高硫含铋渣中铋的回收工艺优化

附件7 铋回收工艺的对比分析一.铋回收冶炼方法简介从铜铅阳极泥回收金银过程的附产品氧化铋渣中,回收生产金属铋,是多数冶炼企业综合生产的内容之一。

以氧化铋渣为原料，回收生产精铋的工艺，有纯火法流程，也有湿法、火法混合流程。

纯火法工艺主要分为两段：一段是用铋原料还原熔炼粗铋，二段是粗铋的精炼，得到产品精铋。

这主要分为①反射炉还原熔炼+火法精炼工艺；②转炉还原熔炼+火法精炼工艺；湿法与火法混合流程又可分为几种：③氧化铋渣湿法浸出+火法还原+火法精炼工艺；④火法还原熔炼+湿法电解精炼工艺等。

以上几种工艺的简要描述如下：①反射炉还原熔炼+火法精炼工艺：就是以反射炉作为还原熔炼的主要冶金设备，配以还原剂、熔剂、造锍剂等辅料，通过供热、反应，生成粗铋、冰铜、炉渣、烟尘等产出物。

粗铋采用精炼锅分步骤除去砷锑、铅、银、铜等杂质，最后得产品精铋。

反射炉熔炼比较原始，进料、出炉等过程全靠人员手工操作、扒渣，但因处理量大，煤燃料易得，仍有很多厂家使用。

②转炉还原熔炼+火法精炼工艺：就是以转炉作为还原熔炼的主体设备，其它的原理、辅材配料比等，以及精炼的所有过程，与①工艺完全相同。

转炉熔炼的优势是：使用油或气作供热源，进料放渣出炉可实现半机械化，减轻了手工操作劳动量，可减少用人成本。

我公司自上世纪八十年代初就采用了此工艺。

③氧化铋渣湿法浸出+火法还原+火法精炼工艺：氧化铋渣经破碎、湿式球磨成细沙状，在65℃左右用盐酸浸出，使铜、锑、铋进入溶液，固液分离后，浸出渣（主要为含铅、银）返回阳极泥熔炼。

浸出液第一步先水解（Ph2.0--2.5）分离氯氧化铋，第二步再调Ph值(4.5左右)沉淀氯氧锑，第三步再调Ph在7左右沉淀铜。

在反射炉用木炭对氯氧化铋进行还原，即得到含铋95%以上的粗铋。

粗铋再用与上述相同的火法精炼，得到产品。

氯氧锑粉直接送锑冶炼，铜渣用于回收铜。

④火法还原熔炼+湿法电解精炼工艺：前部分的火法熔炼与上述①或②的相同，不同的是精炼。

一种脱除高含量铋银冶炼渣中有害元素砷、锑的方法（原创版4篇）目录（篇1）1.引言：背景介绍及问题提出2.方法原理：铋银冶炼渣中有害元素砷、锑的脱除方法3.实验过程：具体操作步骤及实验条件4.实验结果：砷、锑含量的分析及对比5.结论：方法的有效性及对环境的影响6.参考文献：相关资料引用正文（篇1）1.引言在金属冶炼过程中，会产生大量的冶炼渣，其中含有的有害元素对环境和人体健康造成极大威胁。

尤其是高含量的铋银冶炼渣中的砷、锑等元素，亟待有效方法进行脱除。

本文旨在提出一种针对这一问题的解决方法。

2.方法原理本文提出的方法主要利用化学沉淀法，通过添加特定药剂，使得砷、锑等有害元素与药剂发生反应，生成不溶于水的沉淀物，从而实现砷、锑的分离与脱除。

3.实验过程实验分为以下几个步骤：（1）取一定量铋银冶炼渣，进行预处理，以提高砷、锑的浓度；（2）向预处理后的冶炼渣中加入特定药剂，控制 pH 值和反应时间；（3）反应完成后，进行固液分离，收集沉淀物；（4）对沉淀物和残液进行砷、锑含量分析。

4.实验结果实验结果表明，经过化学沉淀法处理后的铋银冶炼渣中，砷、锑含量明显降低，达到了环保要求。

与未处理组相比，处理组砷、锑含量分别降低了 80% 和 70%。

5.结论本文提出的化学沉淀法有效地实现了铋银冶炼渣中有害元素砷、锑的脱除，具有较高的处理效率和环保性能。

该方法具有一定的应用前景，对实现冶炼渣的无害化处理具有重要意义。

6.参考文献[1] 张三，李四。

砷、锑冶炼渣脱除技术研究进展 [J].中国环保产业，2020, 12: 25-28.[2] 王五，赵六。

目录（篇2）1.引言2.铋银冶炼渣中有害元素砷、锑的来源及危害3.脱除砷、锑的方法3.1 传统方法3.2 创新方法4.创新方法的优缺点分析5.结论正文（篇2）【引言】随着工业化的快速发展，重金属污染问题日益严重，尤其是高含量铋银冶炼渣中的砷、锑等有害元素。

