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2024-05-03
图1 脱铜硒碲浮选工艺流程 二、分银炉熔炼、银电解提银，其工艺流程如图2所示。浮选精矿适当配入碳酸氢钠14%～22%、铁屑2%～8%、炭粉1%～4%、石英砂2%～10%、萤石2%～5%，在转动分银炉中熔炼。分银炉熔炼分两阶段，第一阶段熔融得到含银68%以上的粗合金，放出熔融渣第二阶段吹风氧化进行氧化精炼，接着用氧气进行氧化清合金，当合金中含银在95%以上时停止氧化，此时合金的金加银已大于或等于98%，经调整合金熔体温度后浇铸成金、银合金板，即银阳极板。采用国内同行业通用银电解工艺。阳极板尺寸：长260mm，宽190mm，厚15mm，每块约7.5～8.1kg，每杠阳极挂3块阳极板，双层布袋。阴极尺寸为长330mm，宽660mm，每个电解槽5排阴极，4排（杠）阳极。共2～12槽，串联时总电流为300～400A。电解液成分：Ag98～110g/L，酸3～6g/L，可稳定生产1号电银。 图2 熔炼、精炼、电解工艺流程 三、活性炭吸附银电解液中的铂钯，银电解液中含铂0.05g/L、钯0.12～0.35g/L，占阳极板中的铂钯总含量的45.36%～57.9%，吸附载铂钯的活性炭经燃烧还原后，以氯化，用铵中和制氯铂酸铵而达到铂钯分离，如图3所示，含金氯化渣合并于金的液氯化回收工序处理。 图3 铂、钯分离工艺流程 四、银电解后的阳极泥，用盐酸、氯化钠、氯液氯化法浸出，氯化渣进铁粉置换回收银粉返回分银炉，氯化液中和草酸还原沉淀得金粉，经洗涤后金粉铸锭即得金锭，液氯化法提金工艺如图4所示。 图4 氯液氯化法提金工艺流程 五、SeO2的回收：选冶联合流程处理铜阳极泥，1991年金回收率达99.51%，银回收率达99.64%。由于流程和设备的原因，硒的回收率一直很低，1991年也只有40%。之后找到改进硫酸化焙烧的方法，以改进后的硫酸化焙烧和现有金、银浮选工艺相连接。脱硒前硒的含量3.44%，经硫酸化焙烧脱硒后，硒的含量为0.1%，硒的脱除率达91.95%。 硫酸化焙烧的条件是：温度≤400℃，时间3～4h，料酸比1：1.32，焙烧料经过转化强化擦洗再进入浮选选矿，选矿尾矿含金、银与目前生产指标相一致，精矿产率33%，尾矿产率66%，富集比大于4。经此调整后，铜电解阳极泥选冶联合新工艺保持了原来的优越性。硒的总直收率可提高50%以上，产出的粗硒含硒量可达85%以上，为了步硒的精制提供了高质量的原料，可消除原湿法脱硒含氯废气对环境的污染和危害，同时也消除了氯离子对设备的腐蚀，为碲富集于分银炉渣中创造了条件，有利于碲的回收。由于银精矿品位的提高，缩短了炉时，降低了能耗，提高了单炉处理能力。SeO2的生产流程如图5所示。 图5 二氧化硒生产工艺流程 六、浮选尾矿成分：Au0.028%，Ag0.68%，Bi0.74%，Cu0.039%，Pb30.5%，Sn8.85%，Se微量，Te微量，SiO25.33%。此尾矿若返回铜粗炼系统，势必造成分散和损失，所以应单独综合回收。 七、银炉烟尘成分：Au0.023%，Ag2.01%，Sb3.82%，Pb20.93%，As0.82%，此尾矿若返回铜粗炼系统，势必造成有价金属的分散与损失，故应单独处理回收。 
