专利名称：一种阳极泥的处理方法
技术领域：
本发明涉及贵金属冶炼领域，是ー种阳极泥的处理方法。
背景技术：
阳极泥是在电流作用下，阳极溶解过程中产生的不溶性残渣，是电解精练时落于电解槽底的泥状细粒物质。主要由阳极粗金属中不溶于电解液的杂质和待精练的金属组成。往往含有贵重和有价值的金属，可以回收作为提炼金、银等贵重金属的原料。例如由电解精练铜的阳极泥可以回收铜，并提取金、银、硒、碲等，从阳极泥金中提取贵金属尤其是金银的方法现有火法、湿法、火-湿法混合流程。火法为传统的エ艺。一般火法エ艺是火法熔炼，加除渣剂造渣除杂后，进行吹炼， 吹炼出多尔合金(Au+Ag > 98%)，然后电解合金分离精炼金、银。过程中产生的大量熔炼渣返回其它系统(火法炼铜或炼铅)或还原处理。火法处理的优点是处理量大，生产周期短，缺点是因熔炼渣量大，带走了相当一部分金银，造成金银直收率低，熔炼渣返回其它系统，生产周期长，金银不便于管理。冶炼过程中贵金属还会有损失，总回收率也不高。氧化渣返回其它系统也容易造成有害杂质反复循环累积，不利于系统作业；熔炼渣如果还原处理，需要的设备规模大，物料重复倒运。而且由于熔炼过程进行了造渣返应(主要是加入了石英砂)， 需另加单质铁、氧化钙、焦碳等辅助材料，劳动强度大，成本费用高。湿法是用酸化手段，将金银溶于水(酸或碱)溶液，然后进行沉淀、络和或淬取分离。优点是回收率高，金银回收率达90%以上。不足是处理能力小、伴生金属以盐或氧化物的形式分离，不利于综合回收，而且废水量大，设备腐蚀严重。易造成、氧、硫、氯的空气污染。火法湿法联合流程是将火法产生的氧化渣湿法处理，提高了金银回收率，但同样产生了湿法过程中的综合回收性能差，废水量大的问题。现有技术中有一种技术偏见，认为在阳极泥等废渣中提炼贵金属，应该从最贵重的金属开始提炼，这样能尽力避免贵金属的损耗，但是发明人经过大量实验，认为这样的提取方法实际上对于贵重金属来讲损耗更大，产出的含有金银的渣不易处理，而且劳动强度大，成本高，浪费资源。传统的合金分离较多的采用火法。因为常规电解法分离常由于杂质含量高而影响主金属品质，发明人经大量的实验，发现控制电解时的电流密度，外加凝絮剂硅胶后产出的主品位金属完全满足国标要求。
发明内容
本发明的ー个目的是为解决上述现有阳极泥提取技术劳动強度大，成本高，浪费资源，贵重金属损耗大等问题，提供一种阳极泥的处理方法。为实现上述目的，本发明的一个技术方案提供了一种阳极泥的处理方法，该方法为选自如下步骤的循环エ艺1)将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉，进行熔炼生成合金；2) 收集中间提炼金属，将合金浇铸成阳极板；3)配制电解液将阳极板和阴极片分別放入电解液中；4)电解析出所需金属。本发明所述步骤1-4为循环步骤，所述电解中生成的阳极泥汇集后与焦炭混合， 进行熔炼，重复步骤1-4。所述电解析出所需金属后的阳极板残板返熔炼炉重新浇注阳极板进行电解。所述步骤1熔炼过程中还可以包括吹灰エ艺；将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉， 进行熔炼生成合金；并进行吹灰エ艺得到灰渣。所述步骤1)中的熔炼是在1000-1400°c条件下进行的。所述步骤3中电解液按下述标准配制
当回收铅时采用硅氟酸和黄丹(PbO)配制电解液，控制1 2+ 70 80 g/L , H2SiF6不低于110 g/L，凝絮添加剂0-10g/l ；
回收铋电解液中NaCl浓度为60-80 g/L、HCl浓度为80 g/L, Bi3+浓度为70-90 g/L, 凝絮添加剂0-10g/l ；
回收银吋，电解液中Ag+浓度为80-100 g/L、HNO3浓度为30-40 g/L,凝絮添加剂 0-10g/l ；
回收金时，电解液中Au3+浓度为250-350 g/L、Hcl浓度为200-300 g/L，凝絮添加剂 0-10g/l。所述凝絮添加剂选自聚丙烯酰胺、聚丙烯酸钠、聚合硫酸铁硅、硅胶，优选复合凝絮添加剤，按照质量百分比聚丙烯酸钠20-30%，硅胶70-80%。还包括预处理步骤，在步骤1)处理之前，可进行浸出铜步骤将来自于电解铜、铅或其他エ艺过程中产生的阳极泥浸，控制浸出时的温度140°C，氧分压0.9 MPa,液固体积质量比5 1，硫酸质量浓度250 g/L,通氧时间150 min,可有效地浸出铜，铜浸出率达 93%以上。一、回收铅
1、将来自于电解铜、铅或其他エ艺过程中产生的阳极泥浸，控制浸出时的温度
