专利名称：从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法
技术领域：
本发明涉及金属回收技术领域，更具体地说，涉及一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法。
背景技术：
贵金属具有独特的物理和化学性能，广泛应用于军工、石油、化工、有机合成、微电子技术和尾气净化等各个领域，在现代高科技产业中起到不可替代的作用。铜阳极泥是提取贵金属的重要来源。铜阳极泥火法处理工艺具有处理量大、设备操作简单的优点，多被生 产规模大的铜冶炼企业采用。卡尔多炉处理铜阳极泥火法工艺以其自身的技术和环保优势，逐步得到推广和应用。卡尔多炉火法处理铜阳极泥产生的熔炼渣(简称铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣)，主要组成为钠、铅、硅、钡，含有一定量的金银铋等有价金属，其具体成分为Si3 15wt%、Na 5 10wt%、Cu 0.1 2wt%、As 0. 5 5wt%、Ba 8 20wt%、Pb 20 40wt%、Bi I 5wt%，Au 5(T300g/t、Ag 0. 3 1%。因此，铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣是综合回收金、银、铋等有价金属的良好原料，从而铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣的再生利用，对于解决我国贵金属资源的严重缺乏具有重要的意义。目前国内外对卡尔多炉熔炼渣处理的方式为返回铜冶炼主系统回收，对于没有铅冶炼系统的铜冶炼企业来讲，将卡尔多炉渣返回铜冶炼系统，弊大于利，因为铜熔炼系统只能回收金、银而无法回收铅、铋，同时返回铜熔炼系统会造成铅在大系统中形成恶性循环，影响铜熔炼系统和铜电解系统，并且严重影响阳极铜和阴极铜的质量。目前对贵金属熔炼渣的处理工艺主要包括火法还原熔炼工艺和湿法直接提取金银工艺。其中，由于卡尔多炉渣含有高熔点的硅和硫酸钡，从而采用火法还原熔炼工艺势必将提高熔体温度，从而带来高能耗、耐火材料使用寿命短、渣发粘金银机械夹等不利影响。而利用湿法直接提取金银的工艺处理卡尔多炉熔炼渣，主要存在以下问题由于铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中金银含量相对较低，而炉渣中硅酸铅、硫酸钡含量高，对金银包裹程度大，浸出药剂很难全面接触金银，从而导致金银浸出率低，金银回收率较低，不足80%。本发明人考虑，提供一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，综合回收金和银等有价金属，并且金、银的回收率高。
发明内容
有鉴于此，本发明要解决的技术问题在于提供一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，综合回收金和银，并且金、银的回收率高。为了解决以上技术问题，本发明提供一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，包括以下步骤步骤a)将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行盐酸浸出处理，反应后得到第一滤液和第一滤渣，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣包括Si、Na、Ba、Pb、Bi、Au、Cu、As和Ag ；步骤b)利用盐酸与氯化钠的混合溶液对所述第一滤渣进行浸出处理，反应后得到第二滤液和第二滤洛;步骤c)将所述第二滤渣与醋酸体系混合，反应后得到第三滤液和第三滤渣；步骤d)向碳酸盐溶液中加入所述第三滤渣，反应后得到第四滤液和第四滤渣，将所述第四滤渣与盐酸混合，反应后得到金银富集渣和第五滤液；步骤e)从所述金银富集 渣中分别提取金和银。优选的，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣部分成分含量为Si 3 15wt%;Na 5 10wt% ;Cu 0. I 2wt% ；As 0. 