指標
[0168]
[0169] 實施例3
[0170] 選用銅陽極泥和鉛陽極泥的混合陽極泥進行貴金屬提取，其中，所述本實施例選 用的混合陽極泥成分見表12和表13,表12為銅陽極泥的成分表，
[0171] 表13為鉛陽極泥的成分表。
[0172] 表12銅陽極泥的成分表
[0173]
[0174] 表13鉛陽極泥的成分表
[0175]
[0176] 1、混合陽極泥一步脫雜
[0177] 將質量比為2 :1的上述成分銅陽極泥和鉛陽極泥加入配料槽，在配料槽中加入 水、濃硫酸、陽極泥質量比為3:4:1配制壓浸液，配制好后栗送至高壓釜中通過兩段氧壓連 續浸出，一段氧壓控制0. 9MPa，溫度160°C，二段氧壓控制1.OMPa，溫度控制140°C。反應結 束后的料漿栗送至壓濾機進行固液分離，濾液進一步回收銅、碲。
[0178] 脫雜后銅陽極泥與鉛陽極泥送至干燥機，干燥至含水3wt%。
[0179] 2、脫雜陽極泥低溫還原熔煉形成貴鉍
[0180] 干燥后的脫雜陽極泥、碳酸鈉、石英石和焦粉按照質量比為100:10:8:3配料，通 過自動加料系統混合配料入加料倉，再定量加入貴祕爐（旋轉爐）中冶煉。
[0181] 熔煉過程如下：
[0182]啟動燃燒燒嘴先將爐內（空爐）溫度升至900°C，開始進料作業，把配好的混合料 加入到旋轉爐中，加料完畢后啟動燃燒燒嘴，進行升溫化料，化料溫度控制在1050°C。化料 結束后，爐內物料全部轉為熔融液體。
[0183] 整個熔煉過程爐內熔體溫度都要維持950°C直至作業結束。2個小時后取渣樣，若 渣含銀小于0. 2wt%，開始排渣作業，得到貴鉍樣，所述貴鉍樣為貴金屬與鉍的合金或貴金 屬與祕的互化物。得到的貴祕樣的成分見表4,表4為貴祕樣的成分含量表。
[0184] 表14貴祕樣的成分含量表
[0185]
[0186] 3貴鉍富氧吹煉形成金銀合金
[0187] 熔煉作業結束，提取貴鉍樣化驗分析，加入80kg石英。排出最后一批熔煉渣后；插 入燒嘴加熱升溫，插入吹煉噴嘴開始進行吹煉作業。吹煉分為一次吹煉和二次吹煉。
[0188] (1)一次吹煉
[0189]富氧流量：700Nm3/h
[0190] 富氧濃度：20%;
[0191]爐體轉速：12r/min
[0192] 爐內熔體溫度控制：1200°C
[0193] 吹煉時間控制：5h
[0194] 通過一次吹煉可將熔體中絕大部分Bi和部分Cu、Sb、Pb、Te強氧化入渣。
[0195] -次吹煉作業結束，要將合金熔體表面渣層排出。及時從爐內提取渣樣和金屬樣 送去分析，了解吹煉渣含Ag情況和合金熔體含雜情況，有利于下一步吹煉操作。
[0196](2)二次吹煉
[0197]富氧流量：750Nm3/h
[0198] 富氧濃度：35 %;
[0199] 爐體轉速：16r/min
[0200] 爐內熔體溫度控制：1250°C
[0201] 吹煉時間控制：3h，吹煉噴槍檢查次數：2次/h
[0202] 在二次吹煉作業過程中，熔體中絕大部分Se氧化成Se02,Te氧化為Te02揮發進 入煙氣，部分Pb、Cu、Sb、Bi、Te強氧化入渣。直至吹煉作業末期，及時提取渣樣和合金樣送 去化驗分析，如合金樣化驗結果顯示合金含（Au+Ag)彡98%，雜質Cu< 2%，Pb、Se、Te、Bi 和Sb都< 0. 01%，則表示到達吹煉作業終點，爐內金、銀合金熔體可以準備出爐澆鑄成金 銀合金陽極送銀電解工序。金銀合金成分見表15。
[0203] 表15金銀合金成分
[0204]
[0205] 4煙氣凈化
[0206] 熔煉、吹煉過程排出的煙氣、經兩段"立式簡易文丘里+逆流接力洗滌器"降溫洗 滌除塵后、進入濕式電除霧器，再經洗滌塔用稀堿液洗滌脫除有害成份達標后排放。煙氣中 的二氧化硒在兩段"立式簡易文丘里+逆流接力洗滌器"中進入洗滌液中。洗滌液經過壓 濾后，濾液通入30 2還原過濾得粗硒（Se含量為94. 5wt% )，沉硒后濾液送廢水處理。
[0207] 本實施例在進行從陽極泥中提取貴金屬的工藝時的工藝技術指標見表16 :
[0208] 表16工藝技術指標
[0209]
[0210] 以上所述僅是本發明的優選實施方式，應當指出，對于本技術領域的普通技術人 員來說，在不脫離本發明原理的前提下，還可以做出若干改進和潤飾，這些改進和潤飾也應 視為本發明的保護范圍。
