锑冶炼中砷碱渣与二氧化硫烟气综合回收清洁工艺探讨

通过将炼锑中产生的含砷碱渣经过浸出、含砷碱溶液吸收废气二氧化硫、硫化钠等硫化剂脱砷、硫酸铁深度除砷以及净化浓缩干燥等过程后,难以处理的砷碱渣和废气低含量的二氧化硫得到彻底处理．整个处理过程,锑回收率达到99％,砷开路率超过90％,二氧化硫吸收率超过95％,使烟气达到排放标准,碱转化为亚硫酸钠,达到了以废治废的目的,是一种清洁炼锑的工艺．     

含砷烟尘的综合利用

采用氢氧化钠碱性浸出分离回收含砷烟尘中的砷,在优化试验条件下,砷、锑、铅的浸出率分别为99.27%、1.83%和0.20%;砷浸出液经氧化—冷却结晶回收砷酸钠后返回浸出过程循环利用,整个脱砷工艺闭路循环。采用硫化钠浸出—空气氧化法分离回收含砷烟尘碱浸渣中的锑并制备焦锑酸钠,碱浸渣中锑的浸出率为93.03%,锑浸出液中锑沉淀率为98.51%。采用硫酸浸出—铝板置换分离回收硫化钠浸出渣中的铟并制备海绵铟,铟的浸出率为71.83%。硫酸浸出渣中铅的主要以PbS的形式存在,可以作为铅冶炼的原料返回铅厂回收铅。     

锑冶炼中砷碱渣与二氧化硫烟气综合回收清洁工艺探讨

通过将炼锑中产生的含砷碱渣经过浸出、含砷碱溶液吸收废气二氧化硫、硫化钠等硫化剂脱砷、硫酸铁深度除砷以及净化浓缩干燥等过程后,难以处理的砷碱渣和废气低含量的二氧化硫得到彻底处理.整个处理过程,锑回收率达到99%,砷开路率超过90%,二氧化硫吸收率超过95%,使烟气达到排放标准,碱转化为亚硫酸钠,达到了以废治废的目的,是一种清洁炼锑的工艺.     

新技术

一种锑冶炼砷碱渣的处置方法本发明涉及一种锑冶炼砷碱渣除砷的处理方法,是按以下步骤进行:a.碱渣浸洗、分离,获得碱液与锑渣,锑渣返回利用;b.碱液送去吸收冶炼排放烟气中的SO_2或用酸调pH值至5.0以下;c.碱液中添加Na_2S_2O_3并使As与Na_2S_2O_3之摩尔比达1:1.5—2;d.反应后进行沉降分离,渣为As_2S_3(As_3S_5).含As约     

锑冶炼中砷碱渣与二氧化硫烟气综合回收清洁工艺探讨

通过将炼锑中产生的含砷碱渣经过浸出、含砷碱溶液吸收废气二氧化硫、硫化钠等硫化剂脱砷、硫酸铁深度除砷以及净化浓缩干燥等过程后,难以处理的砷碱渣和废气低含量的二氧化硫得到彻底处理。整个处理过程,锑回收率达到99%,砷开路率超过90%,二氧化硫经吸收超过95%,使气体达到排放标准,碱转化为亚硫酸钠,达到了以废治废的目的,是一种清洁炼锑的工艺。     

冶炼烟尘中的锑、砷综合回收与利用

在火法炼锑过程中,将会产生大量的高砷含锑烟尘,由于锑、砷的化学性质相似,采用传统的冶炼方法锑回收利用率低,且容易造成环境污染。文章从锑、砷熔、沸点的不同,通过试验探索,高砷烟尘在加热90 min、温度控制在420℃时,采用真空泵抽气的方式将氧化砷蒸气抽出收集,锑、砷回收率分别可达92%和85%以上,该方法锑、砷分离比较彻底,操作简单,没有二次污染,在工艺生产中有较大指导意义。     

锑冶炼砷碱渣水热浸出脱砷回收锑试验研究

锑冶炼过程中产生的砷碱渣含有大量的锑和砷,将炼锑含砷碱渣进行水热浸出回收锑和脱砷处理,锑回收率和砷浸出率分别达到80％、92％以上,有效实现了砷锑分离。     

含砷、锑、贵金属的硫化精矿的冶炼新工艺

含砷、锑、贵金属的硫化精矿的冶炼新工艺美国爱达荷大学冶金及矿山工程系研究了与传统冶炼环境相同的情况下，从复杂的含锑、砷、贵金属的硫化精矿中提取金与银的方法。该工艺主要为：在Ｎａ２ＣＯ３存在下，使锑、砷矿氧化，使矿物中的硫氧化为ＳＯ２，在此过程中应避免...     