5 5wt% ;Ba 8 20wt% ；Pb 20 40wt% ;Bi I 5wt% ;Au 0. 05 0. 3wt% ；Ag 0. 3 lwt%0优选的，所述步骤a)具体为利用盐酸对铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行浸出处理，反应后过滤，得到第一滤液和第一滤渣，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣包括Si、Na、Ba、Pb、Bi、Au和Ag ;所述盐酸的浓度为2 5mol/L，液固比为4 10 :1，反应的温度为20°C 70°C，反应的时间为2 5h。优选的，还包括调节所述第一滤液的pH值为2，得到铋精矿。优选的，所述步骤b)具体为利用盐酸与氯化钠的混合溶液对所述第一滤渣进行浸出处理，反应后得到第二滤液和第二滤渣，所述盐酸在混合溶液中的浓度为2 4mol/L，氯化钠在混合溶液中的浓度为0. 5 2mol/L，液固比为4 10 :1，反应的温度为40°C 70°C，反应的时间为I 4h。优选的，所述步骤c)具体为将所述第二滤渣与醋酸体系混合，所述醋酸体系为醋酸盐与醋酸浓度的混合溶液，反应后得到第三滤液和第三滤渣，所述醋酸盐与醋酸在混合溶液中的浓度分别为3 5mol/L，液固比为6 10:1，反应的温度为60°C 90°C，反应的时间为I 5h。优选的，还包括向所述第三滤液中加入硫酸，反应后得到硫酸铅。优选的，所述步骤d)具体为向碳酸钠溶液中加入所述第三滤渣，反应后得到第四滤液和第四滤渣，所述碳酸钠溶液的浓度为3 4mol/L，液固比为1(T14:1，反应的温度为80°C 100°C，反应的时间为2 5h ；将所述第四滤渣与盐酸混合，反应后得到金银富集渣和第五滤液。优选的，还包括向所述第五滤液中加入硫酸，反应后得到硫酸钡和盐酸。优选的，所述步骤e)具体为
将所述金银富集渣进行氯酸钠氯化浸出处理，反应后得到第六滤液和第六滤渣；将所述第六滤液与草酸混合，还原反应后得到金粉；将所述第 六滤渣进行亚硫酸钠浸出处理，得到第七滤液，还原后得到银粉。本发明提供了一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣用盐酸浸出预脱硅，再利用盐酸与氯化钠的混合溶液脱除铜、砷等易溶酸贱金属，得到第二滤渣；将第二滤渣利用醋酸体系脱铅，得到第三滤渣；向碳酸盐溶液中加入所述第三滤渣，将第三滤渣中的钡转化为碳酸钡，与盐酸反应后得到金银富集渣；从所述金银富集渣中分别提取金和银。与现有技术相比，本发明采用分步脱除硅、铅、钡等贱金属方式，使金银与贱金属分离，金银得到了有效富集，再进一步回收金银，因此，本发明的贱金属去除率高，金银富集程度高，金、银的回收率高。实验结果表明，本发明提供的方法的金、银回收率均为98%以上。
图I为本发明实施例I公开的从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的流程图。
具体实施例方式下面对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。本发明提供一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，包括以下步骤步骤a)将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行盐酸浸出处理，反应后得到第一滤液和第一滤渣，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣包括Si、Na、Ba、Pb、Bi、Au、Cu、As和Ag ；步骤b)利用盐酸与氯化钠的混合溶液对所述第一滤渣进行浸出处理，反应后得到
