CN101818266B

CN101818266B - 一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法

Info

Publication number: CN101818266B
Application number: CN2009102267139A
Authority: CN
Inventors: 刘一宁; 唐爱勇; 陈雪云; 林文军
Original assignee: Zhuzhou Smelter Group Co Ltd
Current assignee: Zhuzhou Smelter Group Co Ltd
Priority date: 2009-12-23
Filing date: 2009-12-23
Publication date: 2012-03-07
Anticipated expiration: 2029-12-23
Also published as: CN101818266A

Abstract

本发明涉及一种从氯氧化锑渣中回收锑的方法。包括烘炉、还原熔炼、粗锑精炼、铸型步骤。其特征在于：还原熔炼步骤是将氯氧化锑渣、纯碱、石灰、固体炭按一定比例配料，分批加入反射炉，升温至1100～1200℃，每批次熔炼时间为8～12小时，炉内压力保持负压20～50Pa。粗锑精炼步骤包含加磷酸二氢铵除铅、加硫除铜铁和碱性精炼三步骤，即按常规方法加磷酸二氢铵除进行除铅，然后根据铜、铁的含量，加入硫化锑或硫化钠进行除铜和铁，最后加入纯碱、通入压缩空气除砷，并除去铜、铁、硫等。本发明与现有技术相比，工艺流程短，成本相对较低，锑的回收率达94％以上。

Description

一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法

技术领域

本发明涉及一种金属锑的生产方法，特别涉及一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法。

背景技术

锑是有色金属，一般情况下，它可在铅锌冶炼过程中副产得到，铅冶炼过程中所得的铅阳极泥含锑为30～40％。以铅阳极泥为原料生产金属锑的方法可分为火法和湿法两大类，从铅阳极泥中采用湿法工艺回收锑的生产步骤主要为浸出→沉锑→中和→洗涤→干燥→锑白产品，即铅阳极泥经湿法浸出，浸出液经沉锑步骤得到含锑60～70％氯氧化锑渣。目前，对氯氧化锑渣主要处理方法是采用氨水做中和剂，在中和的同时加入适量的配合剂及转型剂，然后经多次洗涤，最后经干燥得到锑白产品。由于铅阳极泥也含有较高的砷、铋、铜等，这些物质在浸出时随锑一起进入溶液中，在锑沉淀的过程中不可避免地有少量的铋、铜、铅、砷夹带在氯氧化锑渣中，这些应作为有价金属回收的物质在此过程中成为影响金属锑或锑白产品纯度的杂质，使锑成品的质量难以达标。采用火法工艺，是将氯氧化锑渣直接进炉还原熔炼，但氯氧化锑渣在还原熔炼过程中产生大量的氯气，对设备造成严重的腐蚀，影响设备寿命，必需频繁更换设备，增加设备成本，影响操作人员的安全和健康，存在安全隐患。因此，现有技术所采用湿法中和回收锑的方法存在工艺复杂、产品杂质含量高的缺陷，火法熔炼法成本高且存在不安全因素，如何有效地从氯氧化锑渣中回收锑，得到符合标准的金属锑或锑白产品是有待进一步解决的问题。

发明内容

本发明的目的在于提供一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，它能解决现有技术所存在的工艺复杂、产品杂质含量高、生产成本高、存在安全隐患的问题，并具有工艺简单、设备成本低的优点。

本发明的技术方案是：

一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，它采用还原熔炼法，其特征在于：它包括烘炉、还原熔炼、粗锑精炼、铸型步骤，所述的还原熔炼是将氯氧化锑渣、固体燃料、纯碱和石灰混合，经熔炼得到液态粗锑。

作为对本发明的进一步改进，所述的粗锑精炼步骤包含依次对液态粗锑进行的除铅、除铜铁、碱性精炼步骤，得到液态精锑，所述的除铅步骤按常规熔炼方法进行并向液态粗锑中加入磷酸二氢铵，所述的除铜铁步骤按常规熔炼方法进行并向液态粗锑中加入硫化锑或硫化钠，所述的碱洗精炼步骤是按常规熔炼方法进行并向液态粗锑中加入纯碱。

