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。
技术实现要素：
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10～40g/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。