第二滤液和第二滤禮;步骤c)将所述第二滤渣与醋酸体系混合，反应后得到第三滤液和第三滤渣；步骤d)向碳酸盐溶液中加入所述第三滤渣，反应后得到第四滤液和第四滤渣，将所述第四滤渣与盐酸混合，反应后得到金银富集渣和第五滤液；步骤e)从所述金银富集渣中分别提取金和银。在上述制备过程中，本发明采用分步脱除硅、铅、钡等贱金属方式，使金银与贱金属分离，金银得到了有效富集，再进一步回收金银。所述卡尔多炉渣主成分物相钠主要以硅酸钠、砷酸钠或锑酸钠形式存在，硅以硅酸盐形式存在，钡以硫酸钡形式存在，铅主要以硅酸铅和氧化铅形式存在。对铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行浸出处理之前，优选对其进行破碎处理，更优选破碎至100目以上。本发明采用的所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣部分成分含量为Si 3 15wt%;Na 5 10wt% ;Cu 0.I 2wt% ;As 0.5 5wt% ;Ba 8 20wt% ;Pb 20 40wt% ;BiI 5wt% ；AuO. 05 0. 3wt% ；Ag 0. 3 lwt%。优选的，Si 3 10wt% ；Na 6 8wt% ；Cu 0. I lwt% ；As0. 5 3wt% ；Ba 8 15wt% ；Pb 20 40wt% ；Bi l 4wt% ；Au 0.05 0. 2wt% ；Ag 0.3 0. 8wt%。在上述制备过程中，将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣用盐酸浸出预脱硅，所述步骤a)具体为利用盐酸对铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行浸出处理，反应后过滤，得到第一滤液和第一滤渣，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣包括Si、Na、Ba、Pb、Bi、Au和Ag ;所述盐酸的浓度为2 5mol/L，液固比为4 10 :1，反应的温度为20°C 70°C，反应的时间为2 5h。其中，上述液固比为液固质量比，即浸出液与固体物料之间的质量比。作为优选方案，还包括调节所述第一滤液的PH值为2，得到铋精矿。上述脱硅过程中，盐酸与铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中绝大部分硅酸钠和少量硅酸铅反应生成易溶物硅酸和氯化盐进入液相，同时大部分金属氧化物被盐酸溶解进入液相。脱硅反应式2HCl+Na2Si03=2NaCl+H2Si03
HCl+PbSi03=PbCl2+H2Si03步骤a)完成后，利用盐酸与氯化钠的混合溶液脱除铜、砷等易溶酸贱金属。所述步骤b)具体为利用盐酸与氯化钠的混合溶液对所述滤渣进行浸出处理，反应后得到第二滤液和第二滤渣，所述盐酸在混合溶液中的浓度为2 4mol/L，氯化钠在混合溶液中的浓度为0. 5 2mol/L，液固比为4 10 :1，反应的温度为40°C 70°C，反应的时间为I 4h。其中，上述液固比为液固质量比，即浸出液与固体物料之间的质量比。该步骤中，盐酸与氯化钠的混合溶液将所述第一滤渣中残余的金属氧化物如氧化铋、氧化铜、砷酸盐等浸出至第二滤液中。然后将第二滤渣用醋酸体系脱铅，得到第三滤渣即脱铅渣。所述步骤c)具体为将所述第二滤渣与醋酸体系混合，所述醋酸体系为醋酸盐与醋酸浓度的混合溶液，反应后得到第三滤液和第三滤渣，所述醋酸盐与醋酸在混合溶液中的浓度分别为T5mol/L，液固比为6 10:1,反应的温度为60°C 90°C,反应的时间为l 5h。其中，上述液固比为液固质量t匕，即浸出液与固体物料之间的质量比。所述醋酸盐优选为醋酸钠、醋酸钾和醋酸铵中的一种或几种，更优选为醋酸钠。所述第二滤渣包括一定量的硅酸铅，本步骤利用低溶解度的硅酸铅与醋酸体系反应生成易溶物醋酸铅，从而进入第三滤液即液相，反应式如下2HAc+2NaAc+2PbSi03=2Pb (Ac) 2+Na2Si03+H2Si032HAc+Pb0=Pb (Ac) 2+H20作为优选方案，还包括向所述第三滤液中加入硫酸，反应后得到硫酸铅。步骤c)完成后，向碳酸盐溶液中加入所述步骤c)得到的第三滤渣，将第三滤渣中的钡转化为碳酸钡，与盐酸反应后得到金银富集渣。所述碳酸盐优选为碳酸钠、碳酸钾和碳酸铵中的一种或几种，更优选为碳酸钠。所述步骤d)具体为向碳酸钠溶液中加入所述第三滤渣，反应后得到第四滤液和第四滤洛，所述碳酸钠溶液为饱和碳酸钠溶液，碳酸钠溶液的浓度为3 4mol/L,液固比为1(T14:1，反应的温度为80°C 100°C，反应的时间为2 5h ;将所述第四滤渣与盐酸混合，反应后得到金银富集渣和第五滤液。其中，上述液固比为液固质量比，即浸出液与固体物料之间的质量比。在步骤d)中，硫酸钡转型原理，利用高浓度碳酸盐体系在高温条件下将硫酸钡转化为碳酸钡，再用盐酸溶解碳酸钡，达到除钡的目的。主反应式Na2C03+BaS04=Na2SO4+BaCO3
