·692 北京科技大学学报 第33卷 锑酸盐等结合氧化铜中铜含量下降的原因可能是铜 两段酸浸过程中，培砂中残余硫化物与硫酸反应生成 向溶液内部迁移.由表13可知，二段高酸浸出渣中 硫化氢，焙砂中硫酸银、自由氧化银等溶解后，进入溶 银物相主要为硫化银.其大量生成的原因可能为在 液的银离子迅速与硫化氢反应，形成硫化银沉淀. 表11二段浸出渣主要成分（质量分数） Table 11 Composition of the second-stage leaching residue % Cu Zn Pb Fe As 9 Au Ag 1.01 2.45 34.77 3.53 6.25 0.54 4.10 4.69×10-45.766×10-1 表12二段高酸浸出渣中铜的物相分析结果 2.4锑、银回收 Table 12 Analysis result of copper phase in the second-stage leaching 二段浸出渣在游离HCl1.3molL-1、NH4Cl residue 250gL、温度30℃以及液固比为4：1的条件下浸 矿相 铜质量分数/% 占有率/% 出，锑浸出率为95.58%，银浸出率为89.45%，铅基 自由氧化铜 0.06 5.88 本不浸出.在浸出液中加入适量KI,可得到含Ag 硫化铜 0.88 86.28 36.7%（质量分数)的Agl产品.Agl经锌粉置换、 结合氧化铜① 0.08 7.84 高温熔炼可得含银95.28%（质量分数)的银锭.沉 累计 1.02 100.00 银后的溶液用氨水调节pH值，使锑水解得到中间 注：①主要包括硅酸盐、锑酸盐、铁酸盐等 产物氯氧锑，氯氧锑再经除杂、脱氯和转型，最终得 表13二段高酸浸出渣中银的物相分析结果 含梯83.95%（质量分数）的立方晶型锑白，其平均 Table 13 Analysis result of silver phase in the second-stage leaching 白度为96°，粒度约为5um.氯盐浸出渣中银的化 residue 学物相分析结果见表14. 矿相 银含量/(gt1) 占有率/% 硫化银 5217 91.90 表14氯盐浸出渣中银的物相分析结果 各类复盐① 459 8.09 Table 14 Analysis result of silver phase in thethe chloride leaching res- idue 累计 5677 99.99 注：①主要包括硅酸盐、绨酸盐、铁酸盐等 矿相 银含量/(gt1) 占有率/% 氯化物 762 74.05 2.3铜、锌回收 硫化物 132 12.83 采用Lix984N萃取剂可在较低的pH下萃取 铜，并具有良好的选择性.萃取剂与260煤油的体 硅酸盐 135 13.12 积比为7：13，采用三级逆流萃取、一级洗涤和两级 累计 1029 100.00 反萃.萃取温度25℃，混合时间3min,萃取相比 (O/A)为1.再用循环去离子水洗涤萃取相.反萃 由表14可知，氯盐浸出时，渣中残留的银主要 液中硫酸质量浓度为230g·L-1,反萃相比(0/A)为 为氯化银.通常认为在铵离子络合作用下，氯化银 3:1.在此条件下铜的萃取回收率可达99.5%.铜 可稳定存在于溶液中.本实验在高铵离子浓度下， 反萃液经电积可获高纯阴极铜产品. 氯化银仍然大量沉淀的原因可能是由于铅与银的亲 锌萃取之前需对铜萃余液进行中和除铁、砷. 和力较强，铅矾在转化为氯化铅的相变过程中吸附 该操作在常温下进行，中和剂为CaCO3,终点pH值 了溶液中的银离子一同参与反应，从而生成被氯化 为3.0，并同时加入适量氧化剂H202.采用P204萃 铅包裹的氯化银沉淀.这部分银在后续的金、铅治 取剂萃取锌，萃取剂与260"煤油的体积比为1：4，采 金过程中很容易被回收 用三级逆流萃取、二级洗涤和四级反萃.萃取温度 2.5金、铅回收 25℃，混合时间5min,萃取相比(0/A)为2：1.再用 在HCl1molL-1、NH,Cl250gL-1、NaCl03为 循环去离子水洗涤萃取相.反萃液中硫酸质量浓度 渣量的2%、液固比为6：1、反应时间1h以及溶液温 为250gL1,反萃相比(0/A)为10：1.在此条件下 度为80℃下氧化浸出氯盐浸出渣，Au的浸出率为 锌的萃取回收率可达99.5%.反萃得到的硫酸锌溶 87.17%.再对浸金渣在40℃下进行碳铵转化，碳 液经活性炭脱除残留有机物、锌粉置换除杂后，再经 铵用量为理论量1.2倍，得到含铅32.53%（质量分 浓缩结晶得到高纯硫酸锌产品 数)的碳酸铅产品.北 京 科 技 大 学 学 报 第 33 卷 锑酸盐等结合氧化铜中铜含量下降的原因可能是铜 向溶液内部迁移． 由表 13 可知，二段高酸浸出渣中 银物相主要为硫化银． 其大量生成的原因可能为在 两段酸浸过程中，焙砂中残余硫化物与硫酸反应生成 硫化氢，焙砂中硫酸银、自由氧化银等溶解后，进入溶 液的银离子迅速与硫化氢反应，形成硫化银沉淀． 