CN102181668B - 高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：利用砷品位重量9～11％的高砷锰矿尾矿为原料，采用酸浸-电解-升华联合工艺，用湿式化学浸出法溶解尾矿中的砷矿物，再对浸出液采用电解法将浸出液中的砷还原为单质砷，然后采用升华法进一步提纯，得到砷产品。本方法提取砷回收率较高，砷重量浸出率≥95％，砷产品重量纯度为≥80％，产品质量较好，电解还原作业的废水返回浸出作业循环利用，节约了生产用水和保护环境，浸渣采用碱处理，升华渣达到排放标准，实现环境友好，具有较好的经济效益、社会效益和生态效益。本方法适用于类似含氟砷钙镁石CaMg(F/AsO4)的砷矿尾矿物，生产高纯度砷产品。

Description

高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法
技术领域
本发明涉及一种含氟砷钙镁石的高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法。
背景技术
阿尔及利亚(Guettara)锰矿是一种高砷锰矿，它含锰37.05％，含砷4.95％。阿尔及利亚锰矿具有二个非常特别的特点：一是它不是国内常见的氧化锰或碳酸锰矿石，而是一种硅酸锰Mn6(O8/SiO4)矿石；二是它含极高的砷矿物，这种砷矿物不是国内常见的硫化砷矿物，如砷黄铁矿、雄黄、雌黄等，而是一种罕见的氟砷钙镁石CaMg(F/AsO4)，且砷矿物嵌布粒度极细，通过选矿后得到的尾矿中含砷重量10.21％。为了对此砷矿物资源进行开发利用，本发明采用硫酸浸出砷矿物，再对浸出液采用电解法将浸出液中的砷还原为单质砷，然后采用升华法进一步提纯，得到重量≥80％纯度的砷。
经过检索，我们未查到有关含高砷锰矿尾矿电解法提取砷的公开文献。
发明内容
本发明的目的是针对该锰矿尾矿特殊矿物类型、含独特砷矿物的矿石物质，一种高砷锰矿尾矿联合法提取砷的方法。
本发明的技术方案是：
利用高砷锰矿尾矿采用湿式化学浸出法溶解尾矿中的砷矿物，再对浸出液采用电解法将浸出液中的砷还原为单质砷，然后采用升华法进一步提纯，得到高纯度的砷产品。
本发明是这样实现的：
高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，是利用含砷品位重量9～11％的高砷锰矿尾矿为原料，采用酸浸-电解-升华联合工艺，按工艺条件，采用湿式化学浸出法溶解尾矿中的砷矿物，再对浸出液采用电解法将浸出液中的砷还原为单质砷，然后采用升华法进一步提纯，得到高纯度砷产品，其工艺过程是：
(1)酸浸  将锰矿尾矿投入浸出设备中，用湿式化学浸出法溶解尾矿中的砷矿物，控制指标是：锰尾矿As品位重量9～11％，浸渣As品位重量≤0.5％，As浸出率重量≥95％。浸渣用石灰乳中和处理后排放，砷浸出液供电解提砷使用。
(2)电解  将砷浸出液投入电解设备中进行电解法还原，采用石墨板作电解阳极、钛板作电解阴极，极板面积为15m2/m3，极板间距为15mm，控制电解粗砷产品含砷重量25～27％，电解回收率按平衡计算达到93.47～98.52％，电解粗砷产品供下步升华使用，电解尾液供酸浸作业循环利用。
(3)升华  将电解还原得到的粗砷产品采用升华设备提纯，得到纯度重量≥80％的砷产品，在高真空条件下，控制得到重量99％以上的高纯度砷产品。
以上所述的酸浸，工艺条件是：控制高砷锰矿尾矿重量60％粒度为-200目，矿浆重量浓度35～60％，浓度为98％的工业硫酸用量重量0.8t/t、氧化剂H2O2用量重量0.9～1.2Kg/t，浸出时间为0.5～1.5小时、液固比1.5～2∶1。
以上所述的电解，工艺条件是：控制时间为34～38小时，电流密度为470～530A/m2。
以上所述的升华，工艺条件是：控制温度为640～660℃，时间为2.5～4小时。
