一種貴鉛中回收鉍的方法

一種貴鉛中回收鉍的方法
【專利摘要】本發明涉及一種貴鉛中回收鉍的方法，屬于火法和濕法相結合的冶金【技術領域】。首先將貴鉛置于真空爐中，然后真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅，產出一次高鉍鉛和貴銀，將產出的一次高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產出二次高鉍鉛和殘留貴銀；將得到的二次高鉍鉛與粗鉛配料投入陽極鍋內鑄成鉍陽極板，裝入電解槽與鉛電解的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛和經水洗后的高鉍陽極泥；將得到的高鉍陽極泥進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍；將得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除鉛、加鋅除銀，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品。該方法工藝流程精煉簡潔。
【專利說明】一種貴鉛中回收鉍的方法

【技術領域】
[0001] 本發明涉及一種貴鉛中回收鉍的方法，屬于火法和濕法相結合的冶金【技術領域】。

【背景技術】
[0002] 貴鉛中回收鉍方法的現有技術主要為：目前，一般鉛冶煉企業的鉍金屬綜合回收 分為火法、濕法或火法一濕法混合等幾種；部分鉛冶煉企業采用火法回收工藝：轉爐渣還 原熔煉后再進行除銅、高溫氧化除銻，然后加鋅除銀得到粗鉍產品，或加鋅除銀后直接通氯 氣氧化除鉛產出粗鉍，這種方式回收鉍缺陷是處理能耗高及環保污染大；多數鉛冶煉企業 采用濕法回收鉍：一般用轉爐渣的后期渣采用硝酸、鹽酸或硫酸加食鹽的方法浸出，鉍和部 分可溶金屬進入溶液中，然后在溶液中分別水解沉淀分離各金屬，得到的鉍化合物經火法 精煉后可得粗鉍，這個方式回收鉍的缺陷是有廢水產生，增加處理廢水成本；還有一種火 法一濕法混合回收鉍工藝是在火法回收的基礎上，加鋅除銀后進行電解分離鉛得到含鉍陽 極泥，含鉍陽極泥再酸浸出進行濕法回收，這種工藝流程長，且都有火法、濕法單獨處理的 缺點，一般鉛冶煉廠都不采用這種方法。
[0003] 本公司原鉍回收方式如圖2所示，將貴鉛直接送到轉爐進行生產粗銀，產出的轉 爐渣還原熔煉，精煉鍋熔析、加硫除銅，高溫氧化除銻，加鋅除銀，電解分離鉛鉍產出的含鉍 陽極泥還原熔煉、吹煉得到粗鉍產品，當在轉爐渣含鉍> 50%時在加鋅除銀后直接通氯氣 氧化除鉛產出粗鉍。該技術存在的缺陷是：流程冗長、工序多、金屬回收率低，產出的二次物 料如銻渣、銀鋅殼、氯化鉛渣等需另外回收處理，綜合處理成本很高且不利于清潔生產和低 碳經濟。后對該鉍回收工藝進行過改進，在高鉍鉛電解后采用鹽酸浸出鉍陽極泥鐵粉置生 產海綿鉍產品，效果不錯，但此工藝僅為局部改進，總體流程還是偏長，也有廢水產生。


【發明內容】

[0004] 針對上述現有技術存在的問題及不足，本發明提供一種貴鉛中回收鉍的方法。該 方法與原流程比較，工藝流程精煉簡潔，生產出粗鉍的加工成本僅為7397元，相較原流程 生產出粗鉍的加工成本為26144元，目前的工藝流程產出粗鉍加工成本僅為原流程的1/4 左右，效益顯著，本發明通過以下技術方案實現。
[0005] -種貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟1 :首先將貴鉛置于真空爐中，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940?960°C、 貴鉛投料量為69?71g/s (克每秒）條件下真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅，產出一次高鉍鉛 和貴銀，將產出的一次高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離 鉛、銻、鉍、銅產出二次高鉍鉛和殘留貴銀，貴銀直接送銀轉爐生產粗銀，殘留貴銀返回真空 爐與貴鉛搭配生產(按塊數1:1的比例進行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔 化，按此類推交替進行真空蒸餾）； 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛配料鑄成鉍陽極板，裝入電解槽與鉛電解 的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛和經水洗后的高鉍陽極泥，其中鉍陽極板含 Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %，裝入鉍陽極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的40%以下； 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽極泥進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品。