砷、锑、铋在铜冶炼过程中的分布及其 在冶炼副产物中的回收综述

以铜冶炼过程中杂质元素砷、锑、铋为对象,通过对比分析实际生产数据,初步理清了砷、锑、铋在铜冶炼过程中不同工艺及工序中的分布情况.结果表明,不同冶炼工艺中砷、锑、铋的分布情况有较大差异,赋存在铜精矿中的砷、锑、铋经过熔炼、吹练、电解精炼过程后,主要流向烟尘、炉渣、阳极泥及黑铜等副产品中.介绍了近年来从铜冶炼副产物中回收砷、锑、铋的主要方法、工艺流程、工艺参数以及取得的成果.      

砷锑烟尘与冶炼污酸的联合处置

基于砷、锑在酸性溶液中的溶解差异性,结合砷锑烟尘和冶炼污酸的成分特征,提出氧化酸浸分砷—湿法还原固砷的砷锑烟尘与冶炼污酸的联合处置工艺。结果表明,在过氧化氢加料系数1、过氧化氢质量分数30%、液固比5、温度30 ℃、浸出时间4 h、污酸酸度1 mol/L条件下,砷的浸出率可达99%以上,所得浸出渣锑含量高达90%,砷含量仅为0.2%,实现了高砷锑烟尘中砷和锑的初步分离;采用氯化亚锡二段还原工艺,在酸度12 mol/L,温度90 ℃,n(NaCl)/n(As)=3,还原剂系数1,反应时间4 h的条件下,砷还原率可达99.75%,反应后液中锑浓度为6.72 g/L,砷浓度仅为0.17 g/L,实现砷和锑的二次分离。     

脆硫铅锑矿中Pb-Sb预分离新工艺研究

介绍一种从脆硫铅锑矿中进行铅、锑预分离的新工艺。先用硫化钠湿法分离铅锑,再火法炼锑。对硫化钠浸出锑的影响因素进行了研究;用硫酸盐将硫代锑酸钠转化成复合锑盐用于挥发Sb2O3。结果表明,锑浸出率达96.12%,转化和挥发阶段锑回收率分别为99.96%和99.05%,全流程锑回收率95.17%。     

难处理锡铅共生精矿绿色高效冶炼工艺

针对难处理锡铅共生精矿，开发了一种“固砷-还原固硫低温熔炼”的冶炼工艺，对比传统富氧顶吹、底吹锡铅还原工艺，新工艺锡直收率提升60%~70%，铅直收率提升70%~90%，锡、铅直收率均接近98.5%；还原反应温度降低300~600 ℃，两段式升温可有效避免铅、砷等重金属粉尘及低浓度SO₂的排放，一步炼制法可大幅提高锡铅回收率，降低成本。其中固砷反应的较优工艺参数为:反应温度200~300 ℃，反应时间 > 20 min，固砷剂的用量是锡铅精矿中As氧化物反应理论质量的2倍以上，锡铅合金中的含砷量稳定在0.000 3%左右，排出烟气中As含量稳定在0.003?。还原剂低温熔炼的较优工艺参数为:反应温度750~1 200 ℃，反应时间 > 80 min，还原剂用量与投入锡铅精矿质量的比例 > 5%，固硫剂的用量是锡铅精矿中金属硫化物反应理论质量的0.5倍及以上，锡铅合金中的Sn直收率稳定在97.2%~98.1%，Pb直收率稳定在95.4%~98.2%，锡铅合金中的硫元素占比稳定在0.001%左右。      

