一种砷滤饼资源化利用的方法与流程

本发明属于有色冶金固体废物中元素的资源化回收利用
技术领域：
，具体涉及一种砷滤饼资源化利用的方法。
背景技术：
：砷滤饼是一种冶金企业在用硫化钠或硫化氢处理冶炼废水时产生的冶炼废渣，其成分与冶炼废水中元素含量有关，主要包括铜、砷、铋、硫及其他微量元素，被国家列为危险固体废物；为消除砷滤饼对环境的危害，回收其中的有价元素，需对其进行专门处理，现有砷滤饼的主要处理工艺为“砷滤饼氧压浸出—→氧压渣氯盐浸铋—→浸铋渣送铜冶炼系统—→氧压液还原脱砷—→脱砷液萃取提铼—→提铼后液硫化处理—→硫化渣返熔炼”，该工艺的缺点在于“提铼后液硫化处理”所得硫化渣返熔炼造成铜砷无效循环量极大，工艺成本高，“氧压渣氯盐浸铋”工序因氧压渣量大，渣中铋含量低，导致铋元素直收率低，且该工序产生大量高氯盐废水和高氯根浸铋渣，高氯盐废水给后续废水处理造成较大压力，高氯根浸铋渣返熔炼系统时易腐蚀设备并且挤占铜冶炼产能；因此，针对砷滤饼现有处理工艺的缺点，开发一种高效、经济的砷滤饼资源化利用技术是砷滤饼资源化利用的关键。技术实现要素：本发明的主要目的是提供一种砷滤饼资源化利用的方法，以解决现有技术的上述以及其他潜在问题中任一问题。为了达到上述目的，本公开实施例提出了一种砷滤饼资源化利用的方法，其特征在于，包括以下步骤：s1)氧压浸出：将砷滤饼与浸出溶剂混合，制得砷滤饼浆液，泵入高压反应釜进行氧压浸出，过滤，得到氧压浸出渣和氧压浸出液；s2)砷还原：向步骤s1)所得氧压浸出液中通入还原剂，还原得到三氧化二砷结晶和还原终液；s3)焙烧脱硫：将步骤s1)所得氧压浸出渣与水按比例混合，充分浆化后焙烧，得到焙烧渣和焙烧烟气；s4)酸浸脱铜：向步骤s3)所得焙烧渣中加入脱铜溶剂，进行常压氧化浸出，过滤，得到脱铜液和脱铜渣；所得脱铜渣送铋回收系统；s5)浓缩结晶：将步骤s4)所得脱铜液进行浓缩结晶，得到硫酸铜结晶和结晶后液。根据本公开实施例，将s2)所述还原终液部分返回s1)与砷滤饼按比例混合，做氧压浸出溶剂，部分送铼回收系统。根据本公开实施例，将s3)所得焙烧烟气送尾气处理系统，净化后的二氧化硫烟气部分送至s2)做砷的还原剂，部分制硫酸。根据本公开实施例，将s5)所述结晶后液部分返回s1)与砷滤饼混合，做浸出溶剂，部分返回s4)做脱铜溶剂。根据本公开实施例，所述s1中所述浸出溶剂为硫酸；根据本公开实施例，所述s2中产生的砷的还原终液与s5中产生的结晶后液的混合液，混合液的配比以混合后溶液酸度90～120g/l做为衡量，若酸度不够，则以工业浓硫酸补充，若酸度过高，则以工业水稀释。根据本公开实施例，所述s1中所述氧压浸出控制参数为反应液固比l：s＝反应溶液体积(升)：砷滤饼干重(千克)＝6～8：1，反应温度90～100℃，反应压强0.8～1.2mpa，反应起始酸度90～120g/l，反应时间3-5小时。根据本公开实施例，所述s2中还原反应是在常温常压下进行，所用还原剂为焙烧脱硫产生的二氧化硫烟气，控制二氧化硫流量：液体积＝2：1，还原反应时间8-12小时。根据本公开实施例，所述s3中所述焙烧采用沸腾炉焙烧，进料方式为浆式进料，浆液含水控制70～80％，炉内反应温度为500～600℃。根据本公开实施例，所述s4中酸浸脱铜在常压下进行，所用脱铜溶剂为提铼后液或提铼后液与结晶后液的混合液，反应参数为液固比l：s＝反应溶液体积(升)：焙烧渣干重(千克)＝3：1～4：1，反应温度70-90℃，反应起始硫酸酸度200g/l，反应时间4小时。所述提铼后液为砷还原后液提取铼之后的溶液，酸度为160-180g/l；提铼后液主要是利用里面的酸去浸出焙烧渣里的铜同时将提铼后液中的铜送入硫酸铜结晶工序产出硫酸铜开路，砷返回至氧压浸出工序产出三氧化二砷开路。