2HCl+BaC03=BaCl2+H2C03作为优选方案，还包括向所述第五滤液中加入硫酸，反应后得到硫酸钡和盐酸，盐酸可循环利用。最后，从所述金银富集渣中分别提取金和银。所述步骤e)具体为将所述金银富集洛进行氯酸钠氯化浸出处理，反应后得到第六滤液和第六滤洛；将所述第六滤液与草酸混合，还原反应后得到金粉；将所述第六滤渣进行亚硫酸钠浸出处理，得到第七滤液，还原后得到银粉。所述得到银粉的还原处理，优选以水合肼作为还原试剂。从以上方案可以看出，本发明提供的 从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法具有如下特点( I )、贱金属去除率高，金银富集度高，金银回收率高。本发明采用间接除杂方式，先将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣主成分属铅、钡、硅、钠等经过分步转化浸出处理后，渣可减重90%_95%，金银可富集10倍以上，再对金银富集渣提取金银。分离富集过程金银损失率极低，整体工艺金银回收率在98%以上。( 2 )、利用全湿法工艺除去高熔点物质。根据铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中高熔点物质二氧化硅和硫酸钡物相特点，针对性进行化学转化并分离出硅和钡，解决了火法工艺难以处理高熔点物质硫酸钡的难题。(3)、铅、铋、钡进行回收，资源综合利用率高。本发明在对贱金属与金银进行分离的同时，对有价元素铅、铋、钡进行回收，切实做到了资源综合利用。(4)、环保效果好，操作环境好。本发明为纯湿法冶金工艺，没有废气产生，废渣产生量极少，大部分工艺废液可在其他工序利用，水利用率高，环保效果好。并且，本发明提供的方法没有铅蒸汽污染，操作环境好。为了进一步说明本发明的技术方案，下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点，而不是对本发明权利要求的限制。实施例I如图I所示，为本发明提供的从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的流程图。(I)、卡尔多炉渣原料成分Si 3.7%、Na 6. 2%、Cu 0. 7%、As2. 1%、Ba 13. 9%, Pb35. 9%, Bi 1.2%，贵金属Au 0.0208%、Ag 0.48%。将卡尔多炉熔炼渣破碎并细磨至粒度100目。(2)、脱硅将2000g卡尔多炉渣用盐酸浸出脱硅，脱硅工艺条件盐酸浓度3mol/L，液固质量比6 :1,反应温度40°C,反应时间3h。反应完毕后,过滤,滤洛重1718. 4g,脱娃过程洛失重率为 14. 08%，滤渣主成分Si I. 61%、NaO. 89%、CuO. 34%、AsO. 737%、Ba 16. 28%、Pb 40. 95%、Bi 0. 2%，贵金属AuO. 0242%、Ag 0.558%。滤液加碱调至pH=2，得到铋精矿，铋精矿中铋含量为9%。本过程硅脱除大部分，钠砷铋铜等大部分除去，贵金属金银没有损失。(3)、强化脱除贱金属