[0006] 所述步驟1中的貴鉛包括以下質量百分比組分：Pb40?60%、Sbl3?16%、Cu3? 4%、Bi8 ?15%、Agl5 ?20%。
[0007] 所述步驟2中的高鉍陽極泥經水洗后的溶液加入鐵粉置換鉍后再將其補入電解 過程的電解液中。
[0008] 所述步驟3中的還原熔煉過程為：首先向高鉍陽極泥中分別加入高鉍陽極泥質量 5?7%的還原煤、高鉍陽極泥質量7?9%的純堿、高鉍陽極泥質量2?3%的河沙、高鉍陽 極泥質量2?3%的石粉進行混合均勻配料，然后當爐內溫度達到1200°C時投入配料，在保 持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當爐內溫度達到800?900°C時吹煉除砷、銻、 錫，且按照高鉍陽極泥中鉛質量的2. 5倍投入除鉛劑進行深度除鉛產出粗鉍。
[0009] 所述步驟4中的火法精煉為：加硫除銅溫度為280?330°C，氧化除砷銻溫度為 650?680°C，通氯氣除鉛溫度為350?520°C，加鋅除銀溫度為520?680°C，通氯氣脫鋅 溫度320?400°C，最后在溫度500?550°C加入燒堿、硝石進行最終精煉，經鑄錠得到符合 國標Bi998等級的鉍錠產品。
[0010] 上述步驟2的電解過程具體過程為：（1)向電解液中加入0. 5?0. 8kg/tPb的牛 膠、加入0. 02?0. O6kg/tPb0 -萘酚組合成新的電解液；（2)在組合成的新的電解液中控制 電流密度183?190A/m2,電解液中Pb 2+含量55?80g/l、游離硅氟酸90?120g/l，電解液 溫度38?45°C，電解液循環量22?27L/min條件下在電解槽中生產72h。
[0011] 上述步驟4中的火法精煉具體過程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內保持溫度550? 600°C進行熔化4?8h得到鉍液，溫度控制在600°C時撈渣；然后控制鉍液溫度在280? 330°C，按粗鉍液含銅質量的0. 8倍加入硫磺進行除銅2?4h后撈渣；其次保持鉍液溫度在 650?680°C，鼓入空氣進行氧化除砷銻4?12h ;再次保持鉍液溫度在350?520°C，通入 氯氣進行除鉛，除鉛時間12?24h，然后撈渣(撈渣溫度< 500°C);繼續將保持鉍液溫度在 520?680°C，按粗鉍液含銀質量的2?5%加入鋅粒進行除銀，除銀時間2?5h，然后把溫 度降至400?450°C范圍內撈渣；保持鉍液溫度在320?400°C，通入氯氣進行脫鋅，脫鋅時 間4?12小時，然后撈渣；最后保持在溫度500?550°C加入適量燒堿、硝石進行最終精煉， 精煉時間〇. 5?1小時，撈渣；鉍液經鑄錠得到符合國標Bi998等級的鉍錠產品。
[0012] 該技術的整個流程中改進的步驟是（1)貴鉛直接進行真空蒸餾，獲得的效果是鉍 的直收率可達96%以上，整個過程無三廢排放，工作環境好，降低了處理成本，產出的高鉍 鉛可以直接與粗鉛進行混合電解精煉，產出貴銀的銀成分高大大降低了銀轉爐生產成本； (2)高鉍鉛與鉛電解主流程一起進行混合電解精煉，獲得的效果是鉍經電解后基本都富集 在陽極泥中得到含鉍較高的鉍陽極泥，同時對鉛電解無影響，產出的析出鉛質量與鉛電解 產出的質量一樣；（3)鉍陽極泥反射爐熔煉中加入除鉛劑深度除鉛，獲得的效果是粗鉍中 的鉛由5wt. %左右下降到1 wt. %左右，減少了粗鉍火法精煉時除鉛時氯氣用量及降低了氯 氣儲運帶來的環保壓力。
[0013] 最終獲得的產品秘錠質量符合國標秘錠Bi998等級要求，秘的回收率能達到99% 以上。
[0014] 本發明的有益效果是：（1)流程精煉簡潔，相比傳統流程進行了顛覆性改進；（2) 粗鉍品質高、金屬直收率高；鉍回收率：99%，直收率：90?92% ; (3)流程主要工序生產均 在真空負壓環境分離，沒有廢氣、廢渣、廢水及煙塵產生或排放，屬綠色環保低碳冶金工藝； (4)產出粗鉍加工成本很低，僅為傳統流程的1/4左右，效益顯著；（5)提高現有銀回收系統 設備生產效率，產能提高1倍以上；（6)在行業內有極大的推廣潛力，市場前景廣闊。

【專利附圖】

【附圖說明】
[0015] 圖1是本發明工藝流程圖； 圖2是本發明本公司原來的工藝流程圖。

【具體實施方式】
[0016] 下面結合附圖和【具體實施方式】，對本發明作進一步說明。
