矿浆电解法炼锑的工业实践

摘要：矿浆电解法炼锑是指通过电解原理，在NH4CL—HCL溶液体系中析出金属锑的过程。

目前，矿浆电解湿法生产线已试验运行近两年时间，各项技术指标（锑浸出率大于98%、砷浸出率小于1%、金全部留存于浸出渣中、阴极锑含砷小于0.3%）均取得优异的成绩。

本文主要介绍了矿浆电解法提锑的化学原理，工艺流程，试验运行过程中出现的问题以及改良设想。

关键词：电解理论、工艺流程、运行参数、设想
一、电解基本原理
（1）电解
电解就是电流通过电解质溶液引起化学变化的过程。

在NH4CL—HCL溶液体系中，主要存在的离子有H+、Sb3+、Fe3+、Fe2+、SO42-、Cl-、NH4+,当溶液中通以主流电后，阴阳离子发生定向移动，阴离子移向阳极，阳离子移向阴极，并在阳阴两极发生氧化还原反应，在电极上沉积析出氧化还原产物。

矿浆电解法采用石墨阳极，本身不参与反应，仅供阴离子放电之用，而主要金属离子Sb2+则在阴极上沉积析出。

酸性氯盐介质中呈悬浮状所产生的阴极浸出过程是一个复杂的反应过程，可以通过下列几种途径来实现：
(1)锑精矿和石墨阳极发生碰撞，接触时被氧化，失电子予石墨阳极
Sb2S3-6e=2Sb3++3S
(2)在氯盐体系中，石墨电极上可能发生析氯的副反应，与锑精矿的反应如下：
2Cl--2e=Cl2
Sb2S3+3Cl=2SbCl3+3S
(3)有关试验表明，浸出液中铁离子的加入锑精矿的浸出反应速率明
显提高，说明铁离子也参与了锑精矿的阳极浸出过程，反应如下：Sb2S3+6Fe+2nCl-=2SbCln3-n+6Fe2++3S
Fe2+-e=Fe3+
在阴极区，则发生金属的析出：
Sb3++3e=Sb
Fe3++e= Fe2+
矿浆电解法提锑的过程就是利用硫化锑精矿中各元素的电极电位不同，在NH4CL—HCL溶液体系中使主要金属Sb与其他杂质元素分离提纯的电化学过程。

通过矿浆电解试验，实现了砷锑分离，解决了火法工艺难处理高砷矿的问题。

（2）Sb的电化当量计算
锑的原子量是121.76g，在电解过程中，锑离子还原时每一个锑离子得到电子数是3，则1mol的锑就是121.76g。

也就是说，在电沉积锑时，每通过26.80A·h的电量（相当于1mol的电子），就能得到1/3mol化学当量（40.59g）的金属锑。

由此我们可推算出锑的电化当量是：
40.59g/(3600×26.8 C)=4.207×10-4 g/C
二、矿浆电解法提锑的工艺流程
（1）工艺流程
精矿通过螺旋给料机及计量皮带秤连续定量加入预浸搅拌槽，同时向预浸搅拌槽定量加入阳极液（含Fe3+），进行预浸，预浸时间1.5h，经过预浸槽的浸出后，预浸矿浆由矿浆泵打入压滤机进行精滤，精滤后的预浸后液自流至还原后液储槽，然后用还原后液泵矿浆电解车间的阴
极补液高位槽。

滤饼经浆化至预定矿浆浓度（250kg/m3）后用胶管泵打到矿浆电解车间的矿浆电解进浆槽，进入矿浆电解系统。

矿浆电解车间设置9个矿浆电解槽，每个矿浆电解槽内相邻的两个隔膜架共用一根阴极补液管，由浆化槽来的矿浆首先进入矿浆电解进浆槽，再自流入串联的9个矿浆电解槽进行连续矿浆电解，由9号矿浆电解槽排出的矿浆溢流入排浆槽后转至中间槽，进一步浸出精矿中的锑，保证精矿含锑降至1%以下。

矿浆经过中间槽进一步浸出后，用矿浆泵打入压滤机进行液固分离和洗涤，洗涤后的压滤渣用车拉到指定地点，等待销售。

在矿浆电解进行的同时，还原后液由阴极补液高位槽经过流量计定量自流入矿浆电解阴极区，在钛网阴极上析出金属锑。

经过一定的电解周期后将阴极提出，经洗涤后进行剥锑，剥落的阴极锑称重入
（2）运行参数
以下为矿浆电解提锑工业试验实际运行参数：
精矿品位：20%—30%
进浆流量：1.4—1.7（m3/h）
电流密度：6000A—11000A
（3）金属平衡
（4）回收率
矿浆电解法提锑与火法相比具有一定的优越性：
1、和传统火法冶金相比，流程大大缩短，其结果是投资节省、操作简化、人员减少和成本下降，并提高了金属回收率，是一种典型的短流
程冶金技术。