用盐酸和氯化钠溶液浸出脱硅渣强化脱除贱金属，强化脱除贱金属工艺条件盐酸浓度2. 5mol/L，氯化钠lmol/L，液固质量比7 :1，反应温度50°C，反应时间2h。反应完毕后，过滤，滤渣重1574. 2g，除贱金属过程渣失重率8. 38%，滤渣主成分Si I. 12%、NaO. 22%、CuO. 033%,AsO. 002%,Ba 17. 45%,Pb 44. 34%、Bi 0.01%，贵金属 Au 0. 0264%、Ag 0.603%。经过强化浸出，贱金属钠、砷、铜等基本去除比较干净，金没有损失，银损失约1%。(4)、脱铅脱除贱金属渣进入醋酸体系中进行脱铅，脱铅工艺条件醋酸钠与醋酸浓度相同都为5mol/L,液固质量比8:1,反应温度80°(,反应时间3h。反应完毕后，过滤,脱铅洛重460. 3g，脱铅过程渣失重率70. 73%，脱铅滤渣主成分Si 2. 17%、Pb 19. 8%、Ba 59. 74%，贵金属Au 0.0904%、Ag 2.04%。脱铅滤液加硫酸得到硫酸铅，醋酸得以再生循环使用。(5)、脱钡
脱铅渣进入饱和碳酸钠溶液中将渣中硫酸钡转型为碳酸钡，转型工艺条件碳酸钠浓度3. 5mol/L，液固质量比12:1，温度901，反应时间3h。转型后过滤，转型后母液可作为铋精矿所需碱液使用，转型滤渣用盐酸溶解，滤渣为金银富集渣，渣重127. 9g，脱钡过程渣失重率72. 2%，脱钡后金银富集渣主成分Si 0. 19%、Pb 2. 3%、Ba 12. 7%，贵金属Au0.325%、Ag 7.35%。滤液加入硫酸，得到硫酸钡和盐酸，盐酸可循环利用。(6)、金银回收采用强氧化剂氯酸钠氯化浸出金银富集渣，金在浸出液中用草酸还原得到金粉；银在渣中，先通过亚硫酸钠浸出再用水合肼还原得到银粉。最终得到金粉为0. 416g，银粉9. 4g，金回收率98. 5%，银回收率98%。金粉、银粉纯度很高，基本不含杂质。实施例2(I)、卡尔多炉渣原料成分Si 4. 1%、Na 7. 6%、Cu I. 5%、As4. 6%、Ba 14. 8%, Pb38. 9%、Bi 2. 6%，贵金属Au 0. 015%、Ag 0. 68%。将卡尔多炉熔炼渣破碎并细磨至粒度150目。(2)、脱硅将2000g卡尔多炉渣用盐酸浸出脱硅，脱硅工艺条件盐酸浓度4mol/L，液固质量比8 :1，反应温度60°C,反应时间2h。反应完毕后,过滤,滤洛重1688. 4g,脱娃过程洛失重率为 15. 58%,滤渣主成分Si I. 92%、NaO. 68%、CuO. 43%、As I. 84%、Ba 17. 43%、Pb 45. 1%、Bi 0. 5%，贵金属AuO. 0177%、Ag 0.805%。滤液加碱调至pH=2，得到铋精矿，铋精矿中铋含量为18.4%。本过程硅脱除大部分，钠砷铋铜等大部分除去，贵金属金银没有损失。(3)、强化脱除贱金属用盐酸和氯化钠溶液浸出脱硅渣强化脱除贱金属，强化脱除贱金属工艺条件盐酸浓度2.5mol/L，氯化钠2mol/L，液固质量比8 :1，反应温度60°C，反应时间3h。反应完毕后，过滤，滤渣重1541. 4g，脱贱金属过程渣失重率8. 72%，滤渣主成分Si I. 09%、NaO. 17%、CuO. 001%、AsO. 005%、Ba 19. 12%、Pb 48. 7%、Bi 0. 02%,贵金属 AuO. 0195%、Ag 0. 878%。经过强化浸出，贱金属钠、砷、铜等基本去除比较干净，金没有损失，银损失约0. 5%。(4)、脱铅脱除贱金属渣进入醋酸体系中进行脱铅，脱铅工艺条件醋酸盐与醋酸浓度相同为4mol/L,液固质量比10:1,反应温度70°C,反应时间4h。反应完毕后，过滤’脱铅洛重467. 5g，脱铅过程渣失重率69. 7%，脱铅滤渣主成分=Si I. 39%、Pb 21. 2%、Ba 33. 45%，贵金属Au 0.0642%、Ag 2.897%。脱铅滤液加硫酸得到硫酸铅，醋酸得以再生循环使用。(5)、脱钡脱铅渣进入饱和碳酸钠溶液中将渣中硫酸钡转型为碳酸钡，转型工艺条件碳酸钠浓度3.8mol/L，液固质量比10:1，温度951，反应时间4h。转型后过滤，转型后母液可作为铋精矿所需碱液使用，转型滤渣用盐酸溶解，滤渣为金银富集渣，渣重110g，脱钡过程渣失重率76. 4%，脱钡后金银富集渣主成分Si 0. 17%、Pb 3. 2%、Ba 13. 9%，贵金属Au0.273%、Ag 12.29%。滤液加入硫酸，得到硫酸钡和盐酸，盐酸可循环利用。(6)、金银回收采用强氧化剂氯酸钠氯化浸出金银富集渣，金在浸出液中用草酸还原得到金粉； 银在渣中，先通过亚硫酸钠浸出再用水合肼还原得到银粉。金粉、银粉纯度在99. 99%。最终得到金粉为0. 295g，银粉13. 34g，全流程金回收率98%，银回收率98%。