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鋅硫渣硫脲浸出回收銀工藝參數研究

2025-03-13 00:00:00周興陳凱彭慶民劉祖濤柴興雄和飛
黃金 2025年2期

摘要:云南某濕法煉鋅廠氧壓浸出煉鋅過程中,產生了大量含銀鋅硫渣。為有效回收鋅硫渣中的銀,系統地探究了硫脲法浸出回收銀的工藝參數。研究結果揭示,硫脲法浸出銀具有顯著的化學反應驅動力,硫脲在銀表面的結合能為83.9 kJ/mol;在液固比為8∶1、硫脲用量為10 g/L、浸出時間為2 h、浸出溫度為50 ℃、pH值為1.5、Fe3+濃度為0.3 mol/L的條件下,銀浸出率可達85.71 %。研究結果不僅為鋅硫渣中銀資源的高效回收提供了科學依據,同時也為硫脲法在濕法煉鋅工藝中的進一步應用提供了理論支撐,對于推動濕法煉鋅工藝中銀資源的綜合回收與利用具有重要意義,有望為企業創造更大的經濟效益。

關鍵詞:鋅硫渣;硫脲法;銀回收;浸出;工藝參數;濕法煉鋅

[中圖分類號:TF111.3 文章編號:1001-1277(2025)02-0099-05 文獻標志碼:A doi:10.11792/hj20250216 ]

引言

銀作為一種貴金屬,被廣泛應用于工業領域及日常生活中。在傳統領域,銀主要用于貨幣鑄造、銀器制作及珠寶首飾的加工;在現代工業中,銀作為基礎原材料,在感光材料和電子電氣行業扮演著重要角色。近年來,中國在銀深加工領域發展迅速,涵蓋了銀化合物、銀基釬料、銀基接觸材料及電子漿料等銀及其深加工產品的持續創新與市場推廣。基于此,銀的需求量呈現逐年增長趨勢[1-3]。

中國鋅資源儲量極為豐富。其中,鋅精礦所含的銀在濕法煉鋅過程中,經過焙燒和浸出后,幾乎完全富集于浸出渣內。該浸出渣中銀含量較高,其存在形態多樣,包括自然金屬、硫化物、硫酸鹽、氯化物、氧化物、硅酸鹽及銀鐵礬等多種形式[4-5]。實現浸出渣中銀的有效回收,不僅能夠防止資源的無謂損耗,為企業帶來經濟效益,同時也有助于鋅硫渣的綜合處理,降低其對環境的負面影響。當前鋅硫渣的綜合利用已成為研究的焦點,然而,鋅硫渣提取銀的過程中,面臨著諸多挑戰。傳統的回收技術,包括硫化-浮選法、火法富集法和氰化法,均具有效率低、成本高及環境污染等缺點。因此,研究一種高效、經濟且環境友好的銀回收技術顯得尤為關鍵。硫脲法因其工藝流程易于控制、設備配套簡便及對環境的友好性,展現出作為替代技術的巨大潛力[6-7]。

為探究硫脲法在鋅硫渣銀回收領域的應用潛力,本研究對硫脲法浸出回收銀進行了系統的試驗研究。研究結果旨在為鋅硫渣中銀的高效回收提供科學依據,并為該技術的進一步工業應用提供理論支撐。

1試驗部分

1.1試驗原料

試驗原料為云南某濕法煉鋅廠氧壓浸出煉鋅產生的鋅硫渣,其化學成分分析結果如表1所示。

由表1可知:該鋅硫渣S含量較高,根據氧壓浸出工藝特點,此鋅硫渣中的S應為單質硫。鋅硫渣中Ag品位較高,為999.48 g/t,具有較高的回收利用價值。另外,鋅硫渣中含Zn 16.34 %、含Cu 0.12 %、含Hg 0.17 %。

1.2浸出原理

硫脲是一種無色晶體,其在水中的溶解度為14.2 g(25 ℃),在乙醇中的溶解度為4 g(25 ℃),在乙醚中微溶。在弱氧化性條件下,銀能夠在含Fe3+的酸性硫脲溶液中溶解,形成可溶性陽離子絡合物。鋅硫渣中的銀主要以單質或銀的硫化礦形式存在,以TU代表硫脲,其化學反應方程式[8-9]如式(1)~(3)所示。式(1)、式(3)的吉布斯自由能變化(ΔG)分別為-90.8 kJ/mol、?149 kJ/mol,這表明反應具有較高的自發性。基于這些特性,可以實現銀與鋅硫渣中的其他組分分離。

