一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及湿法冶金技术领域，具体来说，涉及一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法。
【背景技术】
[0002]铅锌冶炼过程中排出硫酸铅渣一般含Pb30?41%，其中PbSO4A 80?95%，PbS占10?20%，含Zn5?18%，其中90%以上为ZnS，含Agl00g/t以上，含In300g/t以上，含Ge50g/t以上。
[0003]目前，对于硫酸铅渣的综合回收利用，传统的方法是采用火法的鼓风炉还原熔炼粗铅，硅氟酸电解精铅，从电铅阳极泥中回收Ag。而Zn、In、Ge等成分在鼓风炉还原熔炼过程中挥发进入烟尘，再用H2SO4浸出，分离提取Zn、In、Ge。该工艺不仅流程长，能耗高，处理过程中有大量的SO2排放污染环境，而且Pb、Zn、In、Ag、Ge等回收率低，生产成本高。为了克服火法炼铅的缺点，有人研宄了硅氟酸浸出法，NaCl和HCl浸出法，碳酸盐转化法，醋酸盐浸出法，硝酸浸出法等湿法冶金处理技术。上述湿法冶炼技术都存在浸出率不高，生产金属铅流程复杂及Zn、In、Ag、Ge回收不易的问题。特别是氯化浸出，硝酸浸出还存在设备腐蚀严重，氯化废水，硝酸废水处理困难的问题。于是有人又研宄了 NaOH碱浸并在碱性条件中电铅的工艺。该工艺将电耗降低至700?1000KW h/t，将电铅质量提高到了 95%以上，取得显著的经济效益。但该工艺对其它成分如Zn、In、Ag、Ge等金属元素并未进行提取，导致大量金属元素的流失。因此，有必要研宄一种能耗低、对环境污染小、回收率高且能综合回收Pb、Zn、In、Ag以及Ge的方法。
[0004]通过在网上检索，申请号为201310316443.7公开了 “一种用富氧顶吹炉处理硫酸铅渣的方法”，其是将硫酸铅渣、铅精矿、烟尘和原煤按照一定的配比连续加入吹炉内熔炼，调节富氧浓度和给煤量控制炉内气氛和温度，在650?850°C的高温下冶炼I?2h，然后再升温至900?1100°C冶炼，即获得金属铅。然后降低煤的供应量至0.5?lt/h，继续冶炼I?2h后放出粗铅，烟气经过余热回收以及收尘后用于制酸。该工艺的环保效果较好，且能大量的处理硫酸铅渣。但是，其并未对硫酸铅渣中所含的其他金属如铟、银以及锌等进行回收，导致金属元素的流失，并且其对铅的回收率较低。
【发明内容】
[0005]有鉴于此，本发明的目的是提供一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法，以解决现有技术对于硫酸铅渣的综合回收利用存在的能耗高、回收率低、对环境污染大、工艺流程长等技术问题的不足。
[0006]本发明通过以下技术方案解决上述技术问题:
[0007]一种从硫酸铅渣中提取金属铅、银、锌、铟和锗的方法，包括以下步骤:
[0008](I)碱浸:将质量分数为20?40%的氢氧化钠溶液加入到装有硫酸铅渣原料的容器中，调节液固比为5?10，控制浸出温度80?95°C，浸出时间2?4h，过滤得到浸出液和浸出渣；
[0009](2)电解:将步骤⑴中得到的浸出液在常温下电解，获得电解残液、阳极泥和金属铅；
[0010](3)硫酸浸出:将步骤(2)阳极泥用硫酸浸出I?3次，控制硫酸的质量浓度为100?150g/L，温度为80?95°C，液固比为2?4，时间为2?4h，从浸出液中回收锗，浸出渣进行挥发处理；
[0011](4)硫酸氧化浸出:配制双氧水质量分数为10?50%，H2SO4质量浓度为100?150g/L的酸性溶液，将步骤(I)中的浸出渣用该酸性溶液氧化浸出I?3次，调节液固比为5?10，温度为80?95°C，时间为3?5h，从获得的浸出液中回收锌和铟，浸出渣备用；
[0012](5)硫脲和尿素浸出:将步骤⑷中的浸出渣用硫脲和尿素浸出I?5次，硫脲的用量为50?70g/L，尿素用量为4?8g/L，控制液固比为5?10，pH值为0.5?2，温度为80?95°C，从获得的浸出液中回收金属银，浸出渣进行挥发处理。