[0017] 實施例1 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb51. Owt. %、Sbl4. 6wt. %、Cu4. Owt. %、BilOwt. %、Agl6wt. %)置于 真空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940? 960°C、貴鉛投料量為70g/s條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、銅，產出一次高鉍 鉛（Pb64. 3wt. %、Sbl5. lwt. %、CuO. 06wt. %、Bil2. 5wt. %、Ag2. 27wt. %)和貴銀（Pbl. 6wt. %、 Sbl2. 7wt. %、Cul7. 9wt. %、Bil. 5wt. %、Ag68. lwt. %)，將產出的一次高鉍鉛置于真空爐中， 然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產出二次高鉍鉛（Pb75. 8wt. %、 Sb3.56wt.%、Cu0.02wt.%、Bil8.6wt.%、Ag0.009wt·%)和殘留貴銀（Pb42.5wt·%、 Sb36. 7wt. %、CuO. 13wt. %、Bil. 4wt. %、Ag6. 44wt. %)，二次高秘鉛中含秘質量為 18. 6wt. % ; 貴銀直接送銀轉爐生產粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產(按塊數1:1的比例進 行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進行真空蒸餾）；貴鉛真 空蒸餾鉍的直收率可達96. 5% ; 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質量比為2 :5配料鑄成鉍陽極板 (Pb90. 3wt. %、Sbl. 2wt. %、CuO. 052wt. %、Bi7. 9wt. %、AgO. 0489wt. %)，裝入電解槽與鉛電解 的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛和經水洗后的高鉍陽極泥，高鉍陽極泥經水 洗后含鉍0. 24g/l的溶液按照鉍含量質量的6倍加入鐵粉置換鉍后再將其補入電解過程 的電解液中，析出鉛和粗鉛電解產出的析出鉛一起精煉產出國標鉛錠，其中裝入鉍陽極板 的電解槽為裝入粗鉛電解槽的25%，向硅氟酸電解液中加入0. 5?0. 6kg/tPb的牛膠、加入 0. 02?0. 025kg/tPb β -萘酚組合成新的電解液，在組合成的新的電解液中控制電流密度 183?187A/m2,電解液中Pb 2+含量61?70g/l、游離硅氟酸90?110g/l，電解液溫度38? 42°C，電解液循環量23?25L/min條件下在電解槽中生產72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽極泥（Pb8. lwt. %、Sbl5. Owt. %、CuO. 12wt. %、 Bi68. 4wt. %、AgO. 93wt. %)進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍，具體過程為：首先向高鉍陽極泥 中分別加入高鉍陽極泥質量6%的還原煤、高鉍陽極泥質量8%的純堿、高鉍陽極泥質量2% 的河沙、高鉍陽極泥質量2%的石粉進行混合均勻配料，然后當爐內溫度達到1200°C時投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當爐內溫度達到800?830°C 時吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽極泥中鉛質量的2. 5倍投入除 鉛劑進行深度除鉛產出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產出粗鉍（Pbl. 2wt. %、 Sbl. Owt. %、CuO. 75wt. %、Bi94. 2wt. %、AgO. 95wt. %)，產出氧粉（PbO. 96wt. %、Sb56. 6wt. %、 Bi4. 3wt. %、AgO. 0045wt. %)送銻系統生產精銻，產出除鉛渣（Pb57. 7wt. %、Sbl. lwt. %、 Bi2. 13wt. %、Ag0. 