CN106756027A - 一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法。本发明在金锑矿的熔炼配料过程中用含金黄铁矿烧渣替代原熔剂铁精矿，一起协同熔炼，同时加入一定量的碳酸钠以降低熔渣的熔点和改善熔体流动性，有效降低熔炼温度从而使烧渣和锑精矿中的有价金属金、银等更多地富集于粗金属锑中，减少锑氧化挥发。本发明的突出优势一是一步熔炼使锑较多地生成金属锑，改变传统工艺中锑在粗金属、烟尘和锑铁锍中的分散问题；二是综合利用了难处理固废黄铁矿烧渣，取代铁精矿，减少原生资源消耗和协同处理工业固废；最后富集回收了精矿和烧渣中的有价金属金、银，降低能耗，起到了综合回收、低碳清洁、生产过程集中化的协同熔炼效果。

Description

一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法

技术领域

本发明涉及有色金属冶金技术领域，更具体地，涉及一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法。

背景技术

从锑金矿中提取金属锑和金的冶炼以“鼓风炉挥发（熔炼）-还原熔炼-贵锑灰吹”为当前的主体工艺。该工艺将锑金矿与石灰及水压块后，加入铁精矿和焦炭等在鼓风炉中进行挥发熔炼，主要产出锑氧粉、锑铁锍和高金贵锑，而金在三者中都有分布。锑氧粉和贵锑依次送反射炉炼锑和烟化炉吹炼，最后通过氯化工艺或电解工艺回收金，该工艺主要缺点是熔炼过程中金分散、熔炼流程长、试剂消耗大。

另外，我国硫酸工业中每年会产出上千万吨的黄铁矿烧渣，其主要成分为氧化铁，同时还含有金、银、镍、钴等有价金属，其中金银的含量约为1～50 g/t和5～100g/t，目前无经济有效的处理方法，堆存量大。国内外研究者针对如何高效利用其中的铁资源、并回收有价金属展开了大量研究。其中回收铁主要方法有化学选矿、化学浸出、高温还原等，针对金银的回收有氰化法、氯化法、堆浸、细菌浸出等方法，这些方法用于处理这种低价值的烧渣在成本上没有任何竟争优势。因此我们需要寻找经济可行的协同处置和回收方法，使其能在其他物料或精矿的熔炼过程或提取过程中搭配处理和回收，从而减量单一烧渣的处理成本，起到固废资源化处置和利用的目的。

发明内容

本发明要解决的技术问题是针对现行黄铁矿烧渣产出量大、综合利用困难、处理成本高，以及锑金矿熔炼过程中金易分散导致回收流程长等问题，提出了一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法。

本发明的目的通过以下技术方案予以实现：

提供了一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼从而富集和回收有价金属的方法，包括以下步骤：

S1. 配料：按比例称取一定量的锑金矿和熔剂，所有物料混合均匀；

S2. 熔炼：将步骤S1所得的配料放入电炉，加入还原剂，在还原气氛条件下，进行还原熔炼。主要发生还原反应、固硫反应和造渣反应，炉料熔化并与金属相分离，冷却后得到富金贵锑、锑铁锍、炉渣、锑氧粉，排出烟气，烟气经收尘后得锑氧粉和废气；