作为对本发明的进一步改进，所述的固体燃料为固体炭，所述的还原熔炼步骤是将氯氧化锑渣、纯碱、石灰、固体炭按氯氧化锑渣∶纯碱∶石灰∶固体炭重量比为100∶13.8∶2.0∶7.3～100∶20.4∶5.0∶8.1的比例进行混合配制成混合料，然后将混合料分批加入熔炼设备中，升温至1100～1200℃，熔炼时间为8～12小时，熔炼设备内压力为负压20～60Pa，得到液态粗锑。

作为对本发明的进一步改进，所述的还原熔炼步骤中的氯氧化锑渣、纯碱、石灰、固体燃料分别满足如下条件：氯氧化锑渣中的水分质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；固体燃料中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。

作为对本发明的进一步改进，所述的烘炉步骤是先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用固体炭做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。

作为对本发明的进一步改进，所述的还原熔炼步骤加入的固体炭可以为焦炭和无烟煤中的任一种或两种的组合；所述的烘炉步骤加入的固体炭可以为焦煤、褐煤、贫煤和烟煤中的任一种。

作为对本发明的进一步改进，所述的除铜铁步骤是向液态粗锑中加入硫化锑，所述的硫化锑的加入量按液态粗锑中所含铁的重量计算，即硫化锑的重量为粗锑中所含铁重量的1.4～2.5倍，所述的除铜铁步骤的温度为820～900℃，所述的硫化锑加入液态粗锑后采用压缩空气搅拌液态粗锑，每加9～15kg硫化锑鼓风搅拌2～8分钟。

作为对本发明的进一步改进，所述的除铜铁步骤是向液态粗锑中加入硫化钠，所述的硫化钠的加入量按液态粗锑中所含铁的重量计算，即硫化钠的重量为粗锑中所含铁重量的1.4～2.5倍，所述的除铜铁步骤的温度为820～900℃，所述的硫化钠加入液态粗锑后采用压缩空气搅拌液态粗锑，每加9～15kg硫化钠鼓风搅拌2～8分钟。

作为对本发明的进一步改进，所述的碱性精炼步骤中向液态粗锑加入的纯碱重量按每吨液态粗锑加60～100kg纯碱计算，所述的纯碱分批加入，加纯碱的同时用压缩空气鼓风搅拌液态粗锑，每加8～15kg纯碱鼓风搅拌3～8分钟，将炉温控制在850～900℃，当产生的砷碱渣呈鱼鳞片状时，将锑液表面的砷碱渣捞出。

作为对本发明的进一步改进，所述的铸型步骤中控制炉内液态精锑温度为900～950℃，控制流入模具的液态精锑温度为750～800℃，得到锑锭。

本发明还原熔炼步骤的反应原理为：

Sb₄O₅Cl₂+Na₂CO₃＝2Sb₂O₃+2NaCl+CO₂

Sb₄O₅Cl₂+CaO＝2Sb₂O₃+CaCl₂

Sb₂O₃+3CO＝2Sb+3CO₂

2Sb₂O₃+3C＝4Sb+3CO₂

As₄O₅Cl₂+Na₂CO₃＝2As₂O₃+2NaCl+CO₂

As₂O₃+O₂＝As₂O₅

As₂O₅+Na₂CO₃＝2NaAsO₃+CO₂

本发明的有益效果在于：

本发明在还原熔炼步骤将氯氧化锑渣与纯碱、石灰一同配制成混合料加入入熔炼炉中进行还原熔炼，使氯氧化锑渣中所含的氯不需要以气体形式产出，而直接成为氯化钠和氯化钙渣得以固化，从根本上解决了氯气对设备的腐蚀、对操作工人的安全健康损害问题，可采用反射炉等常规熔炼设备生产，大大降低了对生产工艺设备的要求。解决了现有技术中所存在的环境污染问题，本发明可直接还原熔炼得到粗锑，再按常规方法精炼除杂，粗锑再经精炼即加磷酸二氢铵除铅、加硫除铜铁和碱性精炼得到精锑，精锑经铸型，得到符合标准的锑锭。本发明与现有技术相比，工艺流程短，得到的产品纯度高，成本相对较低，锑回收率高，本发明锑的回收率在94％以上，具有较高的经济可行性。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例1