002wt. %)送熔煉系統與鉛精礦一起熔煉產出粗鉛； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品，其具體過 程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內保持溫度550?600°C進行熔化6h得到鉍液，溫度控制在 600°C時撈渣；然后控制鉍液溫度在280?310°C，按粗鉍液含銅質量的0. 8倍加入硫磺進 行除銅2. 5h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進行氧化除砷銻8h ;再次 保持鉍液溫度在500°C，通入氯氣進行除鉛，除鉛時間18h，然后撈渣(撈渣溫度為480°C); 繼續將保持鉍液溫度在600°C，按粗鉍液含銀質量的3%加入鋅粒進行除銀，除銀時間3h，然 后把溫度降至430°C范圍內撈渣；保持鉍液溫度在370°C，通入氯氣進行脫鋅，脫鋅時間7小 時，然后撈渣；最后保持在溫度520°C加入50kg燒堿、2. 0kg硝石進行最終精煉，精煉時間 〇. 6小時，撈渣；鉍液經鑄錠得到符合國標M998等級的鉍錠產品，鉍回收率能達到99. 6%。 [0018] 實施例2 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb50. Owt. %、Sbl3. 6wt. %、Cu3. 6wt. %、Bil3wt. %、Agl8wt. %) 置于真空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度 為940?960°C、貴鉛投料量為70g/s條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、銅， 產出一次高鉍鉛（Pb63. 4wt. %、Sbl4. 2wt. %、CuO. 053wt. %、Bil4. 6wt. %、Ag3. 45wt. %)和 貴銀（Pbl. 3wt. %、Sbll. 3wt. %、Cul7. lwt. %、Bil. 42wt. %、Ag69. 5wt. %)，將產出的一次高 鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產出二次 高鉍鉛（Pb74. 6wt. %、Sb2. 96wt. %、CuO. 02wt. %、Bi20. 3wt. %、AgO. 008wt. %)和殘留貴銀 (Pb41. 6wt. %、Sb35. 8wt. %、Cu0. llwt. %、Bil. 36wt. %、Ag6. 58wt. %)，二次高鉍鉛中含鉍質量 為20. 3wt. % ;貴銀直接送銀轉爐生產粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產(按塊數 1:1的比例進行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進行真空 蒸餾）；貴鉛真空蒸餾鉍的直收率可達96. 8% ; 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質量比為2:5配料投入陽極鍋內鑄 成鉍陽極板（Pb90. Owt. %、Sbl. 3wt. %、CuO. 056wt. %、Bi8. 2wt. %、AgO. 0532wt. %)，裝入電 解槽與鉛電解的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛（Pb99. 5wt. %、SbO. 04wt. %、 CuO. OOlwt. %、Bi0. Olwt. %、Ag0. 0004wt. %)和經水洗后的高鉍陽極泥，高鉍陽極泥經水洗后 含鉍0. 26g/l的溶液按照鉍含量質量的7倍加入鐵粉置換鉍后再將其補入電解過程的電解 液中，其中裝入鉍陽極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的40%以下；電解具體流程為：向硅氟 酸電解液中加入〇. 5?0. 6kg/tPb的牛膠、加入0. 02?0. 〇25kg/tpb0 -萘酚組合成新的電 解液，在組合成的新的電解液中控制電流密度183?187A/m2,電解液中Pb 2+含量70?80g/ 1、游離硅氟酸90?110g/l，電解液溫度38?42°C，電解液循環量25?27L/min條件下在 電解槽中生產72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽極泥（Pb7. 8wt. %、Sbl4. 2wt. %、CuO. llwt. %、 Bi70. 