溶液中， 控制液固比 8:1 浸出银。 0014 结果金、 银、 铜回收率 99%， 锑、 铋、 碲、 锡回收率 90-95%。 0015 实施例 3 处理铜 10.3%， 锑 7.2%， 铋 4.3%， 硒 5.8%， 碲 2.98%， 金 4325g/t， 银 8.16% 的铜阳极泥， 加压浸出控制硫酸浓度 200g/l， 氯离子浓度 80g/l， 温度 150， 压力 0.5-1.6Mpa ； 液固比 3 ： 1 ； 铜、 锑、 铋、 碲、 锡以离子态进入浸出液 ； 浸出渣控制液固比 5:1， 硫酸浓度 100g/l， NaCl 浓度 120g/l, 温度 65条件下进行氯 化分金硒 ； 分金渣在 250g/l 的 Na2SO3溶液中， 控制液固比 3:1 浸出银。结果金、 银、 铜回收 率 99%， 锑、 铋、 碲、 锡回收率 90-95%。 说 明 书 CN 102965501 A 4 。