本發明屬于冶金技術領域，具體涉及一種含砷煙塵脫砷及有價元素綜合回收利用的方法。
背景技術：
在自然界中，砷通常以毒砂(FeAsS)、砷磁黃鐵礦(FeAsS2)、砷鐵礦(FeAs2)、硫砷銅礦(Cu3AsS3)、雄黃(As2S3)、雌黃(As2S3)等礦物，富集于銅、鉛、鋅、鎳、鈷、金和銀等有色金屬礦石中；在有色冶金過程中，產出許多高砷固體物料，如焙燒與熔煉煙塵。這些物料含砷高達5～50％，還含有大量的有價金屬，直接返回冶煉流程，導致砷在系統中的循環累積，因此，通常應單獨處理脫砷。砷屬劇毒、致癌元素，其應用逐步萎縮，面對日趨嚴格的環保標準，如何處理各種高砷物料，已成為威脅有色冶金產業生存的重大問題。
目前處理含砷煙塵的方法主要是兩類，一是火法分離，二是濕法分離。火法生產中，主要是利用砷的氧化物與其他元素氧化物沸點的不同，使砷與其他元素分離。CN103602835A公布了一種置換還原法獲得粗砷和粗銻，CN103602834A公布了一種選擇性氧化-還原獲得純度不高的As2O3和粗銻，CN104294053A公布了一種含砷煙塵還原揮發砷的方法，獲得三氧化二砷純度達到97.0％以上。但是如果煙塵中含有與砷元素性質接近的金屬(如銻)，則獲得的三氧化二砷純度不高。濕法生產中主要有水浸、酸浸、堿浸三種工藝，但是均只能獲得純度不高的三氧化二砷、砷酸鈉等產品，且對有價金屬粉回收未做進一步研究。CN105567983A公布了一種銅冶煉煙塵水浸-堿浸的處理工藝，使砷與金屬分離，制備的砷產品無銷路，浸出渣中含砷仍較高。CN104357668A公布了一種用污酸浸出煙塵，電積脫砷，酸浸和電積過程容易產生砷化氫。CN105648226A和CN105648227A公布了一種氧壓堿浸實現砷銻分離的方法，砷銻分離的比較徹底，但是在工藝中獲得的砷酸鈉未處理，碲、銻等有價金屬未回收。
從煙塵中脫砷、提取有價金屬的研究論文和相關專利報道很多，但存在有價元素綜合回收率低，砷產品市場有限，存在潛在的安全隱患。因此，現有技術還有待改進和發展。
技術實現要素：
為了解決含砷煙塵脫砷及含綜合回收有價金屬的難題，本發明提出一種含砷煙塵脫砷及有價元素綜合回收利用的方法，適用于有色金屬冶煉過程產生煙塵的處理。本發明具有環保、經濟、節能、資源利用率高的優點，實現了砷的無害化。
本發明的方案是通過常壓堿浸的浸出方式，脫除煙塵中可溶砷，且用催化氧化的方式將三價砷氧化為五價砷，氧化后液經石灰沉砷法和沉淀轉化法合成高穩定性固砷礦物，浸出渣經流態化洗滌、還原熔煉、氧化吹煉等工序，使各有價元素得到回收利用。此方法將砷從煙塵中脫除并固化，而銻、鉛、鉍等盡可能留在脫砷渣中，實現砷與有價金屬的分離并無害化。本發明資源綜合利用率高，原料適應范圍廣，解決了傳統工藝提取過程中污染問題，特別是鉛鋅冶煉過程產生的煙灰，本方法的優勢更加明顯。
一種含砷煙塵脫砷及有價元素綜合回收利用的方法，包括以下步驟：
(1)常壓堿浸
在浸出溫度為室溫～100℃、時間為30～240min、液固體積質量比為3:1～20:1(ml:g)、NaOH濃度為0.1mol/L～6mol/L、攪拌速度為50～1000r/min的條件下對含砷煙塵進行常壓堿浸出處理；過濾得浸出液和浸出渣；所述液固體積質量比是指以ml/g計，NaOH溶液與含砷煙塵的體積質量比；
(2)浸出液催化氧化
通過催化氧化的方式，向步驟(1)所得浸出液中加入氧化性氣體和催化劑，將浸出液中的As3+轉變成As5+；
(3)氧化后液沉砷
將步驟(2)所得氧化后的浸出液pH值調至1.5～3，以連續加料的方式加入CaO、Ca(OH)2中的一種或兩種作為沉砷劑，使所述浸出液中Ca與As的摩爾比為2～8:1，沉降時間為5～100小時，反應溫度為10℃～90℃；
(4)沉淀轉化為固砷礦物