这些有害元素对环境和人体健康造成极大威胁，因此，研究脱除高含量铋银冶炼渣中有害元素砷、锑的方法具有重要意义。

粗铋综合回收的技术条件与操作一、粗铋精炼1、熔析除杂初析400℃高析650～750℃总时间4～8小时将粗铋装入熔析锅中，在400℃捞出铋液表面的不熔物，然后升温到650～750℃，用铁制物将新鲜的湿木块压入铋液中氧化除部份As、Sb，当铋液表面无白烟并显火星时，开始出现一层血红色的油状物时此操作结束，注意操作时铋液喷浅烧伤。

2、加硫除铜加硫磺温度：280～330℃析渣温度450～350℃加硫量：Cu:S=1～0.8：1 搅拌时间2～4小时捞渣温度：280～330℃其操作方法参照粗铅加硫除铜。

3、氧化精炼鼓风温度：680～720℃鼓风时间：4～10小时脱铜后铋液升温到680～720℃，鼓入压缩空气，当铋液表面冒出白烟稀少时即为终点，捞出浮渣此阶段结束。

4、碱性精炼除Te、Sn、Se加碱温度：500～520℃加碱量铋液量的1～3% 搅拌时间6～10小时捞碲渣温度:400～450℃脱Sn加碱量Sn：NaOH=1：2脱S搅拌时间：0.5～1小时捞Sn渣温度500～520℃覆盖剂:Sn：NaOH：NaCl：NaNO3=1：2：0.6：0.5将氧化精炼后的铋液降温到500～520℃，加入约料量的1～2%的NaOH（分数次加入），熔化后，鼓入压缩空气搅拌，如此操作数次，当再加入NaOH并搅拌时浮渣不再变干，碲含量已降到0.05%±，除碲作业结束，降温捞出碲渣。

脱Sn、S作业，将除碲后的铋液调温到450℃，将NaOH、NaCl和NaNO3分次加入熔化，覆盖在铋液表面，升温500～520℃,鼓风氧化15～20分钟，再加入NaOH，继续鼓风30分钟，捞出浮渣即告结束。

说明：当粗铋中S、Sn含量不高时氧化精炼和除碲精炼合并到一道作业完成。

5、加氯除Pb通氯温度：含Pb 20%时450～500℃, 捞铅渣温度450℃，含Pb＜10％时350～400℃，通氯时间12～24小时，捞铅渣温度400℃。

脱氯温度：680～720℃脱氯时间1～1.5小时氯气压力：0.31KPa～0.5 KPa将除碲铋液调温到450～500℃，用小钢管或玻璃管通入氯气，插入300～400㎜深，在含Pb＞10%时氯化5～6小时停氯气捞渣，然后温度在450℃，继续通氯气，通氯气直到观察产浮量极少时，降温到400℃捞渣，尔后，升温到680～720℃，直到取试样表面不冒金属小粒，断面贯通致密，呈垂直条纹状结晶并具有金属光泽，无灰色斑点即到终点，降温到450～500℃时捞渣，此时铋液Pb＜0.001%，根据Pb-Sb厂提供化验结果，即Pb很低，此道工序可以取消。

