高铅高砷硫化锑矿的处理方法技术

高铅高砷硫化锑矿的处理方法，包括用含硫酸根的氯化剂浸出，用可溶性钡盐深度除铅和蒸馏除砷等分离过程，使锑－铅、锑－砷逐级分离。锑－铅、锑－砷的分离系数分别达到１０４４、１２００以上。含锑溶液用碱液或碱性氧化物中和水解，以进一步分离和富集其中的锌、铋、铜、锡等，并制取高纯氯氧锑。本方法适用于含铅≤４０％，含砷≤２０％的硫化锑矿及复杂硫化锑矿的处理。（*该技术在2008年保护过期，可自由使用*）

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种湿法处理硫化锑矿的冶金过程，它通过氯化浸出、溶液分离、水解净化等步骤，逐步分离出铅、砷、及可能含有的其它金属。高铅(Pb＞0.2)、高砷(As＞0.2)的硫化锑矿，包括高铅硫化锑矿，高砷硫化锑矿，高铅高砷硫化锑矿，以及其中还含有银、铁、锌、铋、铜、锡等金属的复杂硫化锑矿，目前尚未有成熟的工业处理方法。其原因在于锑-铅分离、锑-砷分离问题一直未得到解决。湿法处理方面，西德专利(Ger.offen，De.30041631(cl COIG30/00))介绍的方法是用氯气和盐酸浸出高铅锑矿，然后除铅，制成金属锑或锑白，但是除铅过程中需将含锑溶液蒸发浓缩或全部蒸馏出来，能耗大，设备要求高，费用大。“湿法炼锑新工艺研究”(《中国金属学会重有色冶金学术委员会会议论文集》第三卷82～84页，1981年11月)介绍了FeCl3浸出-隔膜电积锑处理含砷锑矿的方法，但该方法只适用于绝大部分砷以毒砂形态存在的锑矿。本专利技术的目的，是提供一种从这类矿物中分离金属，特别是分离锑、砷、铅的方法，并从中提取锑品、富集其它有价元素。本专利技术的解决方案是用含硫酸根(SO2-4)和五价锑(Sb5+)的氯化剂浸出矿物原料，铅以沉淀物留在浸出渣中，锑及部分砷进入浸出液;浸出液用可溶性钡盐深度除铅;加热溶液到AsCl3的沸点温度以上，使砷蒸馏而被分离。含锑溶液用碱或碱性氧化物进行中和水解，使其它金属进入水解母液而分离，提高锑品纯度。有关过程和条件详述如下一.氯化-浸出本过程是在以氯化物形态浸出有价金属的同时，使铅呈固体沉淀物与浸出液基本分离，其反应过程为只要SO2-4足够多，进入浸出液中的可溶性铅含量会很低。氯化剂组成盐酸2～4N硫酸根1～2NSb5+为理论量的1.05～1.30倍(当矿物原料中存在Fe3+，Cu2+等高价金属离子时，可利用这些高价金属离子代替一部分五价锑。)浸出液固比2∶1～5∶1，料浆温度60～90℃，浸出至有关反应充分完成，通常需要2～4小时，经分离后的浸渣用含盐酸2～4N、硫酸根1～2N的洗酸充分洗涤(用量为氯化剂用量的20～40%，分3～5批量洗涤)，再用水洗净。连续生产中，取出20～40%的浸出液纳入下步处理，其余浸出液与酸洗液合并返回，经氯气再生后作为下一循环的氯化剂，此时的洗酸酸度与氯化剂的酸度应相同。二.还原与深度除铅浸出液中含有过剩的Sb5+及其它高价金属离子，需还原成低价离子，加入2～5倍理论量的锑粉进行还原。同时加入可溶性钡盐如BaCl2、Ba(OH)2等，使溶液中的铅与生成的BaSO4形成共沉淀而除去。反应式为钡盐用量(摩尔比)为Ba∶Pb＝3～10∶1。本过程可在5～50℃的温度下进行，时间需2～8小时。三.深度除砷对溶液中含有的砷(AsCl3)，是在溶液经深度除铅后，用连续分馏法脱除。在溶液有足够的酸度和温度时，有下述反应酸度控制在3～10N，蒸馏温度适宜的控制范围是馏出液出口温度95～120℃，残液出口温度130～150℃。分馏塔级数视含砷量多少而定，可采用单级或多级，一般用到5～12级。浸出及脱铅过程中，锑-铅，锑-砷分离因数分别可达到αSb-Pb＝1044～7801、αSb-As＝1200～51737。经深度除铅，除砷后可达到Pb/Sb＝0.2～0.0377%，As/Sb＝0.0121～0.0302%。浸出渣加入氯化钙溶液浸铅，分离出硫磺渣和浸铅液，前者可按常规方法回收硫，后者用Ca(OH)2沉铅，得到3Pb(OH)2·PbCl2。当用上述过程处理复杂硫化锑矿时，锌、铋、铜、锡等金属呈氯化物形态进入含锑溶液，而银、黄铁矿等留在浸渣中。对于经上述还原，并除铅、除砷的含锑溶液，本专利技术的进一步方案是通过下述过程制取氯氧锑和富集有价元素。其方法是向含锑溶液中加入碱液或固体碱性氧化物，例如NaOH，Na2CO3，NH4OH，CaO，ZnO等，最好是氨水进行中和水解。