一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，它采用还原熔炼法处理某厂铅阳极泥经处理得到的氯氧锑渣，其成份及含量为下述组份及重量百分比：Sb为69.2％，Pb为0.8％，Cu为0.21％，Bi为0.31％，As为1.2％，Ag为500g/T。按本发明烘炉步骤烘炉，即先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用褐煤做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后用褐煤将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。然后按氯氧化锑渣、纯碱、石灰、焦炭重量比为100∶13.8∶2.0∶7.3的比例进行配料，其中配料的原材料满足本发明的标准，即氯氧化锑渣中的水分质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；焦炭中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。然后分批次加入配制好的混合料，加料完成后，将炉温升到1100℃进行还原熔炼，每批次熔炼时间为8小时，炉内压力保持负压20Pa，得到的粗锑含锑97.27％。粗锑精炼除铅步骤加磷酸二氢铵进行除铅；加硫化锑除铜和铁，硫化锑的加入量为粗锑中所含铁重量的1.4倍，精炼温度为820℃，用压缩空气搅拌锑液，每加9kg硫化锑鼓风搅拌2分钟；碱性精炼步骤加纯碱鼓入压缩空气，炉温控制在850℃，每吨液态粗锑加纯碱60kg，每加8kg纯碱吹风3分钟，得到液态精锑。精锑锑液进行铸型，控制炉内精锑锑液温度900℃，控制流入模具的精锑锑液温度为750℃，得到一号锑锭，含锑99.80％。锑的总回收率为94.76％。

实施例2

一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，它采用还原熔炼法处理某厂铅阳极泥经处理得到的氯氧锑渣，其成份及含量为下述组份及重量百分比：Sb69.2％，Pb0.8％，Cu0.21％，Bi0.31％，As1.2％，Ag500g/T。按本发明烘炉步骤烘炉，即先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用贫煤做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后用贫煤将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。然后按氯氧化锑渣、纯碱、石灰、焦炭重量比为100∶17.6∶3.5∶7.5的比例进行配料，其中配料的原材料满足本发明的标准，氯氧化锑渣中的水分质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；焦炭中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。然后分批次加料，加料完成后，将炉温控制在1125℃进行还原熔炼，每批次熔炼时间为9小时，炉内压力保持负压30Pa，得到的粗锑含锑97.45％。粗锑精炼除铅步骤是加磷酸二氢铵进行除铅；加硫化钠除铜和铁，硫化钠的加入量为粗锑中所含铁重量的1.6倍，精炼温度为840℃，用压缩空气搅拌锑液，每加10kg硫化钠鼓风搅拌3分钟；碱性精炼步骤加碱鼓入压缩空气，炉温控制在865℃，每吨锑液加碱70kg，每加10kg碱吹风4分钟，得到精锑。精锑经铸型作业，控制炉内锑液温度910℃，实际控制锑液流入模具的温度为760℃，得到一号锑锭，含锑99.83％。整个工艺锑回收率为94.51％。

