阅读说明：本技术 一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法 (Bismuth extraction method based on phase transformation of bismuth sulfide ore ) 是由 王恒辉 陈永明 周晓源 邓鑫杰 何醒民 杨声海 何静 于 2019-09-04 设计创作，主要内容包括：本发明涉及一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法,先将转相剂与硫化铋矿混合调浆,获得混合浆料；其中,所述转相剂包含磺酸；优选地,所述硫化铋矿为硫化铋精矿；将所述混合浆料置于反应釜中,进行氧压转相反应处理后,固液分离,获得转相渣和转相液；对所述转相渣进行酸性浸出处理,然后进行固液分离,获得浸出液和浸出渣。本发明的提铋方法可实现铋的选择性浸出,降低浸出液中铁、铅、硅等杂质元素的净化负担,简化了后续中和水解、电沉积等铋产品回收的工艺流程。(The invention relates to a bismuth extraction method based on bismuth sulfide ore phase transformation, which comprises the steps of mixing a phase transfer agent and bismuth sulfide ore, and pulping to obtain mixed slurry; wherein the phase inversion agent comprises a sulfonic acid; preferably, the bismuth sulfide ore is bismuth sulfide concentrate; placing the mixed slurry in a reaction kettle, carrying out oxygen pressure phase inversion reaction treatment, and carrying out solid-liquid separation to obtain phase inversion slag and phase inversion liquid; and carrying out acid leaching treatment on the phase inversion slag, and then carrying out solid-liquid separation to obtain a leaching solution and leaching slag. The bismuth extraction method can realize selective leaching of bismuth, reduce the purification burden of impurity elements such as iron, lead, silicon and the like in the leaching solution, and simplify the subsequent process flow of bismuth product recovery such as neutralization hydrolysis, electrodeposition and the like.)

一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法

技术领域

本发明涉及一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法，尤其涉及一种基于硫化铋矿相转化的两段提铋方法，属于有色金属湿法冶炼技术领域。

背景技术

湿法炼铋工艺适用于品位较低、成分复杂的含铋物料，主要工序包括浸出、净化除杂（中国专利CN106978538A）、中和水解（中国专利CN108557881A）或电沉积（中国专利CN101775619A）等。对于铋的氧化矿一般采取酸性浸出，对于硫化铋矿多是在氯盐体系通过氧化浸出使绝大部分铋浸出进入溶液，所用氧化剂包括氧气、FeCl₃、Cl₂、氯酸盐、硝酸等。铋浸出液通过置换、硫化沉淀等方法净化除杂后，可加入中和剂中和水解产出氯氧铋作为火法炼铋的原料，也可通过隔膜电积产出金属铋。这些方法虽然能实现铋的浸出，但也存在诸多不足，比如设备腐蚀严重，操作环境恶劣等，特别是原料中的铁很容易一并进入溶液中，导致浸出液过滤困难，不利于生产的进行；在隔膜电积过程中，铁离子的价态不稳定会造成电流效率低、电能消耗大；水解氯化铋时铁时常进入氯氧铋渣中，增加后续处理难度。

例如，中国专利CN1140209公布了一种硫化铋矿湿法冶金方法，发明的特征是将硫化铋矿放入带隔膜阳极区内浸出，硫氧化为元素硫，铋以离子状态进入电解液，电解液中的铋离子通过隔膜在阴极上析出，得到金属铋粉。该方法流程短，金属回收率高，但是阳极容易生产的氯气容易逸出，恶化操作环境，且铁在溶液中富集，难以处理。

发明内容

针对日益严峻的环保要求以及现有提铋工艺存在的一定的缺陷，本发明的目的之一在于提供一种基于硫化铋矿相转化的两段浸出提取铋方法，该方法操作简单，能够高效溶出铋，所得浸出液杂质元素含量少，且不产生SO₂，环保优势明显。