2wt. %、AgO. 98wt. %)進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍；具體過程為：首先向高鉍陽極泥 中分別加入高鉍陽極泥質量7%的還原煤、高鉍陽極泥質量7%的純堿、高鉍陽極泥質量2% 的河沙、高鉍陽極泥質量2%的石粉進行混合均勻配料，然后當爐內溫度達到1200°C時投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當爐內溫度達到800?830°C 時吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽極泥中鉛質量的2. 5倍投入除 鉛劑進行深度除鉛產出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產出粗鉍（Pbl. Owt. %、 Sbl. Owt. %、CuO. 71wt. %、Bi94. 9wt. %、Agl. Olwt. %)，產出氧粉（PbO. 90wt. %、Sb56. 5wt. %、 Bi4. Owt. %、AgO. 0042wt. %)送銻系統生產精銻，產出除鉛渣（Pb58. 5wt. %、Sbl. 2wt. %、 Bi2. Olwt. %、Ag0. 0022wt. %)送熔煉系統與鉛精礦一起熔煉產出粗鉛； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品，其具體過 程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內保持溫度550?600°C進行熔化4h得到鉍液，溫度控制在 600°C時撈渣；然后控制鉍液溫度在280?310°C，按粗鉍液含銅質量的0. 8倍加入硫磺進 行除銅3h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進行氧化除砷銻4h ;再次 保持鉍液溫度在520°C，通入氯氣進行除鉛，除鉛時間24h，然后撈渣(撈渣溫度為470°C); 繼續將保持鉍液溫度在680°C，按粗鉍液含銀質量的5%加入鋅粒進行除銀，除銀時間2h， 然后把溫度降至450°C范圍內撈渣；保持鉍液溫度在400°C，通入氯氣進行脫鋅，脫鋅時 間4小時，然后撈渣；最后保持在溫度550°C加入50kg燒堿、1. 8kg硝石進行最終精煉，精 煉時間 〇· 5 小時，撈渣；鉍液（PbO. 012wt. %、SbO. 0043wt. %、CuO. 0036wt. %、Bi99. 88wt. %、 AgO. 0006wt. %、Zn0. 0006wt. %)經鑄錠得到符合國標Bi998等級的鉍錠產品，鉍回收率能達 到 99. 5%。
[0019] 實施例3 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb40wt. %、Sbl5. 5wt. %、Cu4wt. %、Bil5wt. %、Agl9. 8wt. %)置于真 空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940? 960°C、貴鉛投料量為69?71g/s (克每秒）條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、 銅，產出一次高鉍鉛（Pb60. 8wt. %、Sbl6. 4wt. %、CuO. 055wt. %、Bil6. 7wt. %、Ag4. lwt. %) 和貴銀（Pbl. 5wt. %、Sbl3. 5wt. %、Cul7. 8wt. %、Bil. 66wt. %、Ag66. 9wt. %)，將產出的一次 高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產出二次 高鉍鉛（Pb70. 8wt. %、Sb3. 23wt. %、CuO. 03wt. %、Bi24. lwt. %、AgO. 009wt. %)和殘留貴銀 (Pb38. 8wt. %、Sb33. lwt. %、Cu0. 12wt. %、Bil. 44wt. %、Ag6. 32wt. %)，二次高鉍鉛中含鉍質量 為24. lwt. % ;貴銀直接送銀轉爐生產粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產（按塊數 1:1的比例進行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進行真空 蒸餾）； 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質量比為1:3配料投入陽極鍋內鑄 成鉍陽極板（Pb90. Owt. %、Sbl. 45wt. %、CuO. 053wt. %、Bi8. lwt. %、AgO. 0546wt. %)，裝入電 解槽與鉛電解的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛（Pb99. 