1400C ,氧分压0.9 MPa,液固体积质量比5 1，硫酸质量浓度250 g/L,通氧时间150 min,可有效地浸出铜，铜浸出率达93%以上。浸出铜液返铜电解(电积或制备硫酸铜)。碲、 砷等浸出率大于70%，采用其它方式回收。2、脱铜后阳极泥与适量焦碳装入熔炼炉，在1100-1300°C温度条件还原熔炼，得还原铅铋合金A (主要是铅、铋、铜、银、金、锑等)与非金属畑灰(气)，非金属畑灰(气) 用来回收硒等有价金属。3、将熔融铅铋合金A浇入阳极模，铸成阳极板。阳极板长度为320mm，宽 200mm,厚度 Mmm。4、配制电解液，采用硅氟酸和黄丹(PbO)配制电解液，控制1 2 + 70 80 g/L ,H2SiF6不低于110 g/L,凝絮添加剂8g/l。5、将铅铋合金A阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中，在槽电压 0. 3-0. 6V、电流密度为75-120A / m2的电流密度条件下对合金A进行常温电解，电解液循环量为25-35L/min.槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铅(，最终产出的精铅质量可以达到GB/ T469 —1995中的1^99. 994，及以铋银为主的铋银阳极泥Y1，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。
ニ、回收铋
1、 将Yl装入熔炼炉1100-1200°c进行还原熔炼，逐步降温到262°C进行熔析除杂，析出渣主要是铜、铅、锑、金、银等，得到以铋为主的还原合金粗铋B及析出渣Z1。2、将熔融合金粗铋B浇入阳极模，铸成阳极板。阳极板长度为320mm，宽 200mm,厚度 Mmm。3、配制电解液，电解液中NaCl浓度为60-80 g/L、HCl浓度为80 g/L、Bi3+浓度为 70-90 g/L，将合金粗铋B阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中。4、控制电流密度为150 A/m2，槽电压0. 3-0. 6V，电解液温度40°C，电解液循环量为 25-35L/min.槽，凝絮添加剂8g/l，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铋 Β 99. 996 (相当于GB-T 915-1995 —号铋)的要求)及以银锑为主的银锑阳极泥Y2，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。三、 回收银
1、将Y2、Zl及适量焦碳混合，装入熔炼炉还原熔炼，升温到1150-1200°C得贵锑，鼓入 150-200Kpa的风分进行第一次贵锑灰灰吹，生成粗金银合金与高锑灰吹渣C。2、除掉高锑灰吹渣的粗金银合金在1150-1200°C下进行第二次灰吹，得到多尔合金(Au+Ag>98%)与高金银灰吹渣。高金银灰吹渣返下批炉料，与Y2、Zl 一起进行还原熔炼并进行一次灰吹。3、将熔融多尔合金浇入阳极模，铸成阳极板。阳极板长度为320mm，宽200mm，厚度 24mmο4、配制电解液，电解液中Ag+浓度为80-100 g/L、HNO3浓度为30_40 g/L，将合多尔合金阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中。5、控制电流密度为150-300 A/m2，槽电压2_3V，电解液温度40°C，电解液循环量为 25-35L/min.槽，凝絮添加剂8g/l，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极银粉。Ag99.995 (相当于一号银的要求)及以金为主的金阳极泥TO，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。四、回收金
1、将金阳极泥Y3在1100°C熔炼浇铸成阳极板，阳极板长度为320mm，宽200mm，厚度
24mm ο2、配制电解液，电解液中Au3+浓度为250-350 g/L、Hcl浓度为200-300 g/L, 将合多尔合金阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中。3、控制电流密度为500-700 A/m2，槽电压0. 3-0. 5V，电解液温度40°C，电解液循环量为25-35L/min.槽，凝絮添加剂8g/l，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极银粉。Ag99.95 (相当于一号银的要求)及以钼、钯为主的阳极泥W，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板。五、回收锑