为了解决上述技术问题，本发明的技术方案如下：

一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法，包括如下步骤：

S1、将转相剂与硫化铋矿混合调浆，获得混合浆料；

其中，所述转相剂包含磺酸；优选地，所述硫化铋矿为硫化铋精矿；

S2、将S1中获得的混合浆料置于反应釜中，进行氧压转相反应处理后，固液分离，获得转相渣和转相液；优选地，所述反应釜为高压釜；

S3、对S2中获得的转相渣进行酸性浸出处理，然后进行固液分离，获得浸出液和浸出渣。

可选地，S1之前，还包括对硫化铋矿进行磨矿的步骤，优选地，磨矿至97wt%硫化铋矿的粒度小于50μm。

可选地，S1中，所述转相剂中，磺酸的浓度为5-240g/L，优选为20-200g/L；优选地，所述转相剂中还含有铁，一般地，铁的浓度为0.5~40g/L，优选为4~20g/L。转相剂中铁的存在，在转相反应过程中，铁元素作为载氧体可加速硫化铋的氧化转相反应，由二价氧化为三价再被还原为二价，如此反复。可加速转相反应的进行，提升反应效率，故一般而言，转相剂中铁以三价铁和/或二价铁形式存在均可。

可选地，S1中，所述磺酸包括甲基磺酸，优选为甲基磺酸。

甲基磺酸，为有机强酸，热稳定性好，对铋有较高的溶解度。甲基磺酸可生物降解，且可循环率达80%，环保优势明显。

可选地，S1中，混合浆料的液固质量比为3-10：1，一般为3-9:1，优选为3-8:1。

可选地，S2中，氧压转相反应过程中，控制反应釜内温度为100-180℃，氧分压为1.1-2MPa，反应时间为0.5-5h。

优选地，氧压转相反应过程中，向反应釜内加入表面活性剂，进一步优选地，所述表面活性剂包括木质磺酸盐、邻苯二胺、间苯二胺中的至少一种。表面活性剂的加入，可起到颗粒表面活化，避免颗粒包裹，降低反应的效果。

可选地，所述表面活性剂的用量为硫化铋矿质量的0.1~0.9%。

可选地，将S2中获得的转相液返回步骤S1，作为调浆原料之一，提升转相剂利用率。

可选地，S3之前，还包括对转相渣进行湿磨处理的步骤，优选地，湿磨后，转相渣的粒径为3-100μm。

可选地，S3中，酸性浸出处理过程中，所用浸出剂中含有甲基磺酸、氟硅酸、盐酸、硝酸、硼硅酸中的一种或几种，优选地，浸出剂中酸的总浓度为0.5mol/L~5mol/L；优选地，浸出温度为40-90℃。

优选地，酸性浸出处理过程中，保持搅拌，一般地，搅拌速度为100～1200转/分，以促进传质，加速反应进行。

进一步地，S3中，加酸量依据渣中铋含量确定，一般地，添加1~1.5倍理论酸量。

可选地，S3中，酸性浸出处理时间为0.1-5h，优选为0.5-3h。

进一步地，所述硫化铋矿中，铋的质量百分含量为10-30%，硫的质量百分含量为10-30%，铁的质量百分含量在10-30%。

一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法，包括如下步骤：

1）用立式磨机对硫化铋矿进行细磨处理，随后烘干物料；

2）将转相剂与预处理过的硫化精矿调浆，加入高压釜中，并搅拌；

3）在保持搅拌的情况下，加热升温矿浆到设定温度，并通入氧气，开始氧压转相反应，反应0.5~5小时后进行固液分离，得到转相渣和转相液；

4）对转相渣采用立式磨机进行湿磨处理，随后将湿磨后的转相渣与浸出剂调浆，加入反应釜内，同时添加添加剂，并搅拌；

5）在保持搅拌的条件下，加热升温矿浆至设定温度，开始浸出反应，反应0.1~3小时后进行固液分离，得到浸出液和浸出渣。

湿法提铋后的浸出液需进入后续的净化除杂及电积工序，由于铋的电积工序对Fe离子含量要求较高，为减小Fe离子对电积过程阴极析铋的影响，浸出液应尽量降低其Fe离子含量，以降低后续的净化负荷，使得铋电沉积过程顺利实施。通过本发明的方法获得的浸出液可很好地满足铋电沉积要求。