5wt. %、SbO. 036wt. %、 CuO. OOlwt. %、BiO. Olwt. %、AgO. 0004wt. %)和經水洗后的高鉍陽極泥（Pb8. Owt. %、 Sbl3. 6wt. %、CuO. 12wt. %、Bi71. 2wt. %、AgO. 97wt. %)，高鉍陽極泥經水洗后含鉍 0· 28g/l 的 溶液按照鉍含量質量的7倍加入鐵粉置換鉍后再將其補入電解過程的電解液中，析出鉛和 粗鉛電解產出的析出鉛一起精煉產出國標鉛錠，其中鉍陽極板含Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %， 裝入鉍陽極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的35%以下；電解精煉具體過程為：向硅氟酸電 解液中加入〇. 6?0. 8kg/tPb的牛膠、加入0. 05?0. 06kg/tPb β -萘酚組合成新的電解液； 在組合成的新的電解液中控制電流密度187?190A/m2,電解液中Pb 2+含量55?65g/l、游 離硅氟酸110?120g/l，電解液溫度42?45°C，電解液循環量22?23L/min條件下在電 解槽中生產72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽極泥（Pb8. Owt. %、Sbl3. 6wt. %、CuO. 12wt. %、 Bi71. 2wt. %、AgO. 97wt. %)進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍；其具體流程為：首先向高鉍陽極 泥中分別加入高鉍陽極泥質量5%的還原煤、高鉍陽極泥質量9%的純堿、高鉍陽極泥質量 3%的河沙、高鉍陽極泥質量3%的石粉進行混合均勻配料，然后當爐內溫度達到1200°C時投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當爐內溫度達到830?900°C 時吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽極泥中鉛質量的2. 5倍投入除 鉛劑進行深度除鉛產出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產出粗鉍（Pb 1. 05wt. %、 Sbl. Olwt. %、CuO. 68wt. %、Bi94. 6wt. %、Agl. Owt. %)，產出氧粉（PbO. 92wt. %、Sb57. 4wt. %、 Bi3. 8wt. %、AgO. 0041wt. %)送銻系統生產精銻，產出除鉛渣（Pb59. 7wt. %、Sbl. 34wt. %、 Bi2. 08wt. %、Ag0. 0023wt. %)送熔煉系統與鉛精礦一起熔煉產出粗鉛； 步驟4:將步驟3得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣 除鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品，其具體 流程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內保持溫度550?600°C進行熔化8h得到鉍液，溫度控制 在600°C時撈渣；然后控制鉍液溫度在280?310°C，按粗鉍液含銅質量的0. 8倍加入硫磺 進行除銅4h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進行氧化除砷銻12h ; 再次保持鉍液溫度在350?400°C，通入氯氣進行除鉛，除鉛時間12h，然后撈渣(撈渣溫度 為480°C );繼續將保持鉍液溫度在520?550°C，按粗鉍液含銀質量的2%加入鋅粒進行除 銀，除銀時間5h，然后把溫度降至400°C范圍內撈渣；保持鉍液溫度在320°C，通入氯氣進 行脫鋅，脫鋅時間12小時，然后撈渣；最后保持在溫度500°C加入50kg燒堿、1. 8kg硝石進 行最終精煉，精煉時間〇. 8小時，撈渣；鉍液（PbO. Ollwt. %、SbO. 0044wt. %、CuO. 0034wt. %、 Bi99. 89wt. %、Ag0. 0006wt. %、Zn0. 0006wt. %)經鑄錠得到符合國標Bi998等級的鉍錠產品， 鉍回收率能達到99. 4%。