1、将高锑灰吹渣C及适量焦碳装入熔炼炉在700-800°C进行还原熔炼，得粗锑并浇铸成锑阳极板，阳极板长度为320mm，宽200mm，厚度24mm。2、电解液由氧化锑粉、氟化铵、氢氟酸、浓硫酸及添加剂配制而成，电解液基本成分为 SO2: 360g/L,总 FjOg/L，Sb3+110g/L, NH+450g/Lo 电流密度 I5O-I8OA /m2，槽温<35°C。电解液添加剂视电解情况适量添加。电解槽电压在0.5V-0.6V之间。电解析出阴极锑Sb99. 9 一号锑的要求，以及以铅、铋银为主的锑阳极泥Y5。3、锑阳极泥TO返原始阳极泥还原熔炼エ序。综合回收其中有价金属。每ー步骤得到的阳极泥，如￥1、￥233、料35，可与原始阳极泥合并，重复步骤ー到五，也可以将本步骤重复，并收集本步骤所得的阳极泥，合并，进行下ー步エ序。所述凝絮添加剂为复合凝絮添加剤，按照质量百分比聚丙烯酸钠25%，硅胶75%。复合凝絮添加剂效果突出，更好的实现了金属物质的提取，用本配方的复合凝絮添加剂比用単独ー种的凝絮添加剂提取率提高2-5%。本发明的有益效果在干
本发明扭转了现有技术中的从阳极泥中提炼有用金属从最贵重的金属开始提取贵重金属损耗量小的技术偏见，科学地考虑到阳极泥中各成分含量，采用循环エ序，从含量多的金属开始提取，然后逐歩合并剩余物质进行贵重金属的提取，此时贵重金属在逐步提取出含量较高的贱金属后，在阳极泥中累积，含量较高时进行提取，提取容易，损耗小，提取后的贵重金属管理方便，适宜エ业推广应用。本发明视阳极泥成份，可灵活节作业顺序，或省去某些步骤，等其中某些金属的含量富集到一定程度再进行提取。本发明中电解液可重复利用，只要保证每步骤中所需的离子含量，可根据实际情况添加所需物质。采用本发明的方法金银回收率高，贵、贱金属综合回收的方法，成本低、污染小、金属回收率高，适合于各种品位的含金银物料，适用于大型有色冶炼或专门从事贵金属冶炼的企业。
图1是实施例1的流程图。
具体实施例方式下面结合实施例来进ー步说明本发明，但并不作为对本发明的限定。实施例权利要求
1.一种阳极泥的处理方法，其特征在于，该方法为包括如下步骤的循环エ艺1)将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉，进行熔炼，生成合金和中间提炼金属；2)收集中间提炼金属， 将合金浇铸成阳极板；3)配制电解液将阳极板和阴极片分別放入电解液中；4)电解析出所而
2.根据权利要求1所述阳极泥的处理方法，其特征在干，所述步骤1-4为循环步骤，所述电解中生成的阳极泥汇集后与焦炭混合，进行熔炼，重复步骤1) _4)。
3.根据权利要求1所述阳极泥的处理方法，其特征在于，还包括步骤5)所述电解析出所需金属后的阳极板残板返熔炼炉重新浇注阳极板。
4.根据权利要求1所述阳极泥的处理方法，其特征在干，所述步骤1熔炼过程中还包括吹灰エ艺。
5.根据权利要求1所述阳极泥的处理方法，其特征在干，所述步骤1)中的熔炼是在 1000-1400°C条件下进行的；所述步骤3中电解液按下述标准配制当回收铅时采用硅氟酸和黄丹(PbO)配制电解液，控制1 2+ 70 80 g/L , H2SiF6不低于110 g/L，凝絮添加剂0-10g/l ；回收铋电解液中NaCl浓度为60-80 g/L、HCl浓度为80 g/L, Bi3+浓度为70-90 g/L, 凝絮添加剂0-10g/l ；回收银吋，电解液中Ag+浓度为80-100 g/L、HNO3浓度为30-40 g/L,凝絮添加剂 0-10g/l ；回收金时，电解液中Au3+浓度为250-350 g/L、Hcl浓度为200-300 g/L，凝絮添加剂 0-10g/l。
6.根据权利要求5所述阳极泥的处理方法，其特征在干，所述凝絮添加剂为复合凝絮添加剤，按照质量百分比聚丙烯酸钠20-30%，硅胶70-80%。
7.根据权利要求1所述阳极泥的处理方法，其特征在于，还包括预处理步骤，在步骤1) 处理之前，进行浸出铜步骤将阳极泥控制浸出时的温度140°C，氧分压0.9 MPa,液固体积质量比5 1，硫酸质量浓度250 g/L,通氧时间150 min,浸出铜。
8.根据权利要求1-7任一所述阳极泥的处理方法，其特征在于，按照如下步骤操作 一、回收铅预处理将来自于电解铜、铅或其他エ艺过程中产生的阳极泥浸，控制浸出时的温度140°C，氧分压0.9 MPa,液固体积质量比5 1，硫酸质量浓度250 g/L,通氧时间150 min,有效地浸出铜；1)脱铜后阳极泥与适量焦碳装入熔炼炉，在1100-1300°C温度条件还原熔炼，得还原铅铋合金A与非金属烟烟灰烟气或金属畑灰烟气；2)将熔融铅铋合金A浇入阳极模，铸成阳极板；3)配制电解液，采用硅氟酸和黄丹配制电解液，控制1 2+70 80 g/L , H2SiF6不低于110 g/L,凝絮添加剂8g/l ；4)将铅铋合金A阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中，在槽电压0.3-0. 