一种硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化锑精矿的方法

文档序号:9258243阅读:409来源:国知局
一种硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化锑精矿的方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化锑精矿的方法,属于有色金属冶金领域。
【背景技术】
[0002]由于锑化合物的特殊性质,至目前为止尚未采用富氧强化熔池熔炼,使得锑的主要冶炼方法仍为沿用了五十多年的鼓风炉挥发熔炼,该工艺具有对原料适应性强,适于处理高品位锑精矿,锑直回收率高,粗锑氧较纯净及生产能力大等优点,但存在产生大量低浓度SO2烟气污染环境、能耗高及烟尘量大,收尘系统庞大等缺点,显而易见,该工艺已不适应目前的要求,必须用清洁、低碳及高效工艺取代。
[0003]为改变这种状况,从上世纪70年代起,人们一直开展清洁炼锑新工艺和基础理论研宄,1985年锡矿山矿务局建成年产精锑Ilkt规模的湿法炼锑厂,并试生产成功,碱性湿法炼锑的优点是锑浸出率高,阴极锑质量好,原料中的硫得到回收利用,消除火法“硫烟”的危害。但存在电流效率低,电耗高,碱耗高等缺点,生产成本和运营费用高昂。因此,该湿法炼锑厂仅运行一年就停产了。以五氯化锑作氯化浸出剂,直接由硫化锑矿或铅锑精矿制取锑白和高纯锑品的“氯化-水解法”和“新氯化-水解法”分别于1987年和1998年获得工业应用。2000t/a规模的“新氯化-水解法”高纯氧化锑生产线目前一直在辰州矿业运行。该工艺具有以硫磺渣的形式回收硫,消除火法“硫烟”的危害,金属回收率高,综合利用好等优点;但存在废水排放量大和必须使用氯气两大缺点阻碍其大规模广泛应用。正处于研宄阶段的“还原造锍熔炼”和“低温熔盐炼锑”等火法炼锑新工艺具有清洁、低碳的特点,但这两种工艺需要专门的冶炼设备,所以尚未获得工业应用。“氯化浸出-隔膜电解”湿法炼锑工艺已完成It锑/d规模的工业试验,该工艺没有低浓度二氧化硫烟气排放,也没有废水排放,不用氯气;能耗低,和综合利用好,但该工艺因设备问题只适合于中小规模炼锑厂。
[0004]另外,我国钢铁和有色行业每年都产出上百万吨的次氧化锌烟灰,这些烟灰大都含氟、氯较高,必须经过多膛炉或回转窑高温挥发或者用碱洗涤脱除氟和氯,次氧化锌方可纳入湿法炼锌主流程。

【发明内容】

[0005]针对现行火法炼锑工艺存在产生大量低浓度SO2烟气污染环境、能耗高等问题,本发明的目的是在于提供一种以次氧化锌为固硫剂的硫化物物相还原转化-选矿法,该方法可大规模连续处理硫化锑精矿,分离出金属锑和硫化锌精矿,而且清洁、低能耗、低碳,满足工业生产要求。
[0006]为了实现本发明的技术目的,本发明提供了一种硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化锑精矿的方法,该方法先将硫化锑精矿和次氧化锌在炭质还原剂存在时,于< 950°C温度下进行还原转化,生成金属锑和硫化锌还原转化产物,还原转化产物通过重选结合浮选工艺分离出金属锑和硫化锌精矿。
[0007]本发明的技术方案中以次氧化锌固硫试剂,硫化锑精矿在炭质还原剂存在下进行< 950°C的低温还原转化,能很好地实现硫的固定,得到的硫化锌和金属锑等还原转化产物可以通过现有的重选及浮选工艺实现分离。
[0008]本发明的硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化锑精矿的方法还包括以下优选方案中。
[0009]优选的方案中还原转化温度最好为700?950°C。在该温度条件下更有利于硫化锑和氧化锌及炭质还原剂发生还原固硫多相反应,金属锑与硫化锌分别为液态和固态,而二氧化碳和一氧化碳气体排放。
[0010]优选的方案中还原转化时间为0.5?5h。
[0011]优选的方案中次氧化锌作为固硫剂,以硫化锑精矿中Sb2S3和转化成Sb及FeS 2转化成FeS所需次氧化锌的摩尔量为理论量计量,次氧化锌的用量为理论量的90?120%。