表 11 二段浸出渣主要成分 ( 质量分数) Table 11 Composition of the second-stage leaching residue % Cu Zn Pb Fe S As Sb Au Ag 1. 01 2. 45 34. 77 3. 53 6. 25 0. 54 4. 10 4. 69 × 10 － 4 5. 766 × 10 － 1 表 12 二段高酸浸出渣中铜的物相分析结果 Table 12 Analysis result of copper phase in the second-stage leaching residue 矿相 铜质量分数/% 占有率/% 自由氧化铜 0. 06 5. 88 硫化铜 0. 88 86. 28 结合氧化铜① 0. 08 7. 84 累计 1. 02 100. 00 注: ①主要包括硅酸盐、锑酸盐、铁酸盐等． 表 13 二段高酸浸出渣中银的物相分析结果 Table 13 Analysis result of silver phase in the second-stage leaching residue 矿相 银含量/( g·t － 1 ) 占有率/% 硫化银 5 217 91. 90 各类复盐① 459 8. 09 累计 5 677 99. 99 注: ①主要包括硅酸盐、锑酸盐、铁酸盐等． 2. 3 铜、锌回收 采用 Lix984N 萃取剂可在较低的 pH 下萃取 铜，并具有良好的选择性． 萃取剂与 260# 煤油的体 积比为 7∶ 13，采用三级逆流萃取、一级洗涤和两级 反萃． 萃取温度 25 ℃，混合时间 3 min，萃取相比 ( O/A) 为 1． 再用循环去离子水洗涤萃取相． 反萃 液中硫酸质量浓度为 230 g·L － 1 ，反萃相比( O/A) 为 3∶ 1． 在此条件下铜的萃取回收率可达 99. 5% ． 铜 反萃液经电积可获高纯阴极铜产品． 锌萃取之前需对铜萃余液进行中和除铁、砷． 该操作在常温下进行，中和剂为 CaCO3，终点 pH 值 为 3. 0，并同时加入适量氧化剂 H2O2 ． 采用 P204 萃 取剂萃取锌，萃取剂与 260# 煤油的体积比为 1∶ 4，采 用三级逆流萃取、二级洗涤和四级反萃． 萃取温度 25 ℃，混合时间 5 min，萃取相比( O/A) 为 2∶ 1． 再用 循环去离子水洗涤萃取相． 反萃液中硫酸质量浓度 为 250 g·L － 1 ，反萃相比( O/A) 为 10∶ 1． 在此条件下 锌的萃取回收率可达 99. 5% ． 反萃得到的硫酸锌溶 液经活性炭脱除残留有机物、锌粉置换除杂后，再经 浓缩结晶得到高纯硫酸锌产品． 2. 4 锑、银回收 二段浸出渣在游离 HCl 1. 3 mol·L － 1 、NH4 Cl 250 g·L － 1 、温度 30 ℃以及液固比为 4∶ 1的条件下浸 出，锑浸出率为 95. 58% ，银浸出率为 89. 45% ，铅基 本不浸出． 在浸出液中加入适量 KI，可得到含 Ag 36. 7% ( 质量分数) 的 AgI 产品． AgI 经锌粉置换、 高温熔炼可得含银 95. 28% ( 质量分数) 的银锭． 沉 银后的溶液用氨水调节 pH 值，使锑水解得到中间 产物氯氧锑，氯氧锑再经除杂、脱氯和转型，最终得 含锑 83. 95% ( 质量分数) 的立方晶型锑白，其平均 白度为 96°，粒度约为 5 μm． 氯盐浸出渣中银的化 学物相分析结果见表 14． 表 14 氯盐浸出渣中银的物相分析结果 Table 14 Analysis result of silver phase in the the chloride leaching res￾idue 矿相 银含量/( g·t － 1 ) 占有率/% 氯化物 762 74. 05 硫化物 132 12. 83 硅酸盐 135 13. 12 累计 1 029 100. 00 由表 14 可知，氯盐浸出时，渣中残留的银主要 为氯化银． 通常认为在铵离子络合作用下，氯化银 可稳定存在于溶液中． 本实验在高铵离子浓度下， 氯化银仍然大量沉淀的原因可能是由于铅与银的亲 和力较强，铅矾在转化为氯化铅的相变过程中吸附 了溶液中的银离子一同参与反应，从而生成被氯化 铅包裹的氯化银沉淀． 这部分银在后续的金、铅冶 金过程中很容易被回收． 2. 5 金、铅回收 在 HCl 1 mol·L － 1 、NH4 Cl 250 g·L － 1 、NaClO3为 渣量的 2% 、液固比为 6∶ 1、反应时间 1 h 以及溶液温 度为 80 ℃下氧化浸出氯盐浸出渣，Au 的浸出率为 87. 17% ． 再对浸金渣在 40 ℃ 下进行碳铵转化，碳 铵用量为理论量 1. 2 倍，得到含铅 32. 53% ( 质量分 数) 的碳酸铅产品． ·692·