其中，步骤S1所述的熔剂为黄铁矿烧渣、石灰石和碳酸钠的混合物。

优选地，所述熔剂中所加的黄铁矿烧渣的量为锑金矿质量的10～30%。

进一步优选地，所述熔剂中所加的黄铁矿烧渣的量为锑金矿质量的15%-25%。

优选地，所述黄铁矿烧渣中铁的含量为40～70%，有价金属金、银的含量大于10g/t。

优选地，所述石灰石的加入量为锑金矿质量的2~10%。

进一步优选地，所述石灰石的加入量为锑金矿质量的5%-10%。

优选地，所述碳酸钠的加入量为锑金矿质量的2~20%。

进一步优选地，所述碳酸钠的加入量为锑金矿质量的10-20%。

本发明创造性地把锑金矿和含金黄铁矿烧渣放在一起进行协同熔炼。采用黄铁矿烧渣的氧化铁作为熔剂，设计合理的还原反应和造渣反应，实现难处理的固废黄铁矿烧渣取代铁精矿，减少原生资源消耗和协同处理利用工业固废；本发明的熔剂中还包括石灰石，在合理配入的黄铁矿烧渣、石灰石和碳酸钠混合熔剂作用下，发生良好的造渣反应，并形成熔化性质和流动性好的熔炼渣。基于本发明方法可以经济有效地富集回收黄铁矿烧渣中的有价金属金、银，并降低锑熔炼温度，起到了综合回收、低碳清洁、生产过程集中化的金锑矿熔炼。

本发明科学设计生产过程，第一步用赋含金银的固废黄铁矿烧渣取代现行炼锑工艺时所用的铁精矿作为熔剂，黄铁矿烧渣为硫酸厂所产烧渣，有回收富集的价值。同时还加入石灰石、碳酸钠等熔剂进行配料，所有熔剂的加入量经过配料计算而得。第二步通过加入还原剂进行还原熔炼，在熔炼过程中黄铁矿烧渣中的氧化铁被还原成FeO，与其他熔剂一起造SiO₂-FeO-Na₂O-CaO渣，同时使黄铁矿烧渣中被包裹的金银释放；锑精矿中的硫化物被氧化、分解，其中的金与黄铁矿烧渣中的金、银一道被氧化还原产生的金属锑液所富集，可直接利用现行工艺的吹炼-电解-氯化工艺进行并轨处理，其他副产品通过用冶炼厂现行常规工艺处理。

优选地，步骤S2所述还原剂的加入量为锑金矿量的10～30%。

进一步优选地，所述还原剂采用焦粉。

优选地，步骤S2所述挥发熔炼的温度为900～1300℃，进一步优选1000～1200℃；反应时间为1.0～4.0h。

在步骤S2中，本发明主要发生以下反应：

C+O₂=CO₂(g) （1）

C+CO₂(g)=2CO(g) （2）

Sb₂S₃+4.5O₂=Sb₂O₃+3SO₂ （3）

Sb₂O₄+CO(g)=Sb₂O₃+CO₂(g) （4）

Sb₂O₃+3CO(g)=2Sb+3CO₂(g) （5）

2Sb₂O₃+Sb₂S₃=6Sb+3SO₂(g) （6）

Sb₂S₃+1.5Fe₂O₃+4.5C=2Sb+3FeS+4.5CO(g) （7）

xFeS+ySb₂S₃= xFeS•ySb₂S₃ （8）

4FeAsS=4FeS+As₄ （9）

FeS+1.5O₂=FeO+SO₂ （10）

Fe₂O₃+CO(g)=2FeO+CO₂(g) （11）

Fe₃O₄+CO(g)=3FeO+CO₂(g) （12）

CaCO₃=CaO+CO₂(g) （13）

xFeO+ySiO₂+zCaO=xFeO•ySiO₂•zCaO （14）

xCaO+SiO₂=xCaO•SiO₂ （15）

2FeO+SiO₂=2FeO•SiO₂ （16）

步骤S2的熔炼产物包括富金贵锑、锑铁锍、炉渣和锑氧粉，其中主要产物为贵锑和炉渣，锑铁锍和锑氧的量少。本发明熔炼温度较传统工艺降低了200℃左右，金属锑和金的挥发量大大降低。金在900℃和1000℃的蒸汽压只有9.30×10^-6Pa和1.67×10^-4Pa，锑的蒸汽压也从1200℃时的7506 Pa降低到了900℃时的671 Pa。大部分金被金属锑所捕集形成贵锑，同时原黄铁矿烧渣中的金银也被一起富集，便于集中回收，可直接用现行工艺的吹炼-电解-氯化工艺进行并轨处理。而锑氧粉的产出量及其中的金含量都大幅降低，可直接送还原熔炼车间。。其他副产品通过用冶炼厂现行常规工艺处理，锑铁锍返回熔炼配料，烟气经尾气系统处理后排放，弃渣可外售水泥厂。因此新方法与现行工艺的结合度高，无需新建任何设备，可直接在目前锑冶炼厂的基础上，通过改变配料、调整工艺参数实现新方法的工业生产。

