专利摘要

一种从贵锑合金中富集贵金属的方法。将贵锑合金粉末、盐酸、氯化钠按一定的配比混合，在一定温度下，控制溶液的电位用过氧化氢进行氧化浸出，反应完毕后，在热态下滤去浸出液，滤渣用盐酸溶液和水洗涤，得到富集了贵金属的粉末产品，浸出液和洗水经还原和水解回收其它有价金属。本发明与传统的贵锑合金火法处理流程比较，有以下优点：可获得金品位在75％以上的粗金粉，可缩短金的生产周期；处理过程金富集在粗金粉中的回收率大于99.95％，不产出含金的中间渣，金的直收率高；浸出过程不产出有害气体和烟尘，提取金属后的废液经处理可排放，有利于环境保护；劳动强度低及综合成本低。

权利要求

1.一种从贵锑合金中富集贵金属的方法，其特征在于：将贵锑合金粉末、盐酸、氯化钠混合，控制溶液的电位用过氧化氢进行氧化浸出，反应完毕后，在热态下滤去浸出液，滤渣用盐酸溶液和水洗涤，得到富集了贵金属的粉末产品，浸出液和洗水经还原和水解回收其它有价金属；具体的工艺过程和工艺参数如下：

(1)浸出

将贵锑合金先破碎并磨成粒径为0.074～0.25mm的粉末，用盐酸和氯化钠溶液浆化，控制体系的终点电位为200～450mV，加入过氧化氢，浸出温度为35～90℃，盐酸浓度为1.5～5.5mol/L，氯化钠浓度为0～2mol/L，浸出液固比为3～10∶1，过氧化氢的用量为贵锑合金粉末重量的0.7～1.4倍，反应时间为2～6小时；

(2)洗涤

浸出反应后得到的浸出渣，用浓度为1.5～5.5mol/L的盐酸以重量液固比为2～10在70～85℃下洗涤2～3次；酸洗后，用100～200倍浸出渣量、70～95℃的热水分5～10次洗涤；

(3)还原

在浸出液中加入浸出液重量1～2％的贵锑合金粉，在温度为40～90℃下还原2～5小时；

(4)水解

经贵锑合金粉还原后的浸出液，在温度30～85℃下，用NH₄HCO₃或Na₂CO₃或NaOH调节pH至0～3，反应时间2～6小时。

说明书

技术领域本发明涉及冶金领域中湿法冶金过程，特别是从贵锑合金中有效地富集贵金属的湿法冶金方法。

背景技术锑金精矿在火法熔炼过程中，产出初步富集贵金属(金和银)的贵锑。现行贵锑的处理方法是，经氧化吹炼，以三氧化二锑的形式挥发一部分锑，得到贵金属进一步富集的贵锑合金(又称富贵锑)。贵锑合金进行锑电解，贵金属富集进入锑电解阳极泥，阳极泥经硝酸浸煮脱除铜、镍、铅，硝酸浸煮渣进行坩埚炉熔炼，最后进行马弗炉吹炼，产出粗金(参见①北京有色金属设计研究总院等编，重有色金属设计手册(锑汞贵金属篇)，p641～646，1995年由冶金工业出版社出版；②杨天足等编著，贵金属冶金及产品深加工，p351～355，2005年由中南大学出版社出版)。

上述贵锑合金(富贵锑)的处理方法存在如下缺点：

1)贵锑合金中其它金属(如铜、镍、铅等)的含量高时，锑的电解无法正常进行，贵金属金、银难以进入锑电解阳极泥；

2)过程返渣多，坩埚炉熔炼和马弗炉吹炼均产出含金较高的渣，这些渣均作为返料加入有关的熔炼过程，贵金属的直收率低；

3)富集贵金属的过程火法和湿法交替，过程多，含贵金属的物料机械损失较大；

4)富集贵金属的过程，产出的污染物多。硝酸浸煮产出含氮氧化物的尾气，熔炼和吹炼过程产出含锑、铅的烟尘。

发明内容为了克服已有贵锑合金处理方法的不足，本发明提供一种能一次有效地脱除锑、铜、镍、铅等杂质金属，且过程基本无污染的富集贵金属的方法。

本发明为达到上述目的采用的技术方案是：将贵锑合金粉末、盐酸、氯化钠按一定的配比混合，在一定温度下，控制溶液的电位用过氧化氢进行氧化浸出，反应完毕后，在热态下滤去浸出液，滤渣用一定浓度的盐酸溶液和一定温度的水洗涤，得到富集了贵金属的粉末产品，浸出液和洗水经还原和水解回收其它有价金属。

具体的工艺过程和工艺参数如下：

1.浸出

将贵锑合金先破碎并磨成粒径为0.074～0.25mm的粉末，用盐酸和氯化钠溶液浆化。用铂电极为工作电极，饱和氯化钾甘汞电极为参比电极测定体系的电位，在控制体系的终点电位为200～450mV的条件下加入过氧化氢。浸出温度为35～90℃，盐酸浓度为1.5～5.5mol/L，氯化钠浓度为0～2mol/L，浸出液固比(重量比)为3～10∶1，过氧化氢的用量为贵锑合金粉末重量的0.7～1.4倍，反应时间为2～6小时。

浸出过程发生的化学反应为：

2.洗涤

浸出反应后得到的浸出渣，用浓度为1.5～5.5mol/L的盐酸以重量液固比为2～10在70～85℃下洗涤2～3次。酸洗后，用100～200倍浸出渣量(重量)、70～95℃的热水分5～10次洗涤。在热水中，浸出渣中的氯化铅溶解：