以上所述的工艺条件，酸浸的尾矿重量60％粒度为-200目，矿浆重量浓度为40％，重量浓度为98％的硫酸用量重量0.8t/t，浸出时间为1小时、氧化剂H2O2用量重量1Kg/t；电解的时间为36小时、极板面积为15m2/m3、极板间距为15mm、电流密度为500A/m2；升华的温度为650℃，时间为3小时。
以上所述的设备，包括球磨机、防腐浸出机、电解槽和升华炉，并分别依次连接。
本发明的优点和积极效果：
1、本发明采用高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，砷品位重量9～11％的阿尔及利亚高砷锰矿尾矿，回收率较高，砷重量浸出率≥95％，砷产品重量纯度≥80％，产品质量较好，
2、电解还原作业的废水返回浸出作业循环利用，节约了生产用水和保护环境。
3、浸渣采用碱处理后达到排放标准，实现环境友好。
4、采用本发明方法提取高砷锰矿尾矿的砷，具有较好的经济效益、社会效益和生态效益。
5、本方法适用于类似含氟砷钙镁石CaMg(F/AsO4)的砷矿尾矿物，生产高纯度砷产品。
附图说明
图1是本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步说明，但它们不是对本发明的限定。
实施例1
将品位重量10.2％的阿尔及利亚高砷锰矿尾矿原料，用球磨机磨细，控制重量60％的粒度为-200目，投入浸出设备中，调配矿浆重量浓度为55％，用重量浓度为98％的硫酸重量0.8t/t，氧化剂H2O2用量重量1Kg/t，浸出时间为1小时，控制浸渣砷品位重量≤0.5％。砷浸出液供电解使用，浸渣用石灰乳处理排放。将砷浸出液投入电解设备中进行电解法还原，电解是采用石墨板阳极、钛板阴极、电解时间为36小时、极板面积为15m2/m3、极板间距为15mm、电流密度为500A/m2，控制电解粗砷产品含砷重量25.8％、电解回收率按平衡计算达到97.8％，电解粗砷产品供升华使用，电解尾液供酸浸作业循环利用。将电解还原得到的粗砷产品采用升华炉设备升华提纯，控制温度为650℃，时间为3小时，得到重量纯度为85.3％的砷产品。
实施例2
将品位重量9.6％的高砷锰矿尾矿原料，用球磨机磨细，控制重量60％的粒度为-200目，投入浸出设备中，调配矿浆重量浓度为60％，用重量浓度为98％的硫酸重量0.8t/t，氧化剂H2O2用量重量0.95Kg/t，浸出时间为1.2小时，控制浸渣砷品位重量≤0.5％。砷浸出液供电解使用，浸渣用石灰乳处理排放。将砷浸出液投入电解设备中进行电解法还原，电解是采用石墨板阳极、钛板阴极、极板面积为15m2/m3、极板间距为15mm、电流密度为480A/m2、电解时间为35小时，控制电解粗砷产品含砷重量25.5％、电解回收率按平衡计算达到98.15％，电解粗砷产品供升华使用，电解尾液供酸浸作业循环利用。将电解还原得到的粗砷产品采用升华炉设备升华提纯，控制温度为645℃，时间为3.5小时，得到重量纯度为83.1％的砷产品。
实施例3
将品位重量10.5％的阿尔及利亚高砷锰矿尾矿原料，用球磨机磨细，控制重量60％的粒度为-200目，投入防腐浸出设备中，调配矿浆重量浓度为40％，用重量浓度为98％的硫酸为0.8t/t，氧化剂H2O2用量重量1.1Kg/t，浸出时间为1.5小时，控制浸渣砷品位重量≤0.5％。砷浸出液供电解使用，浸渣用石灰乳处理排放。将砷浸出液投入电解槽设备中进行电解法还原，电解是采用石墨板阳极、钛板阴极、极板面积为15m2/m3、极板间距为15mm、电流密度为525A/m2、电解时间为35小时，控制电解粗砷产品含砷重量26.72％、电解回收率按平衡计算达到98.52％，电解粗砷产品供升华使用，电解尾液供酸浸作业循环利用。将电解还原得到的粗砷产品采用真空升华炉设备升华提纯，控制温度为655℃，时间为3小时，得到重量纯度为99.3％的高纯度砷产品。

