固砷含铜矿渣的脱砷方法与流程

本发明涉及冶金技术领域，特别涉及一种固砷含铜矿渣的脱砷方法。

背景技术：

在铜冶炼过程中出现的砷冰铜，在酸性、氧压条件下，通过加入铁粉跟砷的反应生成在低酸条件下稳定存在的砷酸铁盐(臭葱石)沉淀进行固砷，铜浸出至液相，从而达到铜、砷分离到目的，该工艺应用较为广泛。产生的含铜、铅固砷矿渣含砷10.56％、含铜9.14％、含铁7.73％、含铅15.0％。

由于该矿渣含铜、铅较高，还有很高的附加值，但是必须进行脱砷处理后，才能得以进一步回收富集利用。目前，该矿渣脱砷方法主要也就是湿法和火法脱砷两类，由于矿渣本身热值不高，相对于一般的火法脱砷来说，需要配置更多的燃料，导致成本较高、效率低，而且环境污染严重本身就是火法脱砷的弊端。如中国专利cn103820587b公布了一种含砷富铁渣中挥发脱砷的方法，其中采用在富铁渣中配人4％-8％的焦炭粉，温度750℃-950℃，在通入水蒸气与空气的混合气体条件下，使铁矿石中的砷挥发，该方法只能处理含砷1.4％低砷矿渣，对于含砷在10％以上的矿渣，其脱砷效率就显得捉襟见肘了，并且对设备要求也很高。在湿法脱砷中，由于该矿渣本身是通过湿法工艺在酸性、氧压条件下进行固砷的产物，所以常规的酸性浸出，对其作用不大。如如中国专利cn103572041a公布了一种高砷铁矿湿法深度脱砷的方法，该方法对含砷为5.64％砷铁原矿石(feas2)可以达到90％以上的脱除率，但是对于这种酸性氧压条件下生成的含铜、铅且成分复杂的固砷产物却无能为力了。如中国专利cn107739837a公开了一种铜冶炼高砷烟灰高效脱砷的方法，通过二级常压碱浸，可以将8％的含砷烟灰达到90％的脱砷率。通过常压、加压碱浸可以实现砷的脱除，但是由于氢氧化钠成本太高，虽然可以通过石灰苛化回收部分碱液，但是生成的砷酸钙却是另外一种危废，并且目前还没有很好的处置方法，只能堆积贮存。

技术实现要素：

本发明提供了一种固砷含铜矿渣的脱砷方法，其目的是解决固砷含铜矿渣清洁、高效脱砷难的问题。

为了达到上述目的，本发明提供的技术方案如下：

一种固砷含铜矿渣的脱砷方法，包括如下步骤：

1)将固砷含铜矿渣与浸出液按固液质量比为1:5～8的比例混合，得到矿浆；

其中，所述浸出液为含砷的酸溶液，其中硫酸浓度为150～180g/l；

2)对步骤1)所得矿浆进行二氧化硫还原处理；然后进行过滤，得到铅渣和滤液；

3)步骤2)所得滤液进行硫化沉铜处理，得到铜渣与母液；

4)步骤3)所得母液经结晶处理后析出氧化砷，对所述氧化砷进行提纯处理。

进一步地，步骤1)所述固砷含铜矿渣中包含砷、铜、铁和铅元素。

进一步地，步骤2)所述二氧化硫还原处理为向矿浆中通入二氧化硫，并进行搅拌。

进一步地，所述二氧化硫还原处理反应温度为80～90℃，反应时间为1.5～2h。

进一步地，步骤2)所得铅渣进入铅熔炼系统。

进一步地，步骤3)所述硫化沉铜处理具体为：向所述滤液中通入硫化氢气体，每30min检测一次滤液中的铜含量，当滤液中铜含量<0.02g/l时停止通气，再进行过滤处理。

进一步地，步骤3)所得铜渣进入铜冶炼系统。

进一步地，步骤4)中结晶处理具体为：将母液冷却至20～30℃后进行离心处理，分离出氧化砷。

进一步地，步骤4)中结晶处理后母液返回步骤1)作为浸出液使用。

进一步地，步骤4)所述提纯处理具体为：将分离出的氧化砷进行水洗，直至氧化砷纯度达98％以上；

其中，水洗所得水洗液返回步骤1)作为浸出液使用。

本发明的上述方案有如下的有益效果：

(1)本发明提供的固砷含铜矿渣的脱砷方法实现了从固砷含铜矿渣中高效脱砷，使其达到安全处置和循环利用的目的，是将含砷物料转化为砷产品的清洁化、资源化的一条有效途径；

(2)本发明提供的固砷含铜矿渣的脱砷方法的砷脱除率达85％以上，且整个工艺缩短了提砷技术途径，降低了能源消耗，提高了经济效益；

(3)本发明提供的固砷含铜矿渣的脱砷方法有效回收了固砷含铜矿渣中的铜、铅等有价金属，铜的直收率为90％以上，铅的直收率达到95％以上，具有很高的经济效益和环保效益；

(4)本发明提供的固砷含铜矿渣的脱砷方法进行自产自耗式循环利用，能源消耗小，提高了经济效益，具有广阔的市场应用前景。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图及具体实施例进行详细描述。