本发明针对现有硫化铋直接浸出铋过程中，黄铁矿、黄铜矿等伴生矿物大量溶解，造成浸出液净化除杂困难的问题，提出采用硫化铋矿相转化结合酸浸出工艺，使硫化铋转化为铋的氢氧化物、铋氧化物、碱式硫酸盐等易溶态的化合物（存在于转相渣中），而铁转化为铁矾渣相（存在于转相渣中），再采用适量超过铋理论量的稀酸进行溶解，实现铋的高效溶出，得到铋浓度高、铁等其他杂质浓度低的浸出液，铁仍保留在浸出渣中。

与现有技术相比，本发明的提铋方法可实现铋的选择性浸出，降低浸出液中铁、铅、硅等杂质元素的净化负担，简化了后续中和水解、电沉积等铋产品回收的工艺流程；具体地，本发明的铋浸出率可达94wt%以上，浸出液中铁浓度低，可低至0.2g/L。

附图说明

图1是本发明的提铋方法的流程图之一。

图2是实施例1中转相渣的XRD分析图。

具体实施方式

以下说明描述了本发明的可选实施方式以教导本领域普通技术人员如何实施和再现本明。

实施例1

取125g硫化铋精矿（含Bi23wt%），磨矿至97%精矿粒度小于30μm，加入含甲基磺酸100g/L、铁40g/L的转相剂，液固质量比8:1，表面活化剂采用木质素磺酸钙，添加用量为硫化铋精矿原料质量的0.7%，配制成矿浆；将配制的矿浆加入高压釜，通入氧气，控制温度160℃，压力1.6MPa，搅拌速度400转/分，反应时间100min，进行氧压转相反应，反应结束后进行液固分离，烘干转相渣后，对转相渣在90℃，加入浸出剂（含4mol/L甲基磺酸；加入量为1.4倍铋理论量），搅拌强度200转/分的条件下，浸出120min后，固液分离，获得浸出渣和浸出液。检测显示，该工艺条件下，铋浸出率为94.7%，浸出渣含铋4.1%，浸出液中含铁仅2.1g/L；另外，对转相渣进行物相分析表明，转相渣中铋主要以Bi₂O(OH)₂SO₄存在于渣相中（参见图2）。

实施例2

取125g硫化铋精矿（含Bi23wt%），磨矿至97%精矿粒度小于50μm，加入含甲基磺酸200g/L、铁20g/L的转相剂，液固质量比8:1，表面活化剂采用木质素磺酸钠，添加用量为硫化铋精矿原料质量的0.7%，配制成矿浆；将配制的矿浆加入高压釜，通入氧气，控制温度140℃，压力1.2MPa，搅拌速度400转/分，反应时间120min，进行氧压转相反应，反应结束后进行液固分离，烘干转相渣，后对转相渣在70℃，加入浸出剂（加入量为1.2倍铋理论量；含3mol/L盐酸），搅拌强度200转/分的条件下，浸出120min后，固液分离，获得浸出渣和浸出液。该工艺条件下，铋浸出率为91.7wt%，浸出渣含铋6.1wt%，浸出液中含铁仅1.2g/L。

实施例3

取125g硫化铋精矿（含Bi23wt%），磨矿至97%精矿粒度小于30μm，加入含甲基磺酸300g/L、铁40g/L的转相剂，液固质量比10:1，表面活化剂采用褐煤，添加用量为硫化铋精矿原料质量的0.6%，配制成矿浆；将配制的矿浆加入高压釜，通入氧气，控制温度140℃，压力1.1MPa，搅拌速度500转/分，反应时间150min，进行氧压转相反应，反应结束后进行液固分离，烘干转相渣，后对转相渣在90℃，加入浸出剂（加入量为1.3倍铋理论量；含5mol/L硅氟酸），搅拌强度300转/分的条件下，浸出60min后，固液分离，获得浸出渣和浸出液。该工艺条件下，铋浸出率为90.7wt%，浸出渣含铋8.1wt%，浸出液中含铁仅0.2g/L。

上述实施例阐明的内容应当理解为这些实施例仅用于更清楚地说明本发明，而不用于限制本发明的范围，在阅读了本发明之后，本领域技术人员对本发明的各种等价形式的修改均落入本申请所附权利要求所限定的范围。