再向步驟(3)所得反應體系中添加鐵鹽溶液，同時加入中和劑調控反應在pH值1.5～3條件下使Fe3+與AsO43-反應生成高穩定性的固砷礦物，反應體系中Fe與As的摩爾比控制在1～5:1；所述鐵鹽溶液為硫酸鐵溶液、氯化鐵溶液或硝酸鐵溶液溶液中的至少一種，所述中和劑為碳酸鈉、碳酸氫鈉或氫氧化鈉溶液中的至少一種；
(5)浸出渣洗滌
將步驟(1)所得浸出渣采用流態化洗滌，將浸出渣中的可溶砷降至0.1％以下；
洗液可返浸出即返回步驟(1)用于配制堿浸所用的料液；
(6)洗渣回收有價金屬
將步驟(5)所得洗渣干燥后配入木炭、煤和適量純堿，在反應器內于900～1200℃、有C、CO條件作用下進行還原熔煉，熔煉生成泡渣、鉛銻合金和煙塵；將所述煙塵返回還原熔煉或常壓堿浸步驟；將所述泡渣送鉛冶煉；
將所述鉛銻合金進行氧化吹煉，在隔焰的條件下通入空氣(溫度優選650～800℃)，獲得銻蒸汽、吹煉渣和粗鉛；將所述銻蒸汽氧化生成三氧化二銻，作為銻白產品；將所述吹煉渣返回還原熔煉工序；將所述粗鉛送鉛精煉。
利用銻氧化產生的大量熱維持反應器必須的溫度和爐內銻液溫度；由于融體表面金屬銻的濃度占絕對優勢，金屬銻性質比鉛、鉍活潑，使合金液中的銻氧化成三氧化二銻揮發進入煙塵，鉛、鉍則留在反應器底鉛中，實現一爐兩用。
本發明所述含砷煙塵以質量百分比計包括以下主要成分：砷:1％～60％，銻:1％～55％，鉛:0.1％～35％，鋅:0.1％～30％，銅:0.1％～5％，碲:0.01％～3％，硒:0.01％～3％。
本發明上述含砷煙塵脫砷及有價元素綜合回收利用的方法，其中
步驟(1)中所述浸出為常壓堿浸，控制NaOH濃度為0.1mol/L～6mol/L、浸出溫度為室溫～100℃、時間為30～240min、液固體積質量比為3:1～20:1(ml:g)、攪拌速度為50～1000r/min，所述液固體積質量比是指以ml/g計，NaOH溶液與含砷煙塵的體積質量比。。
步驟(2)中所述催化氧化的工序中，所述氧化性氣體為氧氣、空氣或富氧空氣；優選地，上述氧化性氣體的氣體流量控制在1～20L/min。
步驟(2)中所述催化氧化的工序中，所述催化劑為KMnO4；優選地，反應體系中As與Mn摩爾比控制在5:1～50:1。
步驟(2)中所述催化氧化的工序中，催化氧化體系控制的反應溫度為30℃～120℃。
步驟(3)中所述氧化后液沉砷采用石灰沉砷法。
步驟(3)中所述石灰沉砷的條件為，將氧化后液的pH值調至1.5～3，以連續加料的方式加入CaO和Ca(OH)2中的一種或兩種作為沉砷劑，Ca/As摩爾比為2～8:1，沉降時間為5～100小時，反應溫度為10℃～90℃。
步驟(4)中所述沉淀轉化為固砷礦物的條件為，在除砷工藝中添加鐵鹽溶液，同時加入中和劑調控反應在pH值1.5～3條件下使Fe3+與AsO43-反應生成高穩定性的固砷礦物，Fe/As摩爾比控制在1～5：1。所述鐵鹽溶液為硫酸鐵溶液、氯化鐵溶液或硝酸鐵溶液中的至少一種，所述中和劑為碳酸鈉、碳酸氫鈉或氫氧化鈉溶液中的至少一種。
優選地，所述鐵鹽溶液和中和劑的加入速度控制在3ml/min～20ml/min。
步驟(5)中所述浸出渣洗滌采用流態化洗滌塔洗滌水洗。
步驟(6)中所述還原熔煉、氧化吹煉所用的反應器為鼓風爐、反射爐、底吹爐、側吹爐或頂吹爐，優選為反射爐或底吹爐。
本發明方法的優點和積極效果:
1、本發明采用常壓堿浸的方式，將砷煙塵中的可溶砷全部脫除，脫砷后的原料砷含量低，可綜合回收銻、鉛等有價金屬，降低產品中砷的含量；
2、本發明采用的常壓堿浸的方式，經濟成本低，可操作性強，工藝流程簡單易行，使大部分的砷進入浸出液，而銻、鉛、鉍等有價金屬富集在浸出渣中，從而實現含砷煙塵的資源化和無害化，特別是鉛鋅冶煉過程產生的煙灰，本方法的優勢更加明顯；