2、金属回收率高。

经工业试验与火法生产金属回收率对比：
火法：Au 91.1% Sb 93.1%
矿浆电解：Au 99.5% Sb 97%
3、环保。

矿浆电解过程中硫化锑矿中的硫主要转化为硫单质，砷在电解过程中基本都在压滤渣里，电解液也可循环使用，基本实现零排放。

三，矿浆电解工业试验中遇到的问题及改良建议
（1）设备使用寿命短
由于矿浆电解法电解液为强酸性，且精矿本身硬度大，运行过程中对设备磨损及腐蚀相当严重。

这样大大增加了设备成本，影响经济效益。

（2）精矿中杂物太多
精矿中含有杂物如竹屑，小石头，薄膜袋等。

胶管泵与浆化槽链接的管路小，一旦这些杂物进入管路，就会造成堵塞，导致进浆流量不稳定，且清理过程中易使矿浆损失。

（3）槽电压高电流效率低
导致槽电压偏高的原因可能有：a、电解液中Fe3+浓度过高，H+浓度偏低；b、隔膜架变形，导致极间距离增大；c、取板时溶液掉落在槽面上，氯化铵结晶覆盖在导电铜排及槽面上;d、极板与导电铜排接触不良。

槽电压升高不仅降低了电流效率，还可能使杂质析出，影响阴极锑的纯度。

（4）补液不稳定
阴极区补液方式为高位槽自流，且槽内相邻两个阴极区使用同一个
流量计，这样流入每个阴极区的补液量就会有差异。

再加上阴极液的压滤时跑混现象较为频繁，导致补液中混有精矿，堵塞流量计造成补液量不够。

（5）隔膜架与隔膜袋
现在使用的隔膜袋一个月左右需更换一次。

目前是人工剥锑，频繁敲击会使阴极板变形。

取板时极板容易和隔膜架发生碰撞粉状锑和毛刺掉落致隔膜袋底部无法清理，不仅会在隔膜袋外部就会析出金属锑，还会使极板放置不到位，出现断路。

（6）Fe3+的富集
在电解溶液中，硫化锑矿中所含的少量铁也会进入电解液中，形成Fe3+。

当溶液中Fe3+浓度过高时，会使溶液粘度增大，槽电压升高，电流效率降低。

目前采用碳酸氢铵中和沉铁的方法，分步沉淀锑和铁，得到的氯氧锑再酸溶返回系统。

该法在操作上难度大，因为在阳极液中加入碳酸氢铵后反应过于剧烈，溶液表面迅速形成大量气泡使的液位迅速上涨，难以控制。

所以在沉铁初期一次加入碳酸氢铵的量很少；二是沉铁后溶液中NH4+浓度增大，会大量析出氯化铵晶体，堵塞管路。

改良建议：
a、精矿预浸后，增加过滤装置，虑去矿中杂物，使杂物无法进入浆化槽，保证进浆流量；
b、压滤收集溶液前设置旁通管路，确保还原后液及阳极液的澄清;
c、阴极区要有单独的补液管，且分流后管路不宜太长，防止氯化铵结晶堵塞管路或流量计，保证补液量;
d、控制矿浆在电解槽内的停留时间，增强搅拌强度，使矿浆能顺利流入下一电解槽；
e、改良车间通风，使车间内保持干燥，防止潮湿空气吸收酸雾腐蚀设备，防止因空气湿度大而造成电解槽槽面漏电；
f、增加回收池，车间应有专门的雨水管道和废液管道，减小因跑冒滴漏造成的损失；
g、碳酸根离子的水解过程：
(CO3)2- + H2O == HCO3- + OH-
HCO3- + H20 == H2CO3 + OH-
以此为根据，当溶液浓度和体积相同时，使用碳酸铵替代碳酸氢氨除铁反应可能没有碳酸氢氨那么剧烈。

四、前景
公司需要可持续发展，冶炼行业环保问题也越来越被重视。

与传统火法相比，矿浆电解法提锑工艺更具有优势：流程短、能耗低、金属分离效率高、零排放，且工业试验的结果已证明该工艺的可行性。

参考文献：
[1] 陈利生，余宇楠. 湿法冶金—电解技术. 北京冶金工业出版社，2011.
[2] 湿法冶金新工艺实用手册. 中国环境科学出版社，2010.。