根据本公开实施例，所述s5中浓缩结晶控制终点溶液比重1.50。根据本公开实施例，所述s5中的脱铜渣送铋回收系统，所得结晶后液部分返回做砷滤饼浸出溶剂，所得硫酸铜结晶送精制工序。根据本公开实施例，若本发明所述的砷滤饼资源化利用的方法处理系统出现溶液体积膨胀，则将部分提铼后液送废水开路处理。本发明的有益效果在于：本发明采用“砷滤饼氧压浸出脱砷—→浸出液砷还原—→浸出渣沸腾炉焙烧脱硫—→焙烧渣酸浸脱铜—→脱铜液浓缩结晶”为主干的工艺流程处理砷滤饼，能得到三氧化二砷、硫酸铜结晶、高纯铼酸铵和浓硫酸产品，并为铋回收系统提供高品质原料，各有价金属元素总回收率大于99％，有效地实现了砷滤饼中铜、砷、铼、铋的资源化回收利用，消除了现有工艺铜砷无效循环量大、铋金属回收率低、高氯盐废水量大、高氯根浸铋渣腐蚀设备、挤占铜冶炼产能等问题。附图说明图1为本发明一种砷滤饼资源化利用的方法的工艺流程图。具体实施方式下面结合具体实施例对本发明的技术方案做进一步说明。如图1所示，本公开实施例提出了一种砷滤饼资源化利用的方法，该方法具体包括以下步骤：s1)氧压浸出：将砷滤饼与浸出溶剂按比例混合，制得砷滤饼浆液，泵入高压反应釜进行氧压浸出，过滤，得到氧压浸出渣和氧压浸出液；s2)砷还原：向步骤s1)所得氧压浸出液中通入还原剂，还原得到三氧化二砷结晶和还原终液；s3)焙烧脱硫：将步骤s2)所得氧压浸出渣与水按比例混合，充分浆化后泵入沸腾炉焙烧，得到焙烧渣和焙烧烟气；s4)酸浸脱铜：向步骤s3)所得焙烧渣中加入提铼后液和结晶后液，进行常压氧化浸出，过滤，得到脱铜液和脱铜渣；所得脱铜渣送铋回收系统；s5)浓缩结晶：将步骤s4)所得脱铜液进行浓缩结晶，得到硫酸铜结晶和结晶后液。根据本公开实施例，所述s2中还包括以下步骤：将所述还原终液部分返回s1)与砷滤饼按比例混合，做氧压浸出溶剂，部分送铼回收系统。根据本公开实施例，将s3)所得焙烧烟气送尾气处理系统，净化后的二氧化硫烟气部分送至步骤2)做砷还原剂，部分制硫酸。根据本公开实施例，所述s1中所述浸出溶剂为硫酸或s2中产生的砷还原终液与s5中产生的结晶后液的混合液，混合液的配比以混合后溶液酸度90～120g/l做为衡量，若酸度不够，则以工业浓硫酸补充，若酸度过高，则以工业水稀释。根据本公开实施例，所述s1中所述氧压浸出控制参数为反应液固比l：s＝反应溶液体积(升)：砷滤饼干重(千克)＝6～8：1，反应温度90～100℃，反应压强0.8～1.2mpa，反应起始酸度90～120g/l，反应时间3-5小时。根据本公开实施例，所述s2砷还原在常温常压下进行，所用还原剂为焙烧脱硫产生的二氧化硫烟气，控制二氧化硫流量：液体积＝2：1，还原反应时间8-12小时。根据本公开实施例，所述s3中所述焙烧的进料方式为浆式进料，浆液含水控制70～80％，炉内反应温度为500～600℃。根据本公开实施例，所述s4中酸浸脱铜在常压下进行，所用脱铜溶剂为提铼后液与结晶后液的混合液，反应参数为液固比l：s＝反应溶液体积(升)：焙烧渣干重(千克)3：1～4：1，反应温度70-90℃，反应起始硫酸酸度200g/l，反应时间4小时。根据本公开实施例，所述s5中浓缩结晶控制终点溶液比重1.50；根据本公开实施例，所述s5中的脱铜渣送铋回收系统，所得结晶后液部分返回做砷滤饼浸出溶剂，所得硫酸铜结晶送精制工序。