Claims (6)

1.一种高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：利用含砷品位重量9～11%的高砷锰矿尾矿为原料，采用酸浸-电解-升华联合工艺，按工艺条件，采用酸浸法溶解尾矿中的砷矿物，再对浸出液采用电解法将浸出液中的砷还原为单质砷，然后采用升华法进一步提纯，得到高纯度砷产品，其工艺过程是：
（1）酸浸 将锰矿尾矿投入浸出设备中，用酸浸法溶解尾矿中的砷矿物，控制指标是：锰尾矿As品位重量9～11%，浸渣As品位重量≤0.5%，As重量浸出率≥95%，浸渣用石灰乳中和处理后排放，砷浸出液供电解提砷使用；
（2）电解 将砷浸出液投入电解设备中进行电解法还原，采用石墨板作电解阳极、钛板作电解阴极，极板面积为15m2/m3，极板间距为15mm，控制电解粗砷产品含砷重量25～27%，电解回收率按平衡计算达到93.47～98.52%，电解粗砷产品供下步升华使用，电解尾液供酸浸作业循环利用；
（3）升华 将电解还原得到的粗砷产品采用升华设备提纯，控制得到纯度为≥80%的砷产品，在高真空条件下，得到重量99%以上的高纯度砷产品。
2.根据权利要求1所述的高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：所述的酸浸工艺条件，控制高砷锰矿尾矿重量60%粒度为-200目，矿浆重量浓度为35～60%，重量浓度为98%的工业硫酸用量重量0.8t/t、氧化剂H2O2用量重量0.9～1.2Kg/t，浸出时间为0.5～1.5小时、液固比1.5～2：1。
3.根据权利要求1所述的高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：所述的电解工艺条件，控制时间为34～38小时，电流密度为470～530A/m2。。
4.根据权利要求1所述的高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：所述的升华工艺条件，控制温度为640～660℃，时间为2.5～4小时。
5.根据权利要求1所述的高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：所述的工艺条件，酸浸的尾矿重量60%粒度为-200目，矿浆重量浓度为40%，重量浓度为98%的硫酸用量重量0.8t/t，浸出时间为1小时、氧化剂H2O2用量重量1Kg/t；电解的时间为36小时、电流密度为500A/m2；升华的温度为650℃，时间为3小时。
6.根据权利要求1所述的高砷锰矿尾矿联合提取砷的方法，其特征在于：所述的设备是防腐浸出机、电解槽和真空升华炉，并分别依次连接。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103230660B (zh) * 2013-04-10 2016-06-08 中山大学 一种从含砷尾矿砂中快速脱砷的绿色冶炼方法
CN109939832B (zh) * 2019-04-10 2021-04-09 南华大学 一种选冶联合的锰矿富集方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101016582A (zh) * 2007-02-15 2007-08-15 郴州市金贵有色金属有限公司 高砷铅阳极泥脱砷方法
CN101117252A (zh) * 2007-07-25 2008-02-06 顾宗义 饮用原水除砷及回收砷技术
CN101144125A (zh) * 2006-09-11 2008-03-19 昆明鸿世达高技术材料有限责任公司 制备单质高纯砷产业化生产的方法
CN101798636A (zh) * 2010-04-20 2010-08-11 南昌大学 一种粗砷的提纯工艺
CN101906654A (zh) * 2010-07-19 2010-12-08 葫芦岛锌业股份有限公司 最小化学反应量铜电解液净化方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101144125A (zh) * 2006-09-11 2008-03-19 昆明鸿世达高技术材料有限责任公司 制备单质高纯砷产业化生产的方法
CN101016582A (zh) * 2007-02-15 2007-08-15 郴州市金贵有色金属有限公司 高砷铅阳极泥脱砷方法
CN101117252A (zh) * 2007-07-25 2008-02-06 顾宗义 饮用原水除砷及回收砷技术
CN101798636A (zh) * 2010-04-20 2010-08-11 南昌大学 一种粗砷的提纯工艺
CN101906654A (zh) * 2010-07-19 2010-12-08 葫芦岛锌业股份有限公司 最小化学反应量铜电解液净化方法

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