CN109207726A - 从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法 - Google Patents
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Abstract
从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,将低品位含金硫化锑矿破碎后,配入纯碱、铁矿石、还原煤和助熔剂,混合均匀,加热熔融反应后,静置分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。本发明方法适合处理低品位的含金硫化锑矿,锑、金直收率高,分别高达95.88%和97.37%,远远高于现有湿法工艺和鼓风炉的火法工艺;本发明方法工艺过程简单,成本低,由于物料处于熔融状态,挥发出来的锑、砷含量很低,含硫废气量少,容易处理,推广应用价值高,适宜于工业化生产。
Description
技术领域
本发明涉及一种回收锑金的方法,具体涉及一种从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法。
背景技术
金锑共生矿资源在我国的湖南、江西、甘肃、青海、西藏、广西等地均有分布,但这类矿石多伴生有毒砂,即铁的硫砷化物矿物,而矿石中的金主要与金属硫化物关系密切,因此,金锑多数呈微粒嵌布于辉锑矿及毒砂中。目前,一般采用鼓风炉挥发熔炼回收处理含锑30%以上的含金硫化锑矿,虽然该方法基于锑对金有较好的捕集能力,在鼓风炉挥发熔炼过程中,大部分锑会以锑氧粉形态挥发,而少量的锑以锑锍或粗锑的形态产出,进而导致大部分金随锑锍、粗锑和炉渣进入前床的粗锑中,而小部分金随氧化锑挥发,进入收尘系统。
然而,含锑20%以下的低品位含金硫化锑矿,并不适合采用鼓风炉挥发熔炼处理,主要原因是成本高、能耗高,且锑金的回收率偏低。现主要采用湿法处理该类低品位含金硫化锑矿,通过碱性浸出锑砷,约有90%金的保留在浸出渣中,再从浸出渣回收金,碱浸液电解得到阴极锑;但是,电解废液中含有硫化钠、硫酸钠、硫代亚锑酸钠、硫代亚砷酸钠、氢氧化钠等物质,处理回收成本高,工艺流程长,且含砷废液的处理更显麻烦,这些后续处理的缺陷严重的制约了湿法工艺的应用。
CN103572067A公开了一种鼓风炉熔炼低金锑矿收集金的方法,其步骤为:按重量份将块矿50~280,球矿120~350,焦炭100~120,铁矿石100~108,石灰石15~48,投入到前床鼓风炉(1)内熔炼,前床鼓风炉炉缸(2)温度控制在1000~1300℃;熔炼后的熔渣从前床鼓风炉炉缸(2)经过渣道(3)进入前床炉膛(4)内,熔渣在前床炉膛(4)内经过20~24小时的富集,上层的渣从放渣口(5)排出,下层的金和冰铜一起从冰铜口(6)放出,前床炉膛(4)内温度控制在1000~1200℃。但是,该方法仅适合锑含量较高,金含量较低的含金锑矿的处理,一旦处理锑含量低、金含量高的锑矿时,要么处理成本高,要么金的回收率低。
CN108359814A公开了一种硫化锑金矿富氧熔池熔炼的方法,是一种锑金矿富氧熔池熔炼“氧化-还原-吹炼”三连炉工艺,但是,该方法适合锑含量高的含金锑矿,当锑含量小于20%时,由于成本过高,该方法已经没有工业生产的价值。
CN107043859A公开了一种火法炼锑过程中锑金分离工艺,包括以下步骤:依次顺序在鼓风炉中加入0.5~1.5%单炉原料量的毛锑;加入20~40%单批原料量的焦炭;加入20~40%单批原料量的铁矿石;加入10~30%单批原料的石灰石;加入单批次300~600kg已经制球的锑金原料;加入20~40%单批原料量的焦炭;加入10~30%单批原料的铁矿石;加入10~30%单批原料的石灰石;加入单批次300~600kg已经制球的锑金原料;加入20~40%单批原料量的焦炭;待炉缸料满后,在鼓风炉中加入0.5~1.5%单炉原料量的毛锑;实现锑金分离。但是,该方法过程相对复杂,由于成本较高,也不适用于锑含量偏低的锑矿,且由于能耗高,产锑低,用鼓风炉处理低品位的锑矿,在锑冶炼行业中是被否定的。
CN106756027A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,是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。但是,由于处理成本高,该方法也不适合处理低含量锑的含金锑矿。