3、本發明在原有技術的基礎上改變加料方式、精確控制合成過程的pH值，采用石灰沉砷法和沉淀轉化法合成的固砷礦物在寬pH范圍2～11以及強還原性條件下穩定堆存，使As不再遷移，也使冶煉系統的As有了一個較為理想的開路，是一種工藝流程簡單、資源節約、環境友好的方法，并且沉淀轉化法制備的固砷礦物穩定性好，穩定區域寬，方便堆存，且工藝成本低，易操作。
4、本發明采用流態化洗滌，進一步降低浸出渣中砷的含量，可提高回收產品質量；
5、本發明采用還原熔煉回收有價金屬，實現金屬綜合回收利用最大化。
總之，本發明合理的工序搭配、通過嚴格控制每個工序中的條件參數，使砷得以安全處置，銻、鉛、鉍等有價金屬得到回收和有效利用，達到了環保、經濟、節能、高資源利用率的目的，實現砷的無害化和資源利用最大化。由于砷與其他元素的分離采用的是濕法工藝避免了火法所帶來的大規模污染以及資源利用不高的問題，整個工藝基本上無三廢排放，所有資源得到最大效率利用，所得產物均便于后續的處理和加工，所以本發明具有環保、經濟、節能、高資源利用率的優勢。
附圖說明
圖1為本發明方法流程示意圖。
具體實施方式
以下對本發明的技術方案詳細敘述，其中所述百分含量均為質量分數。
以下涉及的含砷煙塵以質量百分比計包括以下主要成分：砷質量百分含量1％～60％，銻質量百分含量1％～55％，鉛質量百分含量0.1％～35％，鋅質量百分含量0.1％～30％，銅0.1～5％，碲質量百分含量0.01％～3％，硒質量百分含量0.01％～3％。
如圖1所示，一種含砷煙塵脫砷及有價元素綜合回收利用的方法，包括以下步驟：
1、常壓堿浸工序:在浸出溫度為室溫～100℃、時間為30～240min、液固體積質量比為3:1～20:1(ml:g)、NaOH濃度為0.1mol/L～6mol/L、攪拌速度為50～1000r/min的條件下對含砷煙塵進行常壓堿浸處理，過濾得浸出液和浸出渣。所述液固體積質量比是指以ml/g計，NaOH溶液與含砷煙塵的體積質量比。
2、浸出液催化氧化工序:通過催化氧化的方式，加入氧化性氣體和催化劑，將浸出液中絕大部分的As3+轉變成As5+，氧化后液進入到沉砷工序。氧化性氣體為氧氣、空氣或富氧空氣，催化劑為KMnO4。氧化性氣體的氣體流量控制在1～20L/min，反應體系中As與Mn摩爾比控制在5:1～50:1，催化氧化體系控制的溫度控制在30℃～120℃。
3、氧化后液沉砷工序:將氧化后液的pH值調至1.5～3，以連續加料的方式加入CaO和Ca(OH)2中的一種或兩種作為沉砷劑，使所述浸出液中Ca與As的摩爾比為2～8:1，沉降時間為5～100小時，反應溫度為10℃～90℃。。
4、沉淀轉化為固砷礦物工序:再向步驟(3)所得反應體系中在除砷工藝中添加鐵鹽溶液，同時加入中和劑調控反應在pH值1.5～3條件進行反應，使Fe3+與AsO43-反應生成高穩定性的固砷礦物，反應體系中Fe與As的摩爾比摩爾比控制在1～5：1。所述鐵鹽溶液為硫酸鐵溶液、氯化鐵溶液或硝酸鐵溶液中的至少一種，所述中和劑為碳酸鈉、碳酸氫鈉或氫氧化鈉中的至少一種，所述鐵鹽溶液和中和劑的加入速度控制在3ml/min～20ml/min。
5、浸出渣洗滌工序，將浸出渣采用流態化洗滌2～3次，將浸出渣中的可溶砷降至0.1％以下；洗液可返浸出即返回步驟(1)用于配制堿浸所用的料液。
6、洗渣回收有價金屬工序，洗渣干燥后配入木炭、煤和適量純堿(Na2CO3)，在900～1200℃和有C、CO等條件作用下，Sb、Pb、Bi等氧化物同樣也被還原成單質形式進入鉛銻合金中。煤的灰分以及少量砷、銻、鉛的氧化物與純堿反應所生成的多泡質輕的“泡渣”，浮在銻液表面。還原完成后，扒出泡渣，在溫度650～800℃隔焰的條件下，向銻液中鼓入一次空氣，使銻揮發產生大量銻蒸汽，同時向反應器通入二次空氣，使銻蒸汽氧化生成三氧化二銻，利用銻氧化產生的大量熱維持反應器必須的溫度和爐內銻液溫度。由于融體表面金屬銻的濃度占絕對優勢，金屬銻性質比鉛、鉍活潑，使合金液中的銻氧化成三氧化二銻揮發進入煙塵，鉛、鉍則留在反應器底鉛中，實現一爐兩用。其中所述還原熔煉、氧化吹煉所用的反應器為鼓風爐、反射爐、底吹爐、側吹爐或頂吹爐。