3.还原

浸出贵锑合金粉得到的浸出液，在温度为40～90℃，加入浸出液量1～2％(重量)的贵锑合金粉，还原2～5小时。还原过程发生的主要化学反应为：

4.水解

经贵锑合金粉还原后的浸出液，在温度30～85℃下，用NH₄HCO₃、Na₂CO₃或NaOH调节pH至0～3，时间2～6小时。发生锑的水解，主要的化学反应为：

所述的盐酸、氯化钠、过氧化氢、碳酸氢铵、碳酸钠、氢氧化钠均为工业级试剂。

本发明适合于处理锑金精矿熔炼产出的贵锑合金(富贵锑)，其成份范围为(％)：Sb 30～85，Pb 15～45，Cu 8～29，Ni 0～10，Au 0.07～3.5，Ag 0.02～0.08，As0.5～5，Fe 0.5～2；也适合于处理高锑铅电解产出的阳极泥。

本发明与传统的贵锑合金火法处理流程比较，有以下优点：1贵锑合金粉在盐酸和氯化钠溶液中控制电位溶解锑、铜、镍、铅等金属，浸出渣经酸洗、热水洗涤，可获得金品位在75％以上的粗金粉，省去了贵锑合金的电解、阳极泥的硝酸浸煮、坩埚炉熔炼、马弗炉吹炼工序，从而缩短了金的生产周期；2处理过程金富集在粗金粉中的回收率大于99.95％，不产出含金的中间渣，金的直收率高；3浸出脱除铜、镍、锑、铅等杂质金属过程不产出有害气体和烟尘，提取金属后的废液经处理可排放，有利于环境保护；4本发明的劳动强度低；5本发明的综合成本低。

附图说明

图1：本发明工艺流程示意图。

具体实施方式

实施例1：贵锑合金磨至粒度100％小于0.149mm，其主要成分(％)为Sb 46.30，Pb 21.95，Cu 19.62，Ni 3.13，As 0.50，Fe 0.87，Au 22226.5g/t Ag2840.5g/t；工业级盐酸，其中HCl浓度(％)为31.95％(10.14mol/L)；工业级氯化钠，其NaCl含量为91.38％；工业级过氧化氢，其H₂O₂的含量为32.3％。将320L水加入1000L搪瓷反应釜，然后加入上述成分的工业盐酸330L和工业氯化钠50kg，安装好电位测定装置，开动搅拌，加热反应釜至反应温度为60℃，加入上述成分的贵锑合金粉。搅拌30分钟后，加入上述成分的工业过氧化氢，当电位的指示值为380mV时，停止加入过氧化氢。继续搅拌，40分钟后，电位指示值为340mV，加入过氧化氢，将电位调至380mV，保温1小时。过氧化氢的用量为91kg。在搅拌和热态下将浆料从反应釜放出，用塑料过滤桶抽真空过滤。过滤完毕后，滤液趁热转入贮槽。将上述成分的工业盐酸130L和170L水混合，并加热至80℃，将热的盐酸溶液分成三次洗涤浸出渣。洗涤后的洗酸趁热转入洗酸贮槽。将500L水加热到85℃，分成9次洗涤经酸洗后的浸出渣。洗水趁热转入洗水贮槽。浸出渣从塑料过滤桶中转出，在温度为150℃烘箱中烘干。干燥后的粗金粉重3100g，含金为73.90％，银1.92％。浸出液的成分为(g/L)：Sb 64.30，Pb 4.11，Cu 27.32，Ni 5.06，Au 3.10mg/L，Ag190mg/L，体积730L，按浸出液中金含量计，金的回收率为99.90％。

浸出液贮槽中冷却至40℃的浸出液，过滤析出的氯化铅，滤液泵入1000L的搪瓷反应釜，加热至80℃，加入上述成分的贵锑合金粉15kg，开动搅拌，反应2小时后冷却至35℃，过滤。还原后液的成分为(g/L)：Sb 67.90，Pb 4.62，Cu26.08，Ni 5.38，Au 3.15mg/L，Ag 25mg/L，银还原率为89.47％。

还原后的浸出液转入2m³反应釜，在常温和搅拌下加入上述工业碳酸钠将pH调节为2。过滤，得锑水解渣和水解后液。水解渣(干)含锑65.68％，铅1.78％。水解后液含(g/L)Sb 0.30，Pb 2.51，Cu 25.87，Ni5.23，Ag 11.15mg/L，以水解后液含锑计，锑的水解回收率为99.56％。

一种从贵锑合金中富集贵金属的方法专利购买费用说明

Q：办理专利转让的流程及所需资料

A：专利权人变更需要办理著录项目变更手续，有代理机构的，变更手续应当由代理机构办理。

1：专利变更应当使用专利局统一制作的“著录项目变更申报书”提出。

2：按规定缴纳著录项目变更手续费。

3：同时提交相关证明文件原件。

4：专利权转移的，变更后的专利权人委托新专利代理机构的，应当提交变更后的全体专利申请人签字或者盖章的委托书。

Q:专利著录项目变更费用如何缴交

A：（1）直接到国家知识产权局受理大厅收费窗口缴纳,（2）通过代办处缴纳，（3）通过邮局或者银行汇款,更多缴纳方式

Q：专利转让变更，多久能出结果

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