实施例3

某厂铅阳极泥经处理得到的氯氧锑渣成份为下述组份及重量百分比：Sb为69.2％，Pb为0.8％，Cu为0.21％，Bi为0.31％，As为1.2％，Ag为500g/T。按本发明烘炉步骤烘炉，即先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用烟煤做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后用烟煤将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。然后按氯氧化锑渣、纯碱、石灰、焦碳重量比为100∶20.4∶5.0∶8.1的比例进行配料，其中配料的原材料满足本发明的标准，即氯氧化锑渣中的水分质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；焦碳中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。然后分批次加入配制好的混合料，加料完成后，将炉温控制在1150℃进行还原熔炼，每批次熔炼时间为10小时，炉内压力保持负压40Pa，得到的粗锑含锑97.63％。粗锑精炼除铅步骤加磷酸二氢铵进行除铅；加硫化锑除铜和铁，硫化锑的加入量为粗锑中所含铁重量的1.9倍，精炼温度为860℃，用压缩空气搅拌锑液，每加12kg硫化锑鼓风搅拌5分钟；碱性精炼步骤加碱鼓入压缩空气，炉温控制在880℃，每吨锑液加碱80kg，每加11吨碱吹风5分钟，得到精锑。精锑经铸型作业，控制炉内锑液温度920℃，实际控制锑液流入模具的温度为770℃，得到一号锑锭，含锑99.85％。整个工艺锑回收率为94.45％。

实施例4

某厂铅阳极泥经处理得到的氯氧锑渣成份为下述组份及重量百分比Sb为69.2％，Pb为0.8％，Cu为0.21％，Bi为0.31％，As为1.2％，Ag为500g/T。按本发明烘炉步骤烘炉，即先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用焦煤做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后用焦煤将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。然后按氯氧化锑渣、纯碱、石灰、无烟煤重量比为100∶13.8∶2.0∶7.3的比例进行配料，其中配料的原材料满足本发明的标准，氯氧化锑渣中的水分质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；无烟煤中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。然后分批次加入配制好的混合料，加料完成后，将炉温控制在1175℃进行还原熔炼，每批次熔炼时间为11小时，炉内压力保持负压50Pa，得到的粗锑含锑97.78％。粗锑精炼除铅步骤是加磷酸二氢铵进行除铅；加硫化钠除铜和铁，硫化钠的加入量为粗锑中所含铁重量的2.2倍，精炼温度为880℃，用压缩空气搅拌锑液，每加13kg硫化钠鼓风6分钟；碱性精炼步骤加碱鼓入压缩空气，炉温控制在890℃，每吨锑液加碱90kg，每加10kg碱吹风7分钟，得到精锑。精锑经铸型作业，控制炉内锑液温度930℃，实际控制锑液流入模具的温度为780℃，得到一号锑锭，含锑99.88％。整个工艺锑回收率为94.80％。

实施例5

某厂铅阳极泥经处理得到的氯氧锑渣成份下述组份及重量百分比：Sb为69.2％，Pb为0.8％，Cu为0.21％，Bi为0.31％，As为1.2％，Ag为500g/T。按本发明烘炉步骤烘炉，即先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用焦煤做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后用焦煤将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。

然后按氯氧化锑渣、纯碱、石灰、无烟煤重量比为100∶20.4∶5.0∶8.1的比例进行配料，其中配料的原材料满足本发明的标准，即氯氧化锑渣中的水分质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；无烟煤中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。然后分批次加料，加料完成后，将炉温控制在1200℃进行还原熔炼，每批次熔炼时间为12小时，炉内压力保持负压50Pa，得到的粗锑含锑98.01％。粗锑精炼除铅步骤加磷酸二氢铵进行除铅；加硫化锑除铜和铁，硫化锑的加入量为粗锑中所含铁重量的2.5倍，精炼温度为900℃，用压缩空气搅拌锑液，每加15kg硫化锑鼓风搅拌8分钟；碱性精炼步骤加碱鼓入压缩空气，炉温控制在900℃，每吨锑液加碱100kg，每加15kg碱吹风8分钟，得到精锑。精锑经铸型作业，控制炉内锑液温度950℃，实际控制锑液流入模具的温度为800℃，得到一号锑锭，含锑99.93％。整个工艺锑回收率为9472％。