CN102134652A公开了一种锑金物料中的锑与金的初步分离工艺,是将直径在5mm以下的锑金物料配以一定比例的石灰,压制成团球状,进行干燥后,或块状锑金物料投入鼓风炉内,配以铁矿石、石灰石、焦炭,经过鼓风炉挥发熔炼,大部分锑被氧化成含锑品位75~78%的氧化锑挥发,少部分锑与其它硫化物、金通过咽喉口进入前床进行分离,得废渣、锑锍以及含金品位800~1000g/t的贵锑,实现锑金初步分离。但是,由于处理成本高,该方法不适合处理低含量锑的含金锑矿。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是,克服现有技术存在的上述缺陷,提供一种锑、金直收率高,工艺过程简单,成本低,适宜于工业化生产的从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下:从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,将低品位含金硫化锑矿破碎后,配入纯碱、铁矿石、还原煤和助熔剂,混合均匀,加热熔融反应后,静置分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。
本发明方法中,加入的纯碱用作熔剂,铁矿石用于造渣,还原煤用于将锑等化合物还原为金属锑,助熔剂用于降低熔渣的熔点,由于锑对金有较好的捕集能力,最终金会以锑金合金的方式提取出来。
熔融反应过程中,由于物料处于熔融状态,硫化锑、硫化砷等挥发的可能性很少,金化合物更不能挥发,因此,该方法有利于锑、金的充分回收。
本发明方法熔融反应过程中的主要反应式如下:
Sb2S3 + 3FeO + 3C = 2Sb + 3FeS + 3CO↑;
FeS + Na2CO3 + 2C = Fe + Na2S + 3CO↑;
Sb2S3 + 3Na2CO3 + 6C = 2Sb +3Na2S + 9CO↑;
As2S3 + 3Na2CO3 + 6C = 2As + 3Na2S + 9CO↑;
Au2S3 + 3Na2CO3 + 6C = 2Au +3Na2S + 9CO↑;
2CO+O2=2CO2;
2Sb2S3 +9O2 =2Sb2O3+6SO2。
由于所得产物的密度不同,静置分层后,分为三层物质,浮在整个物料最上层的为玻璃状炉渣,中间层为以硫化亚铁为主的铁渣,底层为锑金合金,锑金合金可用作提炼锑金的原料。部分物料以烟尘形式挥发,在熔融反应过程中,对挥发的烟尘进行收集。
优选地,所述低品位含金硫化锑矿的主要成分为:锑10.00~20.00%,金10~40 g/t,铁1.00~5.00%,砷0.50~5.00%,硫6.00~15.00%。
优选地,将低品位含金硫化锑矿破碎至60~100目。
优选地,所述纯碱、铁矿石、还原煤和助熔剂与低品位含金硫化锑矿的质量比为:0.03~0.15:0.25~0.35:0.20~0.50:0.10~0.40:1。若纯碱、助熔剂用量过低,浮渣的熔点降不下来,不利于金属单质分离,但若用量过高,则导致物料的浪费;铁矿石、还原煤的用量不在所述范围,难以与锑、金的化合物反应生成单质而与浮渣分离。
优选地,所述铁矿石中的铁含量为40~50%。
优选地,所述还原煤中的碳含量≥75%。
优选地,所述助熔剂为氯化钠和/或氯化钾。更优选地,所述助熔剂为氯化钠与氯化钾的质量比为1~3:1的混合物。所述助熔剂与纯碱以及浮渣互熔形成熔盐,从而降低了整个浮渣的熔点,便于单质金属下沉而与浮渣分离。
优选地,所述加热熔融反应的温度为1000~1200℃,时间为90~180min。若熔融反应温度过低,则物料难以处于熔融状态,若温度过高,则耗能过高;若熔融反应的时间过低,则反应不完全,而反应完全后,再延长时间则是浪费。
优选地,所述静置分层的时间为60~120min。静置分层的目的是让锑、金从渣层中下沉到合金中来,达到分离的目的。
本发明方法的有益效果如下:
(1)本发明方法适合处理低品位的含金硫化锑矿,锑、金直收率高,分别高达95.88%和97.37%,远远高于现有湿法工艺和鼓风炉的火法工艺;
(2)本发明方法工艺过程简单,成本低,由于物料处于熔融状态,挥发出来的锑、砷含量很低,含硫废气量少,容易处理,推广应用价值高,适宜于工业化生产。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步说明。