碱液加入量依碱液浓度，还原液锑浓度，氯根总浓度及其它金属浓度而定。碱液浓度为4～8N时，碱液加入量为还原液的0.5～2倍。水解温度40～65℃，水解至脱水后再搅动20～120分钟，经洗涤处理即得到高纯度的氯氧锑。含锑溶液中的锌、铋、铜、锡等进入水解液被分离。本专利技术采用逐级分离过程，实现了铅-锑，砷-锑的彻底分离，并可分离和富集其它伴生元素，达到了从高铅、高砷硫化锑矿中提取有价金属的目的。可适用于含铅≤40%，含砷≤20%的硫化锑矿，以及还含有其它伴生元素的复杂硫化锑矿的处理。本专利技术的另一个优点是，中和水解过程可大大节省用水量及废水排放量(二者均为冲稀水解的1/3～1/9)，扩大设备生产能力(为冲稀水解的3～9倍)。附图为本专利技术的原则流程图。实施例1.高铅低砷硫化锑矿矿物成份(%)Sb46.30Pb1.90As0.07Fe2.82Zn0.67S22.11Ag65g/T氯化剂组成盐酸4N 硫酸钠1.8N Sb5+171.53g/l浸出时间2小时溶液温度85℃浸出液返回量64.4%洗酸组成盐酸4N硫酸钠1.8N洗酸用量为氯化剂用量的35.6%BaCl2用量4g/l还原液氨水浓度5N用量为还原液的1.363倍锑的平均浸出率为99.63%;浸渣含硫40.93%;硫和铅的入渣率分别为94.57%和67.74%。深度除铅后(省去蒸馏除砷)，经过中和水解，再制成锑白，其成份(%)为Sb2O399.84，Pb0.0085，As0.021;白度88～90.8，达到国标零级锑白标准。实施例2.高铅高砷复杂硫化锑矿矿物成份(%)Sb14.22Pb24.18As1.18Zn10.98Ag0.19Sn0.58Fe12.41Bi0.62Cu0.45S22.96C3.33Mn0.14CaO 0.40 SiO24.80氯化剂组成盐酸3N硫酸1.8NSb5+122.5g/l Fe3+48.16g/l浸出时间4小时溶液温度85℃浸出液返回量75.5%洗酸组成盐酸3N硫酸1.8N洗酸用量为氯化剂用量的24.5%BaCl2用量4.5g/l还原液蒸馏除砷级数5级氨水浓度5N用量为还原液的1倍锑、锌、铋、铜、锡的浸出率分别为(%)Sb98.84Zn94.66Bi95.19Cu75.95Sn55.31铅、银、硫、铁、砷的入渣率分别为(%)Pb97.15Ag80.74S94.91Fe45.01As64.67浸渣成分(%)Sb0.6025Pb31.485Zn0.785Ag0.2056Fe7.4875Bi0.04Cu0.145Sn0.3475As1.0225S29.21 Cl-11.28浸出液成分(g/l)Sb140.16Pb0.857Zn82.57Ag0.197Fe42.45Bi6.773Cu2.63Sn3.53As2.10S34.67 Cl-345.77这种溶液经还原、深度除铅、除砷后，再经中和水解，将锌、铋、铜、锡等有价金属富集于水解液，锑制成氯氧锑，然后制成锑白，产出的锑白成分为Sb2O399.51～99.52;As0.047;Pb0.003～0.013;Cu0.004～0.007;Bi＜0.001;Sn＜0.001;Mn＜0.005，达到国标零级锑白要求。权利要求1.，本专利技术的特征在于下述步骤与条件(a)用含盐酸2～4N、硫酸根1～2N、5b5+1.0本文档来自技高网...

【技术保护点】
高铅高砷硫化锑矿的处理方法，本专利技术的特征在于下述步骤与条件：（ａ）用含盐酸２～４Ｎ、硫酸根１～２Ｎ、５ｂ↑［５＋］１．０５～１．３０倍理论量的氯化剂浸出，控制温度６０～９０℃，液固比２～５∶１；（ｂ）浸出渣用含盐酸２～４Ｎ、硫酸根１ ～２Ｎ的洗酸充分酸洗，洗酸用量为氯化剂用量的２０～４０％，再用水充分水洗，酸洗液与６０～８０％的浸出液合并返回再生氯化剂；（ｃ）对其余浸出液中的高价金属离子进行还原的同时，加入Ｂａ∶Ｐｂ＝３～１０∶１（摩尔比）的可溶性钡盐除铅；（ｄ ）对进入上述溶液中的砷，经蒸馏除去，得到低铅低砷的含锑溶液，控制酸度为３～１０Ｎ，馏出液出口温度９５～１２０℃，残液出口温度１３０～１５０℃。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：唐谟堂，鲁君乐，汪键，赵天从，晏德生，贺青蒲，吴铁辉，袁延胜，
申请(专利权)人：中南工业大学，
类型：发明
国别省市：43[中国|湖南]