本发明技术方案尤其适用于锑金精矿。

相对现有技术，本发明的有益效果在于：（1）在锑金矿的配料过程中用黄铁矿烧渣取代原熔剂铁精矿，黄铁矿烧渣作为熔剂取代铁精矿，减少原生资源消耗；（2）同时加入一定量的碳酸钠有效降低熔渣的熔点和改善熔体流动性，通过降低熔炼温度从而使烧渣和锑精矿中的有价金属金、银等更多地富集于粗金属锑中，减少锑氧化的挥发，实现含金黄铁矿烧渣的协同处置和有价金属综合回收；（3）优化了锑的冶炼工艺，最大限度地直接产出金属锑、缩短流程、降低熔炼温度。本发明方法操作简单、成本低，实现了有价金属的综合回收利用和固废资源化，并可于现行工艺并轨，易于开展工业生产。

附图说明

附图1本发明方法工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例进一步说明本发明。下述实施例仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的原材料和设备为本领域常规使用的原材料和设备。

实施例1

工艺流程图如附图1所示。作为本实施例试验原料的含金锑精矿的主要成分为（wt.%）：Sb 37.21、Fe 13.27、S 30.60、Cu 0.085、Pb 0.18、Bi 0.026、As 0.034、SiO₂ 7.14、Al₂O₃2.26、CaO 0.079、Au 56.6g/t；黄铁矿烧渣的成分（wt.% ）为： TFe 53.54、Cu 0.24、Zn0.17、Pb 0.08、MgO 0.49、CaO 1.82、SiO₂ 10.41、Al₂O₃ 2.56、S 0.52、Au 5.08g/t、Ag36.47g/t；还原剂焦粉的化学组分(wt. %)为：C 84.56、S 2.79、SiO₂ 5.17、CaO 1.03、Al₂O₃3.94、MgO 0.42；石灰石的化学组分(wt. %)为： SiO₂ 1.20、CaO 53.07、Al₂O₃ 0.94、MgO1.42。

S1.分别称取上述成分的锑金矿200g、黄铁矿烧渣60g、焦粉40g、碳酸钠10g，石灰石20g，所有物料混合均匀后装入刚玉坩埚中。

S2.将物料放入电炉中于1100℃下挥发熔炼2.0h。冷却后分离产物分别得到粗锑62.18g、锑铁锍3.50g、炉渣185.30g，收集到烟尘4.56g。化学分析以上产物中锑的含量分别为95.61%、43.26%、1.30%和73.22%，占原料中锑总量的百分比分别为87.88%、2.03%、2.71%和7.64%，锑以金属态产物为主，粗锑中金和银含量分别为174g/t和37.01g/t，计算得金、银的直收率分别为94.24%和90.17%。

实施例2

试验原料、试剂和步骤同实施例1。

S1.分别称取上述成分的锑金矿200g、黄铁矿烧渣40g、焦粉20g、碳酸钠40g，石灰石10g。

S2.所有物料混合均匀后装入刚玉坩埚中，放入电炉中于900℃下挥发熔炼4.0h。

冷却后分离产物分别得到粗锑66.83g、锑铁锍4.55g、炉渣169.02g，收集到烟尘2.17g。化学分析以上产物中锑的含量分别为97.40%、46.02%、2.01%和72.33%，占原料中锑总量的百分比分别为92.03%、1.86%、3.01%和3.15%。粗锑中金和银的含量分别为168g/t和32.20g/t，计算得金、银的直收率分别为89.06%和84.33%。