6V、 电流密度为75-120A / m2的电流密度条件下对合金A进行常温电解，电解液循环量为 25-35L/min.槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，电解析出阴极铅及以铋银为主的铋银阳极泥Y1，凝絮添加剂8g/l ；5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板； ニ、回收铋1)将Yl装入熔炼炉1100-1200°C进行还原熔炼，逐步降温到262°C进行熔析除杂，得到以铋为主的还原合金粗铋B及析出渣Zl ；2)将熔融合金粗铋B浇入阳极模，铸成阳极板；3)配制电解液，电解液中NaCl浓度为60-80g/L、HCl浓度为80 g/L、Bi3+浓度为70-90 g/L，将合金粗铋B阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中；4)控制电流密度为150A/m2，槽电压0. 3-0. 6V，电解液温度40°C，电解液循环量为 25-35L/min.槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，凝絮添加剂8g/l，电解析出阴极铋Bi 及以银锑为主的银锑阳极泥Y2 ；5)残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板； 三回收银1)将Y2、Zl及适量焦碳混合，装入熔炼炉还原熔炼，升温到1150-1200°C得贵锑，鼓入 150-200Kpa的风分进行第一次贵锑灰灰吹，生成粗金银合金与高锑灰吹渣C ；除掉高锑灰吹渣的粗金银合金在1150-1200°C下进行第二次灰吹，得到多尔合金(Au+Ag>98%)与高金银灰吹渣；高金银灰吹渣返下批炉料，与Y2、Zl —起进行还原熔炼并进行一次灰吹；2)将熔融多尔合金浇入阳极模，铸成阳极板；3)配制电解液，电解液中Ag+浓度为80-100g/L、HNO3浓度为30-40 g/L，将合多尔合金阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中；4)控制电流密度为150-300A/m2，槽电压2-3V，电解液温度40°C，电解液循环量为 25-35L/min.槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，凝絮添加剂8g/l，电解析出阴极银粉及以金为主的金阳极泥Y3，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；四、回收金2)将金阳极泥TO在1100°C熔炼浇铸成阳极板；3)配制电解液，电解液中Au3+浓度为250-350g/L、Hcl浓度为200-300 g/L，将合多尔合金阳极扳和阴极片分別放入用电解液的电解液中；4)控制电流密度为500-700A/m2，槽电压0. 3-0. 5V，电解液温度40°C，电解液循环量为 25-35L/min.槽，电解液添加剂视电解情况适量添加，凝絮添加剂8g/l电解析出阴极金粉及以钼、钯为主的阳极泥W，残极板返熔炼炉重复浇铸阳极板；五、回收锑1)将高锑灰吹渣C及适量焦碳装入熔炼炉在700-800で进行还原熔炼；2)得粗锑并浇铸成锑阳极板；3)电解液由氧化锑粉、氟化铵、氢氟酸、浓硫酸及添加剂配制而成，电解液基本成分为 S0% 360g/L,总 r80g/L, Sb3+110g/L, NH+450g/L ；4)控制在电流密度150-180A/m2,槽温<35 °C条件下进行电解，电解槽电压在 0. 5V-0. 6V之间，凝絮添加剂8g/l ；电解析出阴极锑以及以铅、铋银为主的锑阳极泥TO ；锑阳极泥TO返原始阳极泥还原熔炼ェ序，综合回收其中有价金属。
全文摘要
本发明涉及贵金属冶炼领域，是一种阳极泥的处理方法，解决现有技术中阳极泥提取技术劳动强度大，成本高，浪费资源，贵重金属损耗大等问题，提供一种阳极泥的处理方法该方法为选自如下步骤的循环工艺1)将阳极泥与焦炭混合装入熔炼炉，进行熔炼，生成合金和中间提炼金属；2)收集中间提炼金属，将合金浇铸成阳极板；3)配制电解液将阳极板和阴极片分别放入电解液中；4)电解过程除常规添加剂外，加入硅胶凝絮剂到电解液中，保证高杂质合金产品品质；5)电解析出所需金属。本发明操作灵活，回收率高，环保节约，适宜推广应用。
文档编号C22B7/00GK102534225SQ20121004610
公开日2012年7月4日 申请日期2012年2月27日 优先权日2012年2月27日
发明者牛辉, 闫彩霞 申请人:牛辉