[0013]可选地，所述步骤(I)中的浸出渣，还可用氢氧化钠溶液浸出I?2次，调节液固比为5?10，控制浸出温度80?95°C，浸出时间2?4h，将获得的浸出液用作硫酸铅渣的浸出剂，获得的浸出渣用步骤⑷以及步骤(5)的方法处理。
[0014]优选地，所述步骤⑵中，电解是在常温下进行，控制电解槽压为2?2.5V，电流密度 150 ?180A/m2。
[0015]优选地，所述步骤(2)中获得的电解残液用作硫酸铅渣的浸出剂。
[0016]优选地，所述步骤(3)中，从浸出液中回收锗所采用的方法为萃取法。
[0017]优选地，所述步骤(3)中，从浸出液中回收锗的方法为丹宁沉淀法。
[0018]可选地，所述步骤(4)中，还可以将步骤(I)中的浸出渣用硫酸并通入氧气加压氧化浸出，调节液固比为5?10，控制温度为150?200°C，浸出时间为3?5h。
[0019]优选地，所述步骤(4)中，将获得的浸出液先采用萃取的方法回收铟，然后再电解浸出液回收锌。
[0020]优选地，所述步骤(5)中，将步骤(4)中的浸出渣先用清水清洗后再用硫脲和尿素浸出。
[0021]优选地，所述步骤(5)中，先在浸出液中用水合肼将金属银还原出来，然后再将金属银回收。
[0022]本发明的有益效果在于:本发明用氢氧化钠碱浸硫酸铅渣，得到铅酸钠和偏锗酸钠，然后电解金属铅，氢氧化钠得到再生，并富含氧气，将其再返回用氢氧化钠浸出，提高铅的浸出率2%以上。被二氧化硅包裹的锗，被氢氧化钠溶解得到偏锗酸钠，电解过程中在阳极被氧化为二氧化锗进入阳极泥，再将其用硫酸浸出，使得锗的回收变得更加容易。硫酸铅渣中的锌、铟是以硫化锌和三硫化二铟的形式存在而不被氢氧化钠浸出，留在了碱浸渣中，采用硫酸加氧化剂进行氧化浸出，或在150至200°C加压氧化浸出能够较好地回收锌和铟。先通过碱浸，再用硫酸氧化浸出后硫酸铅渣中，银得到富集，此时用硫脲浸出银，锌、铅、锗和铟等元素对硫脲浸出的干扰大大降低，因而银的浸出率高，硫脲消耗较少。本发明采用碱性浸出并在碱性环境下电解铅，对设备的防腐无特殊要求。本发明最终剩下的废渣主要成分是硅钙渣，将其返回回转窑进行处理，避免了废弃物的排放对环境造成污染。经过多次试验统计，本发明的铅、锌、铟、锗以及银的回收率较高，均达到90%以上；生产的产品质量较高，电铅的质量为95?99%，金属银达到99.95% ;生产成本较低，电铅能耗100KW.h/t，生产成本为电铅4000?6000元/t，银400元/Kg，锗500?800元/Kg0
【附图说明】
[0023]图1为本发明的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0024]为了方便本领域的技术人员理解，下面将结合实施例对本发明做进一步的描述。实施例仅仅是对该发明的举例说明，不是对本发明的限定，实施例中未作具体说明的步骤均是已有技术，在此不做详细描述。
[0025]实施例一
[0026]第一步，称取硫酸铅渣原料600g，将质量分数为30%的氢氧化钠溶液加入到装有上述硫酸铅渣原料的容器中，调节液固比为5，控制浸出温度85°C，浸出时间3小时，经过滤获得的第一次浸出液含Pb59.9g/L，将滤渣再次用质量分数为30%的氢氧化钠溶液浸出，调节浸出液固比为5，控制浸出温度85°C，浸出时间3小时，第二次浸出液含Pb4.6g/L，碱浸渣含Pbl8.30%, Pb的总浸出率82.8%。将第一次浸出液进行电解，电解温度:常温，电解槽压:2V，电流密度150A/m2，电解液流量300mL/小时，电解电流效率77.8%，电解能耗1002KWh/tPb，电铅质量 98.6%。
[0027]第二步，再称取硫酸铅渣原料600g，用上述第二次浸出液将该硫酸铅渣进行第三次浸出，用上述电解后的残液对第三次浸出的浸出渣进行第四次浸出，两次浸出的液固比相同且为5，浸出温度相同且为85°C，浸出时间相同且为3小时，第三次浸出液含Pb61.3g/L，第四次浸出液含Pb42.9g/L，Pb的总浸出率80.0%。
[0028]第三步，按照第二步的方法将浸出液和电解后的残液再循环利用7次，最终得到的浸出液含Pb86.lg/L，含Ge227mg/L，电解残液