Ag + 3TU + Fe3+[一二][Ag(TU)3]+ +Fe2+" " " " " " " (1)

Ag2S + 6TU + 2H+[一二]2[Ag(TU)3]+ +H2S" " " " " " (2)

Ag2S + 6TU + 2Fe3+[一二][2Ag(TU)3]+ +2Fe2++S" " " (3)

硫化銀在酸性含Fe3+硫脲溶液中的反應是一種典型的氧化還原反應, 其溶解過程分為2步,化學反應方程式如式(4)~(6)所示。

Ag2S + 2Fe3+→2Ag+ + S0 + 2Fe2+" " " " "(4)

4Fe2+ + O2 + 4H+→4Fe3+ + 2H2O" " " " " " " "(5)

Ag+ + 3TU→[Ag(TU)3]+" " " " " " " " "(6)

Ag2S的溶度積常數為6.3×10-50,而[Ag(TU)3]+ 的絡合常數為1013.1,因此,可以推斷,在沒有氧化劑Fe3+和酸存在的條件下,硫化銀難以氧化分解產生銀離子,與硫脲形成絡合物的過程亦難以實現。然而,當引入氧化劑Fe3+并在酸性條件下進行反應時,φ(Fe3+/Fe2+)=0.771 V,φ(S/Ag2S)=-0.036 2 V,根據電化學原理,此反應過程將變得極易進行,并伴隨單質硫的生成。同時,銀離子將與硫脲形成穩定的絡合物。

硫脲法提取銀的過程中,硫脲分子首先在銀表面發生吸附作用,吸附能的大小能夠明確反映浸出反應的驅動力,硫脲分子在Ag(001)面的吸附構型如圖1所示。由圖1可知:硫脲分子在Ag(001)面的吸附構型揭示了硫原子與銀原子之間的鍵合,形成了穩定的化學吸附狀態,而-NH2基團則與Ag(001)面保持一定的距離。通過第一性原理計算,吸附能為83.9 kJ/mol,結合浸出反應的吉布斯自由能分析,表明硫脲法提取銀的反應具有顯著的化學反應驅動力。

1.3試驗設備及流程

試驗在恒溫水浴鍋中進行,試驗設備如圖2所示。

稱取鋅硫渣20 g,利用研缽將其研磨至200目以下,隨后轉移至500 mL燒杯內,加入適量的硫脲和經過酸化處理的Fe2(SO4)3溶液,進行攪拌混合。本研究采用單因素試驗方法,系統探究了液固比、硫脲用量、浸出時間、浸出溫度、pH及Fe3+濃度等因素對銀浸出率的影響。銀浸出率計算公式如式(7)所示。

[η=M1-M2M1×100 %]" " " " " " " " " " " " " "(7)

式中:[η]為浸出率(%);[M1]為原料中銀總質量(g);[M2]為硫脲浸出過濾渣中銀總質量(g)。

2結果與討論

2.1液固比試驗

在硫脲用量為10 g/L,浸出溫度為50 ℃,pH值為1.5,Fe3+濃度為0.3 mol/L,浸出時間2 h條件下,研究液固比分別為4∶1、6∶1、8∶1、10∶1時銀的浸出效果,試驗結果如圖3所示。

由圖3可知:銀浸出率與液固比之間存在正相關關系,即液固比的增加會提升銀浸出效率。具體而言,液固比的提高能夠促進液固混合性能的改善,增強漿料內部的傳質效率,以及強化固液相的接觸效率[10-12]。當液固比達到8∶1時,銀浸出率可達85.75 %。若進一步將液固比提升至10∶1,浸出率僅微增至85.78 %,增長幅度有限。綜合考慮,最終確定液固比為8∶1。

2.2硫脲用量試驗

硫脲作為浸出銀過程中的關鍵試劑,能與銀離子形成穩定的絡合物,進而實現銀與雜質的有效分離[10-11]。在液固比為8∶1,浸出溫度為50 ℃,pH值為1.5,Fe3+濃度為0.3 mol/L,浸出時間為2 h條件下,探討了硫脲用量分別為1 g/L、5 g/L、10 g/L、25 g/L、50 g/L時銀的浸出效果,試驗結果如圖4所示。

由圖4可知:隨著硫脲用量的增加,銀浸出率呈上升趨勢,但增長幅度逐漸減小。當硫脲用量為10 g/L時,銀浸出率已達到85.54 %,說明在較低硫脲用量條件下,硫脲用量的變動對銀浸出率具有顯著影響;繼續增加硫脲用量,銀浸出率不再產生顯著變化。綜合考慮成本及硫脲與銀浸出率之間的關系,最終確定硫脲最佳用量為10 g/L。