实施例1

(1)取固砷含铜矿渣100g(干基)，其中含as10.56％、cu9.14％、fe7.73％、pb15.0％，浸出液500g(含砷12.7g/l)，用浓硫酸调节酸度至150g/l。将固砷含铜矿渣与浸出液混合加入到2l的烧杯中；

(2)启动电动搅拌，并接入导气管，持续通入so2气体，加温至80℃，恒温维持1.5小时，然后趁热过滤，得到铅渣和滤液；

(3)将铅渣送至铅熔炼系统，向滤液中通入硫化氢气体，每30min检测一次滤液中的铜含量，至滤液中铜含量<0.02g/l时停止通气再进行过滤处理，得到铜渣和母液；

(4)将铜渣送至铜冶炼系统，母液经结晶处理后析出氧化砷，冷却至20℃后进行离心处理，然后分离出的氧化砷进行水洗，直至氧化砷纯度达98％以上。经结晶处理后母液作为浸出液继续使用。

取样分析得as的脱除率为85.2％，铜的直收率为91.5％，铅的直收率为96.2％。

实施例2：

(1)取固砷含铜矿渣100g(干基)，其中含as10.56％、cu9.14％、fe7.73％、pb15.0％，浸出液600g(含砷12.7g/l)，用浓硫酸调节酸度至160g/l。将固砷含铜矿渣与浸出液混合加入到2l的烧杯中；

(2)启动电动搅拌，并接入导气管，持续通入so2气体，加温至85℃，恒温维持1.6小时，然后趁热过滤，得到铅渣和滤液；

(3)将铅渣送至铅熔炼系统，向滤液中通入硫化氢气体，每30min检测一次滤液中的铜含量，至滤液中铜含量<0.02g/l时停止通气再进行过滤处理，得到铜渣和母液；

(4)将铜渣送至铜冶炼系统，母液经结晶处理后析出氧化砷，冷却至25℃后进行离心处理，然后分离出的氧化砷进行水洗，直至氧化砷纯度达98％以上。经结晶处理后母液作为浸出液继续使用。

取样分析得as的脱除率为89.5％，铜的直收率为92.1％，铅的直收率为97.2％。

实施例3：

(1)取固砷含铜矿渣100g(干基)，其中含as10.56％、cu9.14％、fe7.73％、pb15.0％，浸出液800g(含砷12.7g/l)，用浓硫酸调节酸度至160g/l。将固砷含铜矿渣与浸出液混合加入到2l的烧杯中；

(2)启动电动搅拌，并接入导气管，持续通入so2气体，加温至90℃，恒温维持1.5小时，然后趁热过滤，得到铅渣和滤液；

(3)将铅渣送至铅熔炼系统，向滤液中通入硫化氢气体，每30min检测一次滤液中的铜含量，至滤液中铜含量<0.02g/l时停止通气再进行过滤处理，得到铜渣和母液；

(4)将铜渣送至铜冶炼系统，母液经结晶处理后析出氧化砷，冷却至30℃后进行离心处理，然后分离出的氧化砷进行水洗，直至氧化砷纯度达98％以上。经结晶处理后母液作为浸出液继续使用。

取样分析得as的脱除率为93.3％，铜的直收率为92.6％，铅的直收率为97.6％。

实施例4：

(1)取固砷含铜矿渣100g(干基)，其中含as10.56％、cu9.14％、fe7.73％、pb15.0％，浸出液800g(含砷12.7g/l)，用浓硫酸调节酸度至180g/l。将固砷含铜矿渣与浸出液混合加入到2l的烧杯中；

(2)启动电动搅拌，并接入导气管，持续通入so2气体，加温至90℃，恒温维持2小时，然后趁热过滤，得到铅渣和滤液；

(3)将铅渣送至铅熔炼系统，向滤液中通入硫化氢气体，每30min检测一次滤液中的铜含量，至滤液中铜含量<0.02g/l时停止通气再进行过滤处理，得到铜渣和母液；

(4)将铜渣送至铜冶炼系统，母液经结晶处理后析出氧化砷，冷却至30℃后进行离心处理，然后分离出的氧化砷进行水洗，直至氧化砷纯度达98％以上。经结晶处理后母液作为浸出液继续使用。

取样分析得as的脱除率为95.7％，铜的直收率为93.0％，铅的直收率为98.1％。

实施例5：

(1)取固砷矿渣1000kg(干基)，其中含as9.97％、cu9.02％、fe7.08％、pb15.0％，循环液8000kg(含as10.2g/l、cu0.89g/l)，用浓硫酸调节酸度至180g/l。将固砷含铜矿渣与浸出液混合加入到2l的烧杯中；

(2)从釜底导气管以0.2m³/h速度持续通入so2(液态)，通过蒸汽盘管加温至90℃，恒温维持2小时。用板框式压滤机趁热过滤，得到铅渣和滤液；

(3)将铅渣送至铅熔炼系统，向滤液中通入硫化氢气体，每30min检测一次滤液中的铜含量，至滤液中铜含量<0.02g/l时停止通气再进行过滤处理，得到铜渣和母液；

(4)将铜渣送至铜冶炼系统，母液经结晶处理后析出氧化砷，冷却至30℃后进行离心处理，然后分离出的氧化砷进行水洗，直至氧化砷纯度达98％以上。经结晶处理后母液作为浸出液继续使用。

取样分析得as的脱除率为94.5％，铜的直收率为92.3％，铅的直收率为96.7％。

以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以作出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。