[0020] 實施例4 如圖1所示，該貴鉛中回收鉍的方法，其具體步驟如下： 步驟 1 :首先將貴鉛（Pb60wt. %、Sbl3. 03wt. %、Cu3. 02wt. %、Bi8. lwt. %、Agl5. 2wt. %) 置于真空爐中，在溫度為450?480°C條件下熔化，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為 940?960°C、貴鉛投料量為70g/s (克每秒）條件下真空蒸餾25?30min分離鉛、銻、鉍、 銅，產出一次高鉍鉛（Pb63. 5wt. %、Sbl4. 2wt. %、CuO. 051wt. %、Bil2. 3wt. %、Ag3. 5wt. %)和 貴銀（Pbl. 6wt. %、Sbll. 3wt. %、Cul4. 6wt. %、Bil. 03wt. %、Ag51. 3wt. %)，將產出的一次高 鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅產出二次高 鉍鉛（Pb76. 5wt. %、Sb3. 17wt. %、CuO. 031wt. %、Bil7. 8wt. %、AgO. 0088wt. %)和殘留貴銀 (Pb43. 4wt. %、Sb26. 4wt. %、CuO. llwt. %、Bil. 76wt. %、Ag5. 8wt. %)，二次高秘鉛中含秘質量 為17. 8wt. % ;貴銀直接送銀轉爐生產粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭配生產（按塊數 1:1的比例進行搭配，先投入一塊貴鉛，再投入一塊殘留貴銀熔化，按此類推交替進行真空 蒸餾）；貴鉛真空蒸餾鉍的直收率可達96. 8% ; 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛按照質量比為1:2配料投入陽極鍋內鑄 成鉍陽極板（Pb89. Owt. %、Sbl. 67wt. %、CuO. 054wt. %、Bi8. 8wt. %、AgO. 0533wt. %)，裝入電 解槽與鉛電解的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛（Pb99. 53wt. %、SbO. 032wt. %、 CuO. 0012wt. %、BiO. Olwt. %、AgO. 0004wt. %)和經水洗后的高鉍陽極泥（Pb7. 8wt. %、 Sbll. 8wt. %、CuO. llwt. %、Bi69. 8wt. %、AgO. 96wt. %)，高鉍陽極泥經水洗后含鉍 0· 272g/ 1的溶液按照鉍含量質量的7倍加入鐵粉置換鉍后再將其補入電解過程的電解液中，析 出鉛和粗鉛電解產出的析出鉛一起精煉產出國標鉛錠，其中鉍陽極板含Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %，裝入鉍陽極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的35% ;電解具體過程為：向硅氟酸電 解液中加入〇. 5?0. 6kg/tPb的牛膠、加入0. 02?0. 025kg/tPb β -萘酚組合成新的電解液， 在組合成的新的電解液中控制電流密度183?187A/m2,電解液中Pb 2+含量61?70g/l、游 離硅氟酸90?110g/l，電解液溫度38?42°C，電解液循環量23?25L/min條件下在電解 槽中生產72h ; 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽極泥（Pb7. 8wt. %、SblL 8wt. %、CuO. llwt. %、 Bi69. 8wt. %、AgO. 96wt. %)進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍；其具體過程為：首先向高鉍陽極 泥中分別加入高鉍陽極泥質量6%的還原煤、高鉍陽極泥質量8%的純堿、高鉍陽極泥質量 2%的河沙、高鉍陽極泥質量2%的石粉進行混合均勻配料，然后當爐內溫度達到1200°C時投 入配料，在保持熔煉溫度為1200?1250°C熔煉6h后降溫，當爐內溫度達到800?830°C 時吹煉除砷、銻、錫，且在保持溫度780?800°C按照高鉍陽極泥中鉛質量的2. 5倍投入除 鉛劑進行深度除鉛產出粗鉍，除鉛劑為磷酸二氫銨（ΝΗ4Η2Ρ0 4)，最終產出粗鉍（Pbl. Owt. %、 Sbl. 06wt. %、CuO. 59wt. %、Bi93. 9wt. %、Agl. lwt. %)，產出氧粉（PbO. 88wt. %、Sb56. 8wt. %、 Bi3. 6wt. %、AgO. 0036wt. %)送銻系統生產精銻，產出除鉛渣（Pb57. 9wt. %、Sbl. 66wt. %、 Bi2. 15wt. %、Ag0. 