Claims

1.一种从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，它采用还原熔炼法，它包括烘炉、还原熔炼、粗锑精炼、铸型步骤，所述的还原熔炼是将氯氧化锑渣、固体燃料、纯碱和石灰混合，经熔炼得到液态粗锑，所述的固体燃料为固体炭，其特征在于：所述的还原熔炼步骤是将氯氧化锑渣、纯碱、石灰、固体炭按氯氧化锑渣∶纯碱∶石灰∶固体炭重量比为100∶13.8∶2.0∶7.3～100∶20.4∶5.0∶8.1的比例进行混合配制成混合料，然后将混合料分批加入熔炼设备中，升温至1100～1200℃，熔炼时间为8～12小时，熔炼设备内压力为负压20～60Pa，得到液态粗锑。

2.根据权利要求1所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的粗锑精炼步骤包含依次对液态粗锑进行的除铅、除铜铁、碱性精炼步骤，得到液态精锑，所述的除铅步骤按常规熔炼方法进行并向液态粗锑中加入磷酸二氢铵，所述的除铜铁步骤按常规熔炼方法进行并向液态粗锑中加入硫化锑或硫化钠，所述的碱性精炼步骤是按常规熔炼方法进行并向液态粗锑中加入纯碱。

3.根据权利要求2所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的还原熔炼步骤中的氯氧化锑渣、纯碱、石灰、固体炭分别满足如下条件：氯氧化锑渣中水分的质量百分比＜10％，粒径d＜5mm；纯碱中Na₂CO₃的质量百分比＞95％，呈粉末状；石灰中CaO的质量百分比＞90％，粒径d＜5mm；固体炭中碳的质量百分比＞75％，粒径d＜5mm。

4.根据权利要求3所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的烘炉步骤是先用木材做燃料在48小时内升温到200℃，并保持72小时，再用固体炭做燃料将炉温在24小时内升温到350℃，并保持36小时，之后将炉温在16小时内升到600℃并保持24小时，最后将炉温升高到1250℃。

5.根据权利要求4所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的还原熔炼步骤加入的固体炭为焦炭和无烟煤中的任一种或两种的组合；所述的烘炉步骤加入的固体炭为焦煤、褐煤、贫煤和烟煤中的任一种。

6.根据权利要求5所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的除铜铁步骤是向液态粗锑中加入硫化锑，所述的硫化锑的加入量按液态粗锑中所含铁的重量计算，即硫化锑的重量为粗锑中所含铁重量的1.4～2.5倍，所述的碱洗精炼步骤的温度为820～900℃，所述的硫化锑加入液态粗锑后采用压缩空气搅拌液态粗锑，每加9～15kg硫化锑鼓风搅拌2～8分钟。

7.根据权利要求5所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的除铜铁步骤是向液态粗锑中加入硫化钠，所述的硫化钠的加入量按液态粗锑中所含铁的重量计算，即硫化钠的重量为粗锑中所含铁重量的1.4～2.5倍，所述的碱洗精炼步骤的温度为820～900℃，所述的硫化钠加入液态粗锑后采用压缩空气搅拌液态粗锑，每加9～15kg硫化钠鼓风搅拌2～8分钟。

8.根据权利要求6或7所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的碱性精炼步骤中向液态粗锑加入的纯碱重量按每吨液态粗锑加60～100kg纯碱计算，所述的纯碱分批加入，加纯碱的同时用压缩空气鼓风搅拌液态粗锑，每加8～15kg纯碱鼓风搅拌3～8分钟，将炉温控制在850～900℃，当产生的砷碱渣呈鱼鳞片状时，将锑液表面的砷碱渣捞出。

9.根据权利要求8所述的从氯氧化锑渣中回收锑的生产方法，其特征在于：所述的铸型步骤中控制炉内液态精锑温度为900～950℃，控制流入模具的液态精锑温度为750～800℃，得到锑锭。