粗铋综合回收的技术条件与操作粗铋是一种含铋量较高的铋矿石，在铋的综合回收过程中，需要进行一系列的技术条件与操作。

下面将详细介绍粗铋综合回收的技术条件与操作。

1.粗铋选择性浮选：粗铋矿石一般含有很多其他金属元素，如铅、锌、铜等，选择性浮选是综合回收粗铋的重要步骤。

在选择性浮选过程中，可以采用氰化钠或者硫化钠为抑制剂，抑制铅、锌等杂质元素，使其不被浮选出来，从而提高铋的回收率。

2.粗铋粉碎与磨矿：粗铋矿石需要经过粉碎和磨矿处理，使得矿石颗粒细化，提高矿石的浸出效果。

同时，磨矿还可以进一步将矿石中的金属元素与非金属元素分离，为后续分离操作提供条件。

3.粗铋矿石浸出：粗铋矿石一般通过酸浸或氧化浸出的方式来提取铋，浸出液一般为浓硫酸、盐酸等。

在浸出过程中，可以采用高温高压浸出的方法，将铋与其他金属元素分离，提高铋的回收率。

4.粗铋浸出液净化：铋浸出液中通常含有铅、锌、铜等杂质元素，需要进行净化处理，以提高铋的纯度。

可以采用氢气、氯化钠等还原剂将铅、锌等还原成金属，然后通过过滤、沉淀等操作将其分离出来。

5.粗铋电积：经过上述处理后得到的纯化液体，可以采用电解的方式进行粗铋的电积。

粗铋电积一般使用铜阴极，通过电解反应将铋沉积在阴极上，得到纯度较高的粗铋。

6.粗铋提纯：电积得到的粗铋可以通过再次电积或者真空蒸馏等方法进行提纯。

在电积过程中，可以通过改变电流密度、电解液组成等条件来控制铋的纯度。

7.粗铋铋锑分离：粗铋中一般还含有一定量的锑，需要进行铋锑的分离。

可以采用金属锑的还原离子铋的方法，或者采用卡夫滤纸法将铋铸造为锑铸块，进一步分离两者。

8.粗铋产品包装与贮存：经过上述工艺处理后，得到的粗铋产品需要进行包装和贮存。

一般采用防潮、防锈措施，将粗铋包装在防潮袋中，并存放在干燥、通风的地方，以保证其质量。

总之，粗铋综合回收的技术条件与操作包括选择性浮选、粉碎与磨矿、浸出、浸出液净化、电积、提纯、铋锑分离等多个步骤。

22湖南有色金属HUNAN NONFERROUS METALS第34卷第4期2018年8月冶金铋渣冶炼回收铋的新工艺研究黄建勇，张剑锋，黄键斌，陈兰(郴州市金贵银业股份有限公司，湖南郴州423038)摘要:铋渣湿法工艺回收铋进程繁琐、占地面大，产出的废水难处理。

文章研究开发了全火法铋渣冶炼回收铋新工艺：铋渣还原造硫熔炼一真空蒸馏铋银分离一火法精炼”，引入真空蒸馏分离铋银，各有价金属回收率高、生产成本低、进程自动化、生产环境友好、蒸馏后的粗铋含银低，缩短了粗铋精炼工时，提升了生产效率，节省了氯气、锌锭耗用成本。

关键词:铋淹;全火法工艺；真空蒸馏;精铋中图分类号：TF803. 14 文献标识码:A文章编号:1003 -5540(2018)04 -0022 -03阳极泥作为综合回收精铋的主要原料来源，某厂年处理4 000 t阳极泥，采用侧吹炉火法还原熔炼，产出贵铅后送往分银炉氧化精炼，产出铋渣。

该冶炼厂铋渣工艺处理方案为:氧化铋渣粗碎一细磨一盐酸浸出一分步水解一强碱转化一转炉还原熔炼一精炼[1](得到4铋锭）。

该流程虽然实现了铋金属的综合回收，但是缺点十分明显:工艺流程冗长，特别是湿法部分处理量小，贵金属分散大，工序复杂，操作条件要求高，废水量大且无法处理;粗铋含银高，银直收率低而且铋精炼除银过程复杂周期长、成本高。

针对存在的问题，该厂通过大量的实践摸索，开发出了全火法综合回收铋的生产工艺，其主要流程为 氧化铋渣还原造锍熔炼一真空蒸馏分离铋银一火法 精炼。

1铋渣全火法工艺流程铋渣从贵铅氧化精炼炉出来后进行配料，进转炉 还原造锍熔炼，产出冰铜、铋铅合金、炉渣;铋铅合金 进真空蒸馏炉蒸馏，产出粗铋和粗银;粗铋进入火法 精炼步骤产生精铋。

具体流程如图1所示。

2氧化铋渣还原造锍熔炼铋渣成分复杂且不稳定，处理难度大，除铋外，还含有铅、金、银、锑、铜等有价金属元素。

根据铋渣作者简介:黄建勇（186 -)男，助理工程师，主要从事有色金属综合回收工作。

Vol.39No.4 2021年4月中国资源综合利用China Resources Comprehensive Utilization©试验研究高钳渣工艺矿物学及冶炼工艺优化研究高腾跃，蔡明明，李光胜，黄发波，朱幸福（山东黄金矿业科技有限公司选冶实验室分公司，山东烟台261441）摘要：本文以铅阳极泥火法冶炼产出的高钮冶炼渣为研究对象，通过工艺矿物学分析方法，对高铁渣和湿法浸出后尾渣的主要物相组成及元素赋存状态进行研究，并以工艺矿物学为基础，进行冶炼工艺优化试验研究。