0036wt. %)送熔煉系統與鉛精礦一起熔煉產出粗鉛； 步驟4:將步驟3得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣 除鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品，具體過 程為：首先將粗鉍投入精煉鍋內保持溫度550?600°C進行熔化6h得到鉍液，溫度控制在 600°C時撈渣；然后控制鉍液溫度在300?330°C，按粗鉍液含銅質量的0. 8倍加入硫磺進 行除銅2h后撈渣；其次保持鉍液溫度在650?680°C，鼓入空氣進行氧化除砷銻8h ;再次 保持鉍液溫度在500°C，通入氯氣進行除鉛，除鉛時間16h，然后撈渣(撈渣溫度為470°C); 繼續將保持鉍液溫度在550°C，按粗鉍液含銀質量的4. 0%加入鋅粒進行除銀，除銀時間 4h，然后把溫度降至440°C范圍內撈渣；保持鉍液溫度在380°C，通入氯氣進行脫鋅，脫鋅 時間7小時，然后撈渣；最后保持在溫度510°C加入50kg燒堿、1. 8kg硝石進行最終精煉， 精煉時間 1 小時，撈渣；鉍液（PbO. 010wt. %、SbO. 0043wt. %、CuO. 0035wt. %、Bi99. 89wt. %、 AgO. 0006wt. %、Zn0. 0006wt. %)經鑄錠得到符合國標Bi998等級的鉍錠產品，鉍回收率能達 到 99. 6%。
[0021] 上面結合附圖對本發明的【具體實施方式】作了詳細說明，但是本發明并不限于上述 實施方式，在本領域普通技術人員所具備的知識范圍內，還可以在不脫離本發明宗旨的前 提下作出各種變化。
【權利要求】
1. 一種貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于具體步驟如下： 步驟1 :首先將貴鉛置于真空爐中，然后控制真空度為10?20Pa、溫度為940?960°C、 貴鉛投料量為69?71g/s條件下真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅，產出一次高鉍鉛和貴銀，將產 出的一次高鉍鉛置于真空爐中，然后控制在上述條件下再次經真空蒸餾分離鉛、銻、鉍、銅 產出二次高鉍鉛和殘留貴銀，貴銀直接送銀轉爐生產粗銀，殘留貴銀返回真空爐與貴鉛搭 配生產； 步驟2 :將步驟1得到的二次高鉍鉛與粗鉛配料鑄成鉍陽極板，裝入電解槽與鉛電解 的主流程一起進行混合電解精煉，產出析出鉛和經水洗后的高鉍陽極泥，其中鉍陽極板含 Bi7?9wt. %、Sb < 2wt. %，裝入鉍陽極板的電解槽為裝入粗鉛電解槽的40%以下； 步驟3 :將步驟2得到的高鉍陽極泥進行還原熔煉、吹煉，產出粗鉍； 步驟4 :將步驟3得到的粗鉍進行火法精煉，在粗鉍中加硫除銅、氧化除砷銻、通氯氣除 鉛、加鋅除銀、通氯氣除鋅，最后加入燒堿、硝石進行精煉，產出國標的鉍錠產品。
2. 根據權利要求1所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟1中的貴鉛包 括以下質量百分比組分：Pb40?60%、Sbl3?16%、Cu3?4%、Bi8?15%、Agl5?20%。
3. 根據權利要求1或2任一所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟2中 的高鉍陽極泥經水洗后的溶液加入鐵粉置換鉍后再將其補入電解過程的電解液中。
4. 根據權利要求1或2任一所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟3中 的還原熔煉過程為：首先向高鉍陽極泥中分別加入高鉍陽極泥質量5?7%的還原煤、高鉍 陽極泥質量7?9%的純堿、高鉍陽極泥質量2?3%的河沙、高鉍陽極泥質量2?3%的石 粉進行混合均勻配料，然后當爐內溫度達到1200°C時投入配料，在保持熔煉溫度為1200? 1250°C熔煉6h后降溫，當爐內溫度達到800?900°C時吹煉除砷、銻、錫，且按照高鉍陽極泥 中鉛質量的2. 5倍投入除鉛劑進行深度除鉛產出粗鉍。
5. 根據權利要求1或2任一所述的貴鉛中回收鉍的方法，其特征在于：所述步驟4中 的火法精煉為：加硫除銅溫度為280?330°C，氧化除砷銻溫度為650?680°C，通氯氣除鉛 溫度為350?520°C，加鋅除銀溫度為520?680°C，通氯氣脫鋅溫度320?400°C，最后在 溫度500?550°C加入燒堿、硝石進行最終精煉，經鑄錠得到符合國標M998等級的鉍錠產 品。
【文檔編號】C22B7/00GK104141057SQ201410362043
【公開日】2014年11月12日 申請日期:2014年7月28日 優先權日:2014年7月28日
【發明者】沈江, 王東, 盧林, 況正國 申請人:蒙自礦冶有限責任公司