本发明实施例所使用的低品位含金硫化锑矿均购于广西、湖南,铁矿石均为市售,还原煤均购于湖南,具体成分如下表所示:
本发明实施例所使用的原料或化学试剂,如无特殊说明,均通过常规商业途径获得。
实施例1
将300g低品位含金硫化锑矿破碎至60目后,配入27.37g纯碱、90.8g铁矿石、75.0g还原煤和120.0g助熔剂(NaCl/KCl=3:1),混合均匀,置于马弗炉中,在1100℃下,加热熔融反应110min后,倒入铸铁模具内,静置60min分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。
实施例2
将300g低品位含金硫化锑矿破碎至70目后,配入10.0g纯碱、75.0g铁矿石、90.0g还原煤和30.0g助熔剂NaCl,混合均匀,置于马弗炉中,在1050℃下,加热熔融反应120min后,倒入铸铁模具内,静置100min分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。
实施例3
将300kg低品位含金硫化锑矿破碎至80目后,配入40.0kg纯碱、105.0kg铁矿石、105.0kg还原煤和60.0kg助熔剂KCl,混合均匀,置于马弗炉中,在1200℃下,加热熔融反应90min后,倒入铸铁模具内,静置80min分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。
实施例4
将300kg低品位含金硫化锑矿破碎至100目后,配入32.0kg纯碱、90.0kg铁矿石、90.0kg还原煤和90.0kg助熔剂(NaCl/KCl=1:1),混合均匀,置于马弗炉中,在1000℃下,加热熔融反应180min后,倒入铸铁模具内,静置120min分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。
将实施例1~4分层所得产物锑金合金、铁渣、炉渣以及在熔融反应过程中收集的烟尘的组分进行分析,如表1所示。
表1 实施例1~4分层所得产物锑金合金、铁渣、炉渣以及烟尘组分分析表
由表1可知,本发明方法锑、金直收率高,锑金合金中锑、金的直收率分别高达95.88%和97.37%,硫和铁主要集中在铁渣之中。
Claims (7)
1.一种从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:将低品位含金硫化锑矿破碎后,配入纯碱、铁矿石、还原煤和助熔剂,混合均匀,加热熔融反应后,静置分层,扒渣,铸锭,得锑金合金。
2.根据权利要求1所述从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:所述低品位含金硫化锑矿的主要成分为:锑10.00~20.00%,金10~40 g/t,铁1.00~5.00%,砷0.50~5.00%,硫6.00~15.00%。
3.根据权利要求1或2所述从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:将低品位含金硫化锑矿破碎至60~100目。
4.根据权利要求1~3之一所述从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:所述纯碱、铁矿石、还原煤和助熔剂与低品位含金硫化锑矿的质量比为:0.03~0.15:0.25~0.35:0.20~0.50:0.10~0.40:1。
5.根据权利要求1~4之一所述从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:所述铁矿石中的铁含量为40~50%;所述还原煤中的碳含量≥75%;所述助熔剂为氯化钠和/或氯化钾。
6.根据权利要求1~5之一所述从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:所述加热熔融反应的温度为1000~1200℃,时间为90~180min。
7.根据权利要求1~6之一所述从低品位含金硫化锑矿中回收锑金的方法,其特征在于:所述静置分层的时间为60~120min。
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