实施例3

试验原料、试剂和步骤同实施例1。

S1.分别称取上述成分的锑金矿1000g、黄铁矿烧渣300g、焦粉300g、碳酸钠20g，石灰石65g。

S2.所有物料混合均匀后装入刚玉坩埚中，放入电炉中于1200℃下挥发熔炼1.0h。

冷却后分离产物分别得到粗锑338.01g、锑铁锍20.71g、炉渣1005.65g，收集到烟尘20.49g。化学分析以上产物中锑的含量分别为93.01%、42.19%、1.52%和72.07%，占原料中锑总量的百分比分别为92.72%、1.66%、2.33%和5.09%。粗锑中金和银的含量分别为183g/t和40.17g/t，计算得金、银的直收率分别为97.80%和98.55%。

实施例4

试验原料、试剂和步骤同实施例1。

S1.分别称取上述成分的锑金矿1000g、黄铁矿烧渣100g、焦粉100g、碳酸钠180g，石灰石40g。

S2.所有物料混合均匀后装入刚玉坩埚中，放入电炉中于1000℃下挥发熔炼3.0h。

冷却后分离产物分别得到粗锑318.31g、锑铁锍17.63g、炉渣998.95g，收集到烟尘19.64g。化学分析以上产物中锑的含量分别为93.56%、41.38%、2.02%和71.07%，占原料中锑总量的百分比分别为92.72%、1.66%、2.53%和4.89%。粗锑中金和银的含量分别为180g/t和41.01g/t，计算得金、银的直收率分别为96.70%和97.45%。

实施例5

试验原料、试剂和步骤同实施例1。

S1.分别称取上述成分的锑金矿1000g、黄铁矿烧渣200g、焦粉200g、碳酸钠120g，石灰石20g。

S2.所有物料混合均匀后装入刚玉坩埚中，放入电炉中于1100℃下挥发熔炼2.0h。

冷却后分离产物分别得到粗锑362.17g、锑铁锍18.43g、炉渣1037.74g，收集到烟尘20.56g。化学分析以上产物中锑的含量分别为94.37%、43.20%、1.39%和74.02%，占原料中锑总量的百分比分别为91.88%、2.14%、3.88%和4.01%。粗锑中金和银的含量分别为176g/t和35.11g/t，计算得金、银的直收率分别为94.08%和96.92%。

Claims (8)

1.一种锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1. 配料：将锑金矿和一定量的熔剂混合均匀，得到配料；

S2. 熔炼：将步骤S1所得的配料置入电炉中，加入还原剂，在还原气氛条件下进行低温熔炼，发生还原反应、固硫反应和造渣反应，熔融分离，冷却后得到富金贵锑、锑铁锍和炉渣，放出烟气，烟气经收尘后得锑氧粉和废气；

其中，步骤S1所述的熔剂为黄铁矿烧渣、石灰石和碳酸钠的混合物。

2.根据权利要求1所述锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，所述熔剂中所加黄铁矿烧渣的量为锑金矿质量的10～30%。

3.根据权利要求1或2所述的锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，所述黄铁矿烧渣中铁的含量为40～70%，有价金属金、银的含量大于10g/t。

4.根据权利要求1所述的锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，所述石灰石的加入量为锑金矿质量的2~10%。

5.根据权利要求1所述的锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，所述碳酸钠的加入量为锑金矿质量的2~20%。

6.根据权利要求1所述的锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，步骤S2所述还原剂的加入量为锑金矿量的10～30%。

7.根据权利要求1所述的锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，步骤S2所述还原剂为焦粉。

8.根据权利要求1所述的锑金矿和含金黄铁矿烧渣协同熔炼富集有价金属的方法，其特征在于，步骤S2所述低温熔炼的温度为900～1200℃，进一步优选1000～1100℃；反应时间为1.0～4.0h。