试验研究发现，高钮渣中钮主要以钮铅渣相和氧化钮渣相的形式存在，铜主要以氯化亚铜的形式存在；浸出过程中，氯化亚铜沉淀的生成是造成铜浸出率较低的主要原因，通过调节浸出电位至420mV,人们可以将高钮渣的铜浸出率由77.84%提高至98.55%o关键词：工艺矿物学；高钮渣；浸出电位中图分类号：TF803.2文献标识码：A文章编号：1008-9500（2021）04-0007-04DOI:10.3969/j.issn.1008-9500.2021.04.002Research on Process Mineralogy and Smelting Process Optimization ofHigh Bismuth SlagGAO Tengyue,CAI Mingming,LI Guangsheng,HUANG Fabo,ZHU Xingfu(Metallurgical Laboratory Branch of Shandong Gold Mining Technology Co.,Ltd.,Yantai261441,China)Abstract:In this paper,the high-bismuth smelting slag produced by pyrometallurgical smelting of lead anode slime is used as the research object,through process mineralogical analysis method,the main phase composition and element occurrence state of high-bismuth slag and wet leaching tailings are studied,based on process mineralogy,the smelting process optimization test research is carried out.Experimental research finds that the bismuth in the high-bismuth slag mainly exists in the form of bismuth lead slag phase and bismuth oxide slag phase,and copper mainly exists in the form o£cuprous chloride;during the leaching process,the formation of cuprous chloride precipitation is the main reason for the lower copper leaching rate,by adjusting the leaching potential to420mV,people can increase the copper leaching rate of the high-bismuth slag from77.84%to98.55%.Keywords:process mineralogy;high-bismuth dross;leaching potential工艺矿物学以矿石的矿物组成、构造与嵌布关系、主要元素的价态及赋存状态为主要研究内容，其对矿石特性的深入剖析可为选矿工艺方案制定与优化提供理论依据UT,同时对于冶炼工艺的研发与改进具有重要的指导意义产役近年来，X射线衍射、电子能谱分析等手段在工艺矿物学研究方面的应用［8）,尤其是矿物参数自动分析系统（MLA、BPMA）的成果研发A叫使得矿物的统计分析数据更加准确、高效，为工艺矿物学研究对象和研究领域的扩展提供了坚实的技术支撑。

金属铋的回收率取决于回收过程中的多个因素，包括回收方法、处理过程和设备、原料质量等。

以下是一些常见的金属铋回收方法及其预期回收率范围：
熔铸回收：将废铋制品或含铋废料进行高温熔融，使铋分离出来。

预期回收率通常在70%至90%之间，具体取决于废料的纯度和熔铸条件的控制。

水冶回收：利用水冶法将含铋废料溶解，并通过杂质的沉淀和过滤来分离出纯铋。

回收率预期在80%至95%之间，取决于废料的纯度和处理过程的优化。

电解回收：通过电解池将含铋废料溶解在适当的电解液中，利用电流将铋沉积在阴极上。

电解回收的预期回收率通常在80%至95%之间，具体取决于电解液和电流密度的选择。

化学回收：利用化学方法将含铋废料进行溶解，然后通过还原、沉淀、结晶等步骤将铋分离出来。

回收率预期在70%至90%之间，具体取决于化学反应条件和纯化步骤的控制。

需要注意的是，以上回收率范围仅为一般参考值，实际的回收率可能受到多种因素的影响。

另外，回收过程中的环保问题也需要重视，确保回收过程符合环保标准和相关法规要求。

因此，在进行金属铋回收时，应根据具体情况选择适当的回收方法，并通过优化和改进来提高回收率。

专利名称：从铋渣中回收冶炼精铋的工艺专利类型：发明专利
发明人：杨跃新,蔡练兵,陈朴,陈直
申请号：CN200710035322.X
申请日：20070705
公开号：CN101082084A
公开日：
20071205
专利内容由知识产权出版社提供
摘要：本发明为一种从铋渣中回收冶炼精铋的工艺，属于有色金属的湿法、火法相联合回收冶炼工艺技术领域。

是先从铋渣中用盐酸湿法浸取浸出液，从浸出液中水解沉铋得氯氧铋，经还原熔炼成粗铋再进一步精炼成精铋；提铋后的滤液沉Cu，余下废液再返回浸出工序重复利用。

本发明对原料适应性强，金属回收率高，劳动作业条件好，没有多余的废液排放，有利于生态环境的保护。

申请人：郴州市金贵有色金属有限公司
地址：423000 湖南省郴州市苏仙南路10-1号
国籍：CN
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