实施例3(I)、卡尔多炉渣原料成分Si 6.8%、Na 8. 2%、Cu I. 2%、As I. 7%、Ba 12. 5%, Pb35. 4%, Bi 1.6%，贵金属Au 0.025%、Ag 0.89%。将卡尔多炉熔炼渣破碎并细磨至粒度180目。(2)、脱硅将2000g卡尔多炉渣用盐酸浸出脱硅，脱硅工艺条件盐酸浓度3mol/L，液固质量比7 : 1，反应温度70°C，反应时间2h。反应完毕后，过滤，滤渣重1675. 3g，脱硅过程渣失重率为 16. 25%,滤渣主成分Si 2. 13%、Na I. 25%、Cu 0. 45%、As 0. 86%、Ba 14. 93%、Pb 41. 3%、Bi 0. 6%，贵金属Au 0. 0298%、I. 06%。滤液加碱调至pH=2，得到铋精矿，铋精矿中铋含量为18. 4%。本过程硅脱除大部分，钠砷铋铜等大部分除去，贵金属金银没有损失。(3)、强化脱除贱金属用盐酸和氯化钠溶液浸出脱硅渣强化脱除贱金属，强化脱除贱金属工艺条件盐酸浓度2.5mol/L，氯化钠2mol/L，液固质量比8 :1，反应温度60°C，反应时间2h。反应完毕后，过滤，滤渣重1560. 3g，脱贱金属过程渣失重率6. 85%，滤渣主成分Si I. 09%、NaO. 13%、CuO. 001%、AsO. 005%、Ba 16%、Pb 43.2%、Bi 0.02%，贵金属 Au 0.032%、Ag 1.135%。经过强化浸出，贱金属钠、砷、铜等基本去除比较干净，金没有损失，银损失约0. 5%。(4)、脱铅脱除贱金属渣进入醋酸体系中进行脱铅，脱铅工艺条件醋酸盐与醋酸浓度相同为4mol/L,液固质量比12:1,反应温度80°C,反应时间4h。反应完毕后，过滤’脱铅洛重535g,脱铅过程渣失重率65. 7%，脱铅滤渣主成分Sil. 2%、Pb 12. 2%、Ba 46%，贵金属Au0. 0934%, Ag 3.32%。脱铅滤液加硫酸得到硫酸铅，醋酸得以再生循环使用。(5)、脱钡脱铅渣进入饱和碳酸钠溶液中将渣中硫酸钡转型为碳酸钡，转型工艺条件碳酸钠浓度4mol/L，液固质量比11:1，温度90°C，反应时间4h。转型后过滤，转型后母液可作为铋精矿所需碱液使用，转型滤渣用盐酸溶解，滤渣为金银富集渣，渣重104. 3g，脱钡过程渣失重率80. 5%，脱钡后金银富集渣主成分Si 0. 5%、Pb I. 2%、Ba 10. 7%，贵金属Au 0. 47%、Ag 17.01%。滤液加入硫酸，得到硫酸钡和盐酸，盐酸可循环利用。
(6)、金银回收采用强氧化剂氯酸钠氯化浸出金银富集渣，金在浸出液中可用草酸还原得到金粉；银在渣中，先通过亚硫酸钠浸出再用水合肼还原得到银粉。金粉、银粉纯度在99. 99%。最终得到金粉为0. 295g，银粉13. 34g，全流程金回收率98%，银回收率98%。
对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。
权利要求
1.一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，包括以下步骤 步骤a)将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行盐酸浸出处理，反应后得到第一滤液和第一滤渣，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣包括Si、Na、Ba、Pb、Bi、Au、Cu、As和Ag ； 步骤b)利用盐酸与氯化钠的混合溶液对所述第一滤渣进行浸出处理，反应后得到第二滤液和第二滤洛; 步骤c)将所述第二滤渣与醋酸体系混合，反应后得到第三滤液和第三滤渣； 步骤d)向碳酸盐溶液中加入所述第三滤渣，反应后得到第四滤液和第四滤渣，将所述第四滤渣与盐酸混合，反应后得到金银富集渣和第五滤液； 步骤e)从所述金银富集渣中分别提取金和银。
2.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣部分成分含量为Si 3 15wt% ；Na 5"l0wt% ；Cu 0. r2wt% ；As 0. 5 5wt% ；Ba 8 20wt% ；Pb 20 40wt% ；Bi r5wt% ； Au 0. 05^0. 3wt% ；Ag 0. 3 lwt%。
