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(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN110578059A(43)申请公布日2019.12.17(21)申请号201910994436.X(22)申请日2019.10.18(71)申请人江西铜业股份有限公司地址330096江西省南昌市高新区昌东大道7666号(72)发明人胡建辉刘飞吕喜聪蒋震清黄冰吴晓莉何芝成刘远东王京慧赖建林(74)专利代理机构北京金智普华知识产权代理有限公司11401代理人皋吉甫(51)Int.Cl.C22B7/00(2006.01)C22B30/02(2006.01)C01B19/00(2006.01)权利要求书1页说明书9页附图1页(54)发明名称一种控制电位浸出分离铜阳极泥中锑碲的方法(57)摘要本发明一种控制电位浸出分离铜阳极泥中锑碲的方法,该方法采用以“阳极泥脱铜—控制电位浸锑、并抑制碲的浸出—两段逆流氯化浸出—控制电位还原”工艺流程处理铜阳极泥,在锑浸出过程通过控制溶液氧化还原电位,大幅提高了锑的浸出率,降低了碲的损失率,实现了锑碲的高效分离,锑浸出率大于95%,碲损失率小于0.01%,在后续处理氯化浸出液时,再次采用控制电位还原沉淀,实现了碲的高效富集,本发明设计将还原后液返回“控制电位浸锑”工序,进一步提升了锑、碲的回收率,全流程锑总回收率大于95%,碲总回收率大于97%,实现了铜阳极泥中锑碲的高效分离与回收的目标。CN110578059ACN110578059A权利要求书1/1页1.一种控制电位浸出分离铜阳极泥中锑碲的方法,该方法采用先阳极泥脱铜,再控制电位浸锑并抑制碲的浸出,然后采用两段逆流氯化浸出,最后控制电位还原的工艺处理铜阳极泥,在锑浸出过程通过控制溶液氧化还原电位,实现了离铜阳极泥中锑碲的高效分离降低了碲的损失率。2.根据权利要求1所述的的方法,其特征在于,该方法具体包括以下步骤:S1)阳极泥脱铜:将铜阳极泥与硫酸和水混合,鼓空气氧化,反应结束后过滤,得到脱铜渣和脱铜液;S2)控制电位浸锑、并抑制碲的浸出:将S1)所得脱铜渣与硫酸、盐酸、氯化钠和水混合,控制电位进行还原浸出,反应结束后过滤,得到浸锑渣和浸锑液;S3)两段逆流氯化浸出:将S2)所得浸锑渣进行两段逆流氯化浸出,反应结束后过滤,分别得到两段氯化浸出液和两段氯化浸出渣;S4)将S3)处理后的第一段氯化浸出液进行控电位还原处理,反应结束后过滤,得到还原后液和碲富集物;S5)将S1)所得脱铜液开路处理;S6)将步骤S2)所得浸锑液用液碱中和,得到富锑渣和中和后液,中和后液送废水处理,富锑渣回收锑。3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述方法还包括以下步骤:S7)将S3)所得第二段氯化浸出液全部返回第一段氯化浸出工序,做补充酸源、氯源,实现逆流浸出,将第二段氯化浸出渣送提银工序。4.根据权利要求2或3所述的方法,其特征在于,所述方法还包括以下步骤:S8)将S4)所得还原后液返回S2)中,做控制电位浸锑工序的补充酸源、氯源,将碲富集物送碲分离提纯工序。5.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述S1)中阳极泥脱铜工序控制反应液固比L/S=4~5:1,初始硫酸浓度200~220g/L,温度60~70℃,时间6~8小时。6.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述S2)中控制反应溶液的氧化还原电位小于320mV,反应液固比L/S=3~4:1,初始硫酸浓度230~250g/L,Cl-浓度150~160g/L,温度60~70℃,时间3~4小时,硫酸与盐酸盐加入质量比为:1:1。7.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述S3)中,两段逆流氯化浸出工序中,第一段氯化浸出时氯酸钠添加质量比为:M浸锑渣:m氯酸钠比例为4~5:1,控制反应液固比L/S=3~4:1,初始硫酸浓度120~150g/L,Cl-浓度150~160g/L,温度55~65℃,时间2~3小时,硫酸和盐酸加入质量比为1:1。8.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,其特征在于,所述S3)中,第二段氯化浸出时氯酸钠添加质量比为M浸锑渣:m氯酸钠为10~15:1,控制反应液固比L/S=3:1,初始硫酸浓度120~150g/L,Cl-浓度150~160g/L,温度55~65℃,时间2~3小时,硫酸和盐酸加入质量比为1:1。9.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,其特征在于,所述S4)中控制电位还原工序反应温度50~60℃,时间2~3小时,终点溶液电位小于300mV。10.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述方法中锑总回收率大于95%,碲总回收率大于97%。2CN110578059A说明书1/9页一种控制电位浸出分离铜阳极泥中锑碲的方法技术领域[0001]本发明属于有色冶金复杂稀贵物料中有价元素分步提取技术领域,具体涉及一种