值得注意的是,硫脲用量并不等同于其實際消耗量。硫脲的過度消耗可能由以下2個因素引起:首先,化學成分分析結果顯示,鋅硫渣含有銅離子,其中,[Cu(TU)4]2+ 的絡合常數為15.40,表明銅離子亦能與硫脲形成穩定的絡合物,導致硫脲的部分消耗;其次,在氧化條件下,硫脲易發生氧化反應,進而導致硫脲的進一步損失[13-15]。

2.3浸出時間試驗

在液固比為8∶1,硫脲用量為10 g/L,浸出溫度為50 ℃,pH值為1.5,Fe3+濃度為0.3 mol/L的條件下,研究了浸出時間為1 h、2 h、3 h、4 h時銀的浸出效果,試驗結果如圖5所示。

由圖5可知:隨著浸出時間的延長,銀浸出率先逐漸增加,后趨于穩定。當浸出時間為2 h時,銀浸出率達到了85.12 %;反應時間延長至3 h,銀浸出率僅提升至85.44 %,說明浸出反應在該階段已基本完成。

若繼續增加反應時間,從經濟效益角度考慮,將不再具有成本優勢。因此,浸出時間2 h為宜。

2.4浸出溫度試驗

在液固比為8∶1,硫脲用量為10 g/L,pH值為1.5,浸出時間為2 h,Fe3+濃度為0.3 mol/L條件下,浸出溫度控制在20 ℃、30 ℃、40 ℃、50 ℃、60 ℃,探索浸出溫度對銀浸出率的影響,試驗結果如圖6所示。

由圖6可知:隨著浸出溫度的提升,銀浸出率呈逐漸上升趨勢。當浸出溫度為20 ℃時,銀浸出率僅為58.59 %,表明在此條件下,銀的浸出反應速率較為緩慢;當浸出溫度為50 ℃~60 ℃,銀浸出率較高,尤其在50 ℃時,銀浸出率可達85.64 %。然而,隨著浸出溫度的進一步升高,銀浸出效率的增長趨勢逐漸減緩,當浸出溫度超過60 ℃時,部分硫脲會發生熱分解,這將對銀的浸出效率產生不利影響。基于試驗數據及理論分析,可以推斷,在高溫條件下銀浸出率增長幅度有限,這與化學反應的平衡狀態密切相關[16-17]。化學反應方程式如式(8)所示,化學反應平衡常數計算公式如式(9)所示。

Ag2S + 2Fe3+ + 6TU→2[Ag(TU)3]++2Fe2++S" "(8)

K =[CAg(TU)3+2CFe2+2CFe3+2CTU6]" " " " " " " " " " " (9)

鑒于該反應為吸熱反應,浸出溫度的提升將導致平衡常數K增大,從而促使反應向正向進行,表現為浸出率增加。然而,隨著浸出溫度進一步升高,當反應達到一定階段后,[Ag(TU)3]+ 的濃度變化趨于平緩,同時Fe3+濃度變化亦不顯著。因此,繼續提高浸出溫度對銀浸出率的提升作用有限。基于成本效益和工藝操作的考量,確定50 ℃為最優浸出溫度。

2.5pH試驗

銀的硫脲浸出必須在酸性條件下進行。在此過程中,硫酸不僅起到配位劑的作用,而且對硫脲的分解具有保護作用,因此它既是一種調節劑,也是一種保護酸。然而,硫脲在不同酸度介質中的穩定性存在差異。在液固比為8∶1,硫脲用量為10 g/L,浸出溫度為50 ℃,浸出時間為2 h,Fe3+濃度為0.3 mol/L條件下,研究了pH對銀浸出率的影響,試驗結果如圖7所示。

由圖7可知:在酸性條件下,當pH值低于1.5時,銀浸出率隨pH的升高而增加,并在pH值為1.5時達到峰值;當pH值超過1.5時,銀浸出率則隨pH的升高而降低。研究發現,硫脲在酸性環境中的穩定性隨酸度的增加而提高,但在pH值大于2時,硫脲傾向于發生水解反應,在pH值小于1的強酸性條件下,硫脲易被氧化分解為二硫甲脒。此外,溶液中Fe3+的活性與pH密切相關。當pH值大于2.7時,Fe3+傾向于水解形成Fe(OH)3沉淀;而在pH值小于2的條件下,Fe3+主要以游離態存在,此時其活性最高,氧化能力最強。因此,在浸出過程中,維持浸出液的pH值在1.5,可使銀浸出率達到最大值,為85.93 %。