3.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述步骤a)具体为 利用盐酸对铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣进行浸出处理，反应后过滤，得到第一滤液和第一滤渣，所述铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣包括Si、Na、Ba、Pb、Bi、Au和Ag ;所述盐酸的浓度为2 5mol/L，液固比为4 10 :1，反应的温度为20°C 70°C，反应的时间为2 5h。
4.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，还包括 调节所述第一滤液的PH值为2，得到铋精矿。
5.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述步骤b)具体为 利用盐酸与氯化钠的混合溶液对所述第一滤渣进行浸出处理，反应后得到第二滤液和第二滤渣，所述盐酸在混合溶液中的浓度为2 4mol/L，氯化钠在混合溶液中的浓度为0.5 2mol/L，液固比为4 10 :1，反应的温度为40°C 70°C，反应的时间为I 4h。
6.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述步骤c)具体为 将所述第二滤渣与醋酸体系混合，所述醋酸体系为醋酸盐与醋酸浓度的混合溶液，反应后得到第三滤液和第三滤渣，所述醋酸盐与醋酸在混合溶液中的浓度分别为3 5mol/L，液固比为6 10:1，反应的温度为60°C 90°C，反应的时间为l 5h。
7.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，还包括 向所述第三滤液中加入硫酸，反应后得到硫酸铅。
8.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述步骤d)具体为 向碳酸钠溶液中加入所述第三滤渣，反应后得到第四滤液和第四滤渣，所述碳酸钠溶液的浓度为3 4mol/L，液固比为10 14:1，反应的温度为80°C 100°C，反应的时间为2 5h ；将所述第四滤渣与盐酸混合，反应后得到金银富集渣和第五滤液。
9.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，还包括向所述第五滤液中加入硫酸，反应后得到硫酸钡和盐酸。
10.根据权利要求I所述的方法，其特征在于，所述步骤e)具体为将所述金银富集渣进行氯酸钠氯化浸出处理，反应后得到第六滤液和第六滤渣；将所述第六滤液与草酸混合，还原反应后得到金粉；将所述第六滤渣进行亚硫酸钠浸出处理，得到第七滤液，还原后得到银粉。
全文摘要
本发明公开了一种从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法，将铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣用盐酸浸出预脱硅，再利用盐酸与氯化钠的混合溶液脱除铜、砷等易溶酸贱金属，得到第二滤渣；将第二滤渣利用醋酸体系脱铅，得到第三滤渣；向碳酸盐溶液中加入所述第三滤渣，将第三滤渣中的钡转化为碳酸钡，与盐酸反应后得到金银富集渣；从所述金银富集渣中分别提取金和银。与现有技术相比，本发明采用分步脱除硅、铅、钡等贱金属方式，使金银与贱金属分离，金银得到了有效富集，再进一步回收金银，因此，本发明的贱金属去除率高，金银富集程度高，金、银的回收率高。实验结果表明，本发明提供的方法的金、银回收率均为98%以上。
文档编号C22B11/00GK102732735SQ20121025456
公开日2012年10月17日 申请日期2012年7月20日 优先权日2012年7月20日
发明者周松林, 张启修, 王志普, 肖连生, 谢祥添, 陈一恒, 陈迎武, 黄芍英 申请人:阳谷祥光铜业有限公司