以下是本發明的實施例。
實施例1
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，其以質量百分比計包括以下主要成分：Pb 5.26％，As 39.65％，Sn 0.5％，Sb 29.36％，Zn 0.12％，Se 0.04％。
稱取一定質量的該高砷銻煙塵于反應釜內，按液固體積質量比10:1(ml:g)、攪拌速度700r/min、NaOH濃度1mol/L、浸出溫度80℃、浸出時間2h的條件進行浸出實驗。浸出結束后，移出料漿過濾分離；測得砷浸出率72.36％，浸出液中各元素濃度Pb 86.00ppm，Se 1.80ppm，Zn 20ppm，Sb 1.36g/L，As 28.69g/L。
浸出液采用催化氧化的方法將As3+氧化成As5+，控制的條件為，氧氣流量為5L/min，As/Mn摩爾比控制在10:1，催化氧化體系溫度控制在90℃，結果表明，As3+的轉化率為98.45％。
將氧化后液的pH值調至1.5以連續加料的方式加入CaO和Ca(OH)2作為沉砷劑，Ca/As摩爾比為6，沉降時間為40小時，反應溫度為40℃。在除砷工藝中添加硝酸鐵溶液和碳酸鈉，使三價鐵與溶液中的砷酸根離子反應生成高穩定性的固砷礦物，Fe/As摩爾比控制在5:1，硝酸鐵溶液的加入速度為8ml/min，碳酸鈉的加入速度為8ml/min。合成的固砷礦物符合GB5085.3-2007(固體廢物鑒別標準-浸出毒性鑒別)規定，可安全堆存。
浸出渣按照液固體積質量比5:1(ml:g)采用流態化洗滌塔洗滌浸出渣2次，洗渣含可溶砷0.1％。
洗渣干燥后配入木炭、煤和純堿，在1200℃反射爐內進行還原熔煉，熔煉生成泡渣、鉛銻合金和煙塵。泡渣送鉛冶煉，煙塵返回還原熔煉或常壓堿浸，鉛銻合金進入吹煉工序。在氧化吹煉溫度700℃的隔焰條件下，向合金中鼓入一次空氣，同時向反應器通入二次空氣，使銻蒸汽氧化生成三氧化二銻，生成的三氧化二銻作為銻白產品。吹煉渣返還原熔煉系統，而吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。其中鉛銻合金中Pb含24.38％，Sb含70.46％，As含3.08％；生成的銻白粉符合GB/T 4062-2013中規定的牌號為Sb2O3 99.00的銻白粉；粗鉛中含Pb97.21％，含Sb1.08％，含As 0.37％。
實施例2
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，其以質量百分比計包括以下主要成分：Pb10.39％，As 34.59％，Sn 1.45％，Sb 20.54％，Zn 0.11％，Se 0.24％。
稱取一定質量的該高砷銻煙塵于反應釜內，按液固體積質量比10:1(ml:g)、攪拌速度700r/min、NaOH濃度3mol/L、浸出溫度50℃、浸出時間4h的條件進行浸出實驗。浸出結束后，移出料漿過濾分離；測得砷浸出率52.06％，浸出液中各元素濃度Pb 87ppm，Se 0.52ppm，Zn 71ppm，Sb 1.24g/L，As 18.01g/L。
浸出液采用催化氧化的方法將As3+氧化成As5+，控制的條件為，氧氣流量為10L/min，As/Mn摩爾比控制在40:1，催化氧化體系溫度控制在30℃，結果表明，As3+的轉化率為92.31％。