实施例1～3按照上述步骤进行三组实验，实施例1对应实验1，实施例2对应实验2，实施例3对应实验3，每组实验参数如表1所示；表1实验参数控制表实验用砷滤饼成分如表2所示：表2砷滤饼元素含量表％元素cuasbis含量％4.3629.632.5034.52砷滤饼氧压浸出结果如下表所示：表3氧压浸出渣成分表％实验cuasbis渣率11.363.257.6578.2133.0221.072.967.7178.0332.1631.683.757.4276.2535.69平均1.373.327.5977.5033.62表4氧压浸出液成分表g/l实验cuasbih2so4140.1852.060.00782.43239.5654.160.00776.75337.6950.280.00685.43平均39.1452.170.00781.54其中，将所述砷还原终液和结晶后液作为砷滤饼浸出溶剂返回氧压浸出，充分利用溶液中的酸和铜、砷离子，可有效提高砷滤饼中铜、砷浸出率，实验铜平均浸出率96.43％，砷平均浸出率95.31％，铋平均浸出率0.03％；向氧压浸出液中通入二氧化硫，进行砷还原，实验结果如下表所示：表5三氧化二砷结晶成分表％实验cuasbi10.06274.68＜0.00520.07374.34＜0.00530.02174.19＜0.005平均0.05274.40＜0.005表6还原终液成分表g/l实验cuasbih2so4135.2622.410.006145.70234.1623.140.005138.79333.6821.750.006156.43平均34.3722.430.006146.97对氧压浸出渣进行焙烧脱硫，以沸腾炉作为焙烧脱硫设备，采用浆式进料，控制料浆含水70～80％，焙烧温度500～600℃，所得结果如表7所示：表7焙烧渣成分表％实验cuasbis渣率16.830.7641.3210.1819.2127.250.6343.159.3618.3736.540.8240.1911.2820.04平均6.870.7441.5510.2719.21沸腾炉焙烧处理砷滤饼氧压浸出渣，渣中砷平均脱除率95.13％，硫平均脱除率96.11％，渣率平均19.21％对焙烧渣进行酸浸脱铜，实验结果如下表所示：表8脱铜渣成分表％实验cuasbis渣率10.832.4653.6713.1676.3521.052.6352.7113.4677.6430.962.8450.6712.9878.52平均0.952.6452.6813.2077.50,表9脱铜液成分表g/l实验cuasbih2so4152.6623.21＜0.005125.69248.7523.69＜0.005119.68350.6922.68＜0.005132.36平均50.7023.19＜0.005125.91常压氧化酸浸处理焙烧渣，浸出液铜浓度平均50.70g/l,铜平均浸出率85.43％，铋浸出率小于0.01％；对脱铜液进行浓缩结晶，控制终点溶液比重1.50，实验结果如下表所示：表10硫酸铜结晶成分表％实验cuasbi119.318.94＜0.005218.799.86＜0.005318.8610.23＜0.005平均18.989.77＜0.005,表11结晶后液成分表g/l实验cuasbih2so4120.3656.84＜0.005367.53219.7761.67＜0.005352.46320.1453.32＜0.005362.80平均20.0957.28＜0.005360.93采用浓缩结晶处理脱铜液，以粗硫酸铜形式回收脱铜液中的铜，铜结晶率大于65％；所述脱铜渣送铋回收系统，结晶后液部分返回做脱铜溶剂，部分返回与砷滤饼、还原终液混合后进行氧压浸出，所得硫酸铜结晶送精制工序。最后声明，本发明保护范围并不局限于此，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。当前第1页12