【主權項】
1. 一種從陽極泥中提取貴金屬的工藝，其特征在于，包括以下步驟： 將碳酸鈉、石英石、焦粉和脫雜后的陽極泥混合，經過熔煉，吹煉得到貴金屬合金。2. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，所述陽極泥中包括5wt%~25wt%的Bi。3. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，所述陽極泥選自銅陽極泥和/或鉛陽極 泥。4. 根據權利要求2所述的工藝，其特征在于，所述銅陽極泥中包括： 0·lwt%~lwt% 的Au; 3wt% ~15wt% 的Ag; 1. 5wt% ~8wt% 的Se; 8wt% ~16wt% 的Cu;lwt% ~8wt% 的As; 0· 5wt% ~2. 5wt% 的Sb; 5wt% ~12wt% 的Pb; 0· 2wt% ~2wt% 的Te; 8wt% ~20wt% 的Bi; 余量的非金屬雜質； 所述鉛陽極泥中包括： 0· 05wt% ~0· 8wt% 的Au; 5wt% ~15wt% 的Ag; 0· 5wt% ~5wt% 的Se; Owt% ~5.Owt% 的Cu;lwt% ~10wt% 的As; lOwt% ~25wt% 的Sb; 5wt% ~15wt% 的Pb; 0·lwt% ~2wt% 的Te;lOwt% ~20wt% 的Bi; 余M的非金屬雜質。5. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，所述碳酸鈉、石英石、焦粉和脫雜后的陽 極泥的質量比（6~10) : (5~8) : (1~3) : 100。6. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，所述熔煉的溫度為900~950°C，熔煉的 時間為2~4h。7. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，所述吹煉包括一次吹煉和二次吹煉； 所述一次吹煉的富氧流量為500~700Nm3/h，氧氣體積濃度為20~22%，爐體轉速為 10~12r/min，爐內熔體溫度為1150~1200°C，吹煉時間為4~5h; 所述二次吹煉的富氧流量為600~750Nm3/h，氧氣體積濃度為25~35%，爐體轉速為 15~16r/min，爐內熔體溫度為1200~1250°C，吹煉時間為2~3h。8. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，所述陽極泥的脫雜方法為： a) 將陽極泥、水和濃硫酸混合，得到壓浸液； b) 將壓浸液通過兩段氧壓連續浸出后，固液分離，得到脫雜后的陽極泥。9. 根據權利要求8所述的工藝，其特征在于，所述兩段氧壓連續浸出的第一段氧壓浸 出的壓力為〇. 8~0. 9MPa，溫度為150~160Γ;所述兩段氧壓連續浸出的第二段氧壓浸出 的壓力為1. 0~1.IMPa，溫度為140~150°C。10. 根據權利要求1所述的工藝，其特征在于，還包括將熔煉和吹煉排除的煙氣進行煙 氣凈化。
【專利摘要】本發明提供了一種從陽極泥中提取貴金屬的工藝，包括以下步驟：將碳酸鈉、石英石、焦粉和脫雜后的陽極泥混合，經過熔煉，吹煉得到貴金屬合金。本發明通過采用金屬鉍捕收貴金屬，避免了鉛污染的問題；同時金屬鉍的熔點低、比重大、氧化鉍的生成熱為45.6千卡/克原子氧，容易被還原，還原溫度低，有利益節約能耗，節約還原時間；在微還原冶煉氣氛下進入貴鉍中的銅、鎳、銻、砷量比貴鉛少的多，使貴鉍吹煉變的簡單，從而降低了冶煉時間，提高了陽極泥中貴金屬的直收率。另外，本發明提供的鉍捕收陽極泥中貴金屬技術，在一個密閉冶金爐中即可實現還原熔煉及氧化吹煉。
【IPC分類】C22B7/00, C22B11/02
【公開號】CN105420501
【申請號】CN201510816989
【發明人】周松林, 謝祥添
【申請人】陽谷祥光銅業有限公司
【公開日】2016年3月23日
【申請日】2015年11月20日