將氧化后液的pH值調至2，以連續加料的方式加入CaO和Ca(OH)2作為沉砷劑，Ca/As摩爾比為8，沉降時間為50小時，反應溫度為90℃。在除砷工藝中添加硝酸鐵溶液和碳酸鈉，與溶液中的砷酸根離子反應生成高穩定性的固砷礦物，Fe/As摩爾比控制在5，硝酸鐵溶液的加入速度為5ml/min，碳酸鈉的加入速度為5ml/min，合成的固砷礦物符合GB5085.3-2007(固體廢物鑒別標準-浸出毒性鑒別)規定，可安全堆存。
浸出渣按照液固體積質量比5:1(ml:g)采用流態化洗滌塔洗滌浸出渣2次，洗渣含可溶砷0.1％。
洗渣干燥后配入木炭、煤和純堿，在1150℃反射爐內進行還原熔煉，熔煉生成泡渣、鉛銻合金和煙塵。泡渣送鉛冶煉，煙塵返回還原熔煉或常壓堿浸，鉛銻合金進入吹煉工序。在氧化吹煉溫度800℃的隔焰條件下，向合金中鼓入一次空氣，同時向反應器通入二次空氣，使銻蒸汽氧化生成三氧化二銻，生成的三氧化二銻作為銻白產品。吹煉渣返還原熔煉系統，而吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。其中鉛銻合金中Pb含29.36％，Sb含63.89％，As含4.67％；生成的銻白粉符合GB/T 4062-2013中規定的牌號為Sb2O3 99.00的銻白粉；粗鉛中含Pb96.14％，含Sb2.61％，含As 0.46％。
實施例3
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，其以質量百分比計包括以下主要成分：Pb19.57％，As 24.26％，Sn 1.47％，Sb 30.45％，Zn 0.16％，Se 0.21％。
稱取一定質量的該高砷銻煙塵于反應釜內，按液固體積質量比5:1(ml:g)、攪拌速度1000r/min、NaOH濃度1mol/L、浸出溫度30℃、浸出時間2h的條件進行浸出實驗。浸出結束后，移出料漿過濾分離；測得砷浸出率42.26％，浸出液中各元素濃度Pb 124ppm，Se0.67ppm，Zn 107ppm，Sb 2.02g/L，As 10.25g/L。
浸出液采用催化氧化的方法將As3+氧化成As5+，控制的條件為，氧氣流量為1L/min，As/Mn摩爾比控制在20:1，催化氧化體系溫度控制在120℃，結果表明，As3+的轉化率為89.36％。
將氧化后液的pH值調至3，以連續加料的方式加入CaO和Ca(OH)2作為沉砷劑，Ca/As摩爾比為2，沉降時間為100小時，反應溫度為50℃。在除砷工藝中添加硝酸鐵溶液和碳酸鈉，與溶液中的砷酸根離子反應生成高穩定性的固砷礦物，Fe/As摩爾比控制在9，硝酸鐵溶液的加入速度為10ml/min，碳酸鈉的加入速度為10ml/min，合成的固砷礦物符合GB5085.3-2007(固體廢物鑒別標準-浸出毒性鑒別)規定，可安全堆存。
浸出渣按照液固體積質量比5:1(ml:g)采用流態化洗滌塔洗滌浸出渣2次，洗渣含可溶砷0.1％。
洗渣干燥后配入木炭、煤和純堿，在1200℃反射爐內進行還原熔煉，熔煉生成泡渣、鉛銻合金和煙塵。泡渣送鉛冶煉，煙塵返回還原熔煉或常壓堿浸，鉛銻合金進入吹煉工序。在氧化吹煉溫度650℃的隔焰條件下，向合金中鼓入一次空氣，同時向反應器通入二次空氣，使銻蒸汽氧化生成三氧化二銻，生成的三氧化二銻作為銻白產品。吹煉渣返還原熔煉系統，而吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。其中鉛銻合金中Pb含27.89％，Sb含66.96％，As含4.21％；生成的銻白粉符合GB/T 4062-2013中規定的牌號為Sb2O3 99.00的銻白粉；粗鉛中含Pb96.69％，含Sb2.12％，含As 0.49％。
雖然，上文中已經用一般性說明及具體實施方案對本發明作了詳盡的描述，但在本發明基礎上，可以對之作一些修改或改進，這對本領域技術人員而言是顯而易見的。因此，在不偏離本發明精神的基礎上所做的這些修改或改進，均屬于本發明要求保護的范圍。