[0012]优选的方案中采用的次氧化锌为氟和氯含量高的次氧化锌,其中Zn ^ 70%,Pb ( 2%,即采用钢铁及有色冶金工艺中副产的低档次次氧化锌烟灰,在还原转化过程中,氟和氯被顺便脱除,再通过浮选,低品质的次氧化锌转化为优质硫化锌精矿;按传统方法,次氧化锌须经过多膛炉或回转窑高温挥发或者用碱洗涤脱除氟和氯后方可作为湿法炼锌原料。
[0013]优选的方案中炭质还原剂为煤粉和/或焦粉。
[0014]较优选的方案中炭质还原剂的用量为硫化锑精矿质量的5?20%。
[0015]优选的方案中还原转化反应在多膛炉或回转窑中实现。本发明优选多膛炉或回转窑易于实现工艺的连续操作以及大规模生产。
[0016]本发明技术方案中得到的金属锑和硫化锌还原转化产物通过粉碎后进行重选提取金属锑,重选尾矿进行浮选产出硫化锌精矿。重选和浮选均是经典选矿工艺,可借鉴类似物料的重选与浮选经验和工艺技术参数。
[0017]本发明的技术方案中进行的化学反应:
[0018]在本发明的反应温度下,特别是当温度在750°C?950°C范围内,原料中的Sb2S3及辅料中的ZnO和炭质还原剂主要发生以下反应:
[0019]Sb2S3 (I) +3ZnO (s) +3C (s) = 2Sb (I) +3ZnS (s) +3CO (g) (I)
[0020]Sb2S3 (I) +3ZnO (s) +3/2C (s) = 2Sb (I) +3ZnS (s) +3/2C02 (g) (2)
[0021]上述反应过程中液态硫化锑物相被固态氧化锌和炭转化为液态金属锑和固态硫化锌,同时放出碳氧化物气体。
[0022]另外,部分黄铁矿相分解析出的硫亦与氧化锌反应生成硫化锌:
[0023]FeS2 (s)+ZnO (s)+C (s) = FeS (s)+ZnS (s)+CO (g) (3)
[0024]FeS2 (s)+ZnO (s)+1/2C (s) = FeS (s)+ZnS (s)+l/2C02(g) (4)
[0025]相对现有技术,本发明的有益效果:本发明首次以工业副产的劣质高氟氯次氧化锌烟灰作为固硫试剂,同时进行硫化锑精矿的还原转化和挥发脱除氟氯,获得金属锑和硫化锌还原转化产物。本发明的工艺属于清洁环保、低碳,低能耗型炼锑工艺,其特点是显而易见的,不需要熔盐,反应温度低,过程操作简单,还原转化设备可以采用现有工艺中常用的可连续运行的大型设备,可满足大规模工业生产要求。
【附图说明】
[0026]【图1】为本发明处理硫化锑精矿的物相还原转化-选矿法的工艺流程。
【具体实施方式】
[0027]以下实施例旨在进一步说明本
【发明内容】
,而不是限制本发明权利要求保护的范围。
[0028]实施例1
[0029]作为试验原料的含金硫化锑精矿的成分(wt.% )为:Sb37.21、Fel3.27、S30.60、Cu0.085、Pb0.18、Bi 0.026、As0.034、Si027.14、Α12032.26, CaO0.079、Au 56.6g/t ;固硫剂次氧化锌的成分(wt.% )为:Zn74.06,Fe0.076,As0.84,Cu0.0lUPb0.81、F0.44,C1.38,S120.5、CaO0.016 ;还原煤粉的化学组分(wt.% )为:C82.33、S3.01、Si026.66、CaO0.83、Al2034.81、MgO0.23。分别称取上述成分的硫化锑精矿100g、氧化锌烟灰65g、煤粉6g,混合均匀后装入石墨坩祸中,放入电炉中于850°C下还原相转化2.0h,冷却后得相转化产物154g,其主要化学成分(wt.% )为:Sb24.16、Fe8.62、S19.87、Ζη31.26、Pb0.35、F0.013、C1.029。氟和氯的脱除率分别为93%和80%。XRD及物相分析说明,锑物相主要为金属铺,占总锑的95.46%,锌和铁的物相主要为ZnS和FeS,占总锌量的94.65%。
[0030]实施例2
[0031]作为试验原料的硫化锑矿的成分(wt.% )为:Sb55.55、S22.51、Fe0.55、Si0221.31、Pb0.01、As0.02、CaOl.52、Al2O30.40、Au0.40g/t。