Producing Metallic Antimony with Low Arsenic Content from Antimony Concentrate

The basis of the concentrate is sodium hexahydroxoantimonate or mineral mopungite. Upon reduction of the concentrate with coke, ground antimony containing 0.34% arsenic was obtained. To reduce the arsenic content in the rough metal to 0.1% and exclude the stages of antimony refining from arsenic, reductive melting is proposed in the presence of lead compounds. Because of the smelting reduction of the antimonate concentrate in the presence of sodium plumbite or lead oxide, a rough antimony with an arsenic content of 0.07–0.1% was obtained. The process of reductive smelting of the antimonate concentrate on black antimony was carried out in an oven with silicate heaters in alundum crucibles with batches of charge of 100–150 grams. The content of impurities and the base metal in antimony was determined by chemical and atomic absorption methods. The form of arsenic in the concentrate was determined by X-ray phase analysis. The analysis was carried out on an automated diffractometer DRON-3 with CuK_α radiation, ß-filter. The concentration of arsenic in the slag phase in the form of lead diarsenate Pb₂As₂O₇ is shown. Thermal gravimetric analysis of the smelting reduction process of the antimonate concentrate was studied on the Q-1000/D derivatograph of the F. Paulik, J. Paulik and L. Erdey systems of the “MOM” company. Thermogravimetric researches of process of recovery melting of the furnace charge consisting of an antimony concentrate, lead oxide and coke as a result of which it is established that process of formation of metal antimony proceeds in the range of temperatures 445–950°C are conducted.     

脆硫铅锑矿冶炼工艺研发进展综述

脆硫铅锑矿是一种多金属复合硫化矿,一般的选矿技术很难将铅锑分离,常采用冶炼技术使其分离。自20世纪60年代以来,冶金工作者先后研发了多种工艺对铅锑进行分离,其中火法、氯化水解法和硫化钠浸出法等工艺投入了生产使用。随着冶炼技术的迅速发展,现有冶炼工艺不能满足当前需求,其局限性逐步显现。简述了脆硫铅锑矿的主要特点,针对氯化水解法、硫化钠浸出法和火法冶炼脆硫铅锑矿的工艺特点及存在问题,提出富氧强化熔炼法冶炼单铅矿及脆硫铅锑矿与单铅矿混合冶炼的最新工艺,指出今后应加强富氧强化熔炼工艺单独处理脆硫铅锑矿的研发力度。     

含金锑砷多金属硫化矿浮选分离试验研究

对含金锑砷多金属硫化矿矿石经混合浮选后，混合精矿用碳酸钠（Ｎａ＿２ＣＯ＿３）调节矿浆ｐＨ至１０左右，添加硫化钠（Ｎａ＿２Ｓ）作辉锑矿抑制剂，浮选砷（金），可获得含锑４９．４４％，砷０．４４％，回收率εＳｂ８０．８５％的锑精矿和含砷１０．９６％，金７９．９４ｇ／ｔ，回收率ε＿Ａｓ７７．９８％，ｅ＿Ａｕ６８．７９％的砷（金）精矿，试验表明，碳酸钠和硫化钠的使用比例以３：１最好。     

金锑矿还原固硫焙烧—选冶联合提取研究

针对含金锑矿回收利用难,提出了一种还原固硫焙烧—选冶联合提取工艺,分别以ZnO和碳粉为固硫剂和还原剂进行硫化锑还原固硫焙烧,直接产出富集了金的金属锑,同时产出硫化锌,再选别分离得到粗锑粉和硫化锌精矿。主要研究了焙烧过程固硫机理,证明整个还原固硫焙烧分2步进行：在800 ℃之前,主要发生Sb₂S₃与ZnO的交互反应,生成Sb₂O₃;当温度高于800 ℃时,Sb₂O₃才会被大量还原成金属锑。固硫反应和还原反应均较为充分,在1 000 ℃条件下固硫率和金属锑生成率分别为98.96%和92.99%,且金属锑和硫化锌颗粒无包裹。金锑矿焙烧后通过重选—浮选获得了90.57%的锑直收率,其中锑品位为92.06%,金含量达134×10^-6,金回收率为87.82%,同时硫化锌精矿品位和固硫率分别达79.10%和94.35%,验证了工艺的可行性,新工艺具有低温、低碳及清洁环保的优点。