2.6Fe3+ 濃度試驗

在硫脲浸出銀的過程中,必須確保反應環境具備氧化性,氧化性的強度與銀的浸出效率緊密相關。然而,試驗所用原料中缺乏足夠的氧化性成分。鑒于此,本研究選用Fe3+作為氧化劑,以構建試驗所需的氧化性環境。在液固比為8∶1,硫脲用量為10 g/L,pH值為1.5,浸出時間為2 h,浸出溫度為50 ℃條件下,研究了Fe3+ 濃度對銀浸出率的影響,試驗結果如圖8所示。

由圖8可知:銀浸出率與Fe3+濃度呈正相關,隨著Fe3+ 濃度的增加,銀浸出率逐漸提高。當Fe3+濃度達到0.3 mol/L時,銀浸出率達到峰值,為85.67 %;繼續增加Fe3+ 濃度,銀浸出率呈下降趨勢。出現這一現象的主要原因為Fe3+ 濃度的提升使溶液氧化性增強,進而導致部分硫脲被氧化并消耗,減少了浸出液中硫脲的有效濃度,從而降低了銀浸出率。最終確定Fe3+ 濃度為0.3 mol/L。

2.7驗證試驗

在上述條件試驗基礎上,開展了4次平行試驗以驗證研究結果的有效性,試驗結果如表2所示。

由表2可知:4次平行試驗中,銀浸出率具有較高的一致性,誤差相對較低,驗證了在最佳條件下,從鋅硫渣中回收銀的可行性,平均銀浸出率為85.71 %。

3結論

硫脲法回收銀具有浸出速率快、經濟成本低、高效率及環境友好等顯著優勢。本研究針對硫脲法回收鋅硫渣中銀進行了深入分析,研究結果如下:

1)理論分析揭示了硫脲法浸出銀過程中的驅動力較強,硫脲與銀表面的結合能為83.9 kJ/mol。條件試驗結果表明,在液固比為8∶1、硫脲用量為10 g/L、浸出時間為2 h、浸出溫度為50 ℃、pH值為1.5、Fe3+濃度為0.3 mol/L的條件下,平均銀浸出率可達到85.71 %。

2)鋅硫渣中存在大量單質硫,其在浸出過程中會對銀產生包裹效應,導致硫脲浸出銀的效率降低。此外,銅離子亦能與硫脲形成穩定的絡合物,進一步影響浸出效率。因此,在進行工業規模試驗時,建議預先去除大部分硫單質和銅離子。

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Study on process parameters for silver recovery from zinc-sulfur"residue via thiourea leaching

Zhou Xing1, Chen Kai1, Peng Qingmin1, Liu Zutao1, Chai Xingxiong1, He Fei2

(1. Yunnan Dianjin Investment Co., Ltd., Yunnan Gold Mining Group Co., Ltd.;

2. School of Metallurgical and Energy Engineering, Kunming University of Science and Technology)

Abstract:During the oxygen pressure leaching process for zinc refining in a hydrometallurgical zinc?refining plant in Yunnan, large quantities of silver?bearing zinc-sulfur residue are produced. To effectively recover silver from this residue, the process parameters of silver recovery via thiourea leaching were systematically investigated. The results revealed that thiourea leaching has a significant chemical reaction driving force, with a binding energy of 83.9 kJ/mol on the silver surface. Under optimal conditions of a liquid?solid ratio of 8∶1, thiourea dosage of 10 g/L, leaching time of 2 h, leaching temperature of 50 °C, pH value of 1.5, and Fe3+ concentration of 0.3 mol/L, a silver leaching rate of 85.71 % was achieved. The study provides a scientific basis for efficient silver recovery from zinc-sulfur residue and theoretical support for the further application of the thiourea method in hydrometallurgical zinc?refining processes. This approach contributes to the comprehensive recovery and utilization of silver resources in hydrometallurgical zinc production and has the potential to generate significant economic benefits for enterprises.

Keywords:zinc-sulfur residue; thiourea method; silver recovery; leaching; process parameters; hydrometallurgical zinc refining

作者簡介:周興(1989—),男,高級工程師,從事貴金屬技術研究與生產管理工作;E?mail:386168021@qq.com

*通信作者:和飛(1992—),男,特聘副教授,博士,研究方向為復雜有色金屬資源綜合利用;E?mail:feihe@kust.edu.cn

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