[0032]称取上述成分的硫化锑精矿10g及实施例1的次氧化锌烟灰65g、煤粉8g,混合均匀后装入石墨坩祸中,放入电炉中于875°C下反应1.0h,冷却后得相转化产物153g,其主要化学成分(wt.% )为:Sb36.31、S14.71、Ζη31.46、Pb0.34,F0.0093, C1.019。氟和氯的脱除率分别为95%和88%。XRD及物相分析说明,锑物相主要为金属锑,占总锑的96.35%,锌的物相主要为ZnS,占总锌量的95.45%。
[0033]实施例3
[0034]作为试验原料的硫化锑矿的成分(wt.% )为:Sb48.15、S21.82、Fe2.46、Si0216.94、Pb0.085、Zn0.018、As0.02, CaO0.69、Α12032.16、Au0.31g/t。
[0035]称取上述成分的硫化锑精矿10g及实施例1的次氧化锌烟灰60g、煤粉10g,混合均匀后装入石墨坩祸中,放入电炉中于900°C下反应45min,冷却后得相转化产物148g,其主要化学成分(wt.% )为:Sb32.53、S14.74、Ζη30.00,Fel.66、Pb0.38,F0.0054,C1.012。氟和氯的脱除率分别为97%和92%。XRD及物相分析说明,锑物相主要为金属锑,占总锑的97.25%、锌的物相主要为ZnS,占总锌量的95.32%。
【主权项】
1.一种硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化铺精矿的方法,其特征在于,将硫化铺精矿和次氧化锌在炭质还原剂存在时,于< 950°c温度下进行还原转化,生成金属锑和硫化锌还原转化产物,还原转化产物通过重选结合浮选工艺分离出金属锑和硫化锌精矿。2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的还原转化温度为700?950°C。3.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述的还原转化时间为0.5?5h。4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的次氧化锌作为固硫剂,以硫化锑精矿中Sb2S3完全转化成Sb及FeS 2完全转化成FeS所需次氧化锌的量为理论量计量,次氧化锌的用量为理论量的90?120%。5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的炭质还原剂为煤粉和/或焦粉。6.根据权利要求1或5所述的方法,其特征在于,所述的炭质还原剂的用量为硫化锑精矿质量的5?20%。7.根据权利要求1或4所述的方法,其特征在于,所述的次氧化锌为高氟氯次氧化锌,其中 Zn 彡 70%, Pb ( 2%。8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述的还原转化反应在多膛炉或回转窑中实现。
【专利摘要】本发明公开了一种硫化物物相还原转化-选矿法处理硫化锑精矿的方法,该方法是将硫化锑精矿和次氧化锌在≤950℃温度下进行还原转化,生成金属锑和硫化锌还原转化产物,还原转化产物通过重选结合浮选工艺分离出金属锑和硫化锌精矿。该方法具有清洁、低温、低碳的特点,不仅可消除传统火法炼锑工艺存在的大量低浓度SO2烟气的污染,而且缩短了炼锑流程,大幅降低能耗和提高经济效益,可采用回转窑、多膛炉等连续运行的大型常规设备,实现连续生产,该方法还可顺便处理氟氯含量高的次氧化锌,使之转化为价格高一倍以上的优质硫化锌精矿。
【IPC分类】C22B5/10, C22B30/02, C22B1/00
【公开号】CN104975166
【申请号】CN201510385266
【发明人】唐朝波, 唐谟堂, 叶龙刚, 陈永明, 杨声海, 杨建广, 何静
【申请人】中南大学
【公开日】2015年10月14日
【申请日】2015年6月30日
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