本發明屬于有色冶金技術領域，具體涉及一種從含砷煙塵中回收有價金屬及砷資源化無害化處置的方法。
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)等礦物形式存在，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％，同時，物料中還含有大量的有價金屬，如果直接返回冶煉流程，會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。中國專利CN103602835A公布了一種置換還原法獲得粗砷和粗銻的方法，中國專利CN103602834A公布了一種選擇性氧化-還原獲得純度不高的As2O3和粗銻的方法，中國專利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，且對有價金屬回收未做進一步研究。中國專利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，但是砷與其他元素分離的不徹底，浸出渣中含砷仍較高。中國專利CN104357668A公布了一種用污酸浸出煙塵的方法，電積脫砷，酸浸和電積過程容易產生砷化氫。中國專利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無市場，碲、銻等有價金屬未回收。
綜上所述，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，但現有技術仍存在著有價金屬綜合回收率低，砷產品市場有限，存在潛在的安全隱患的問題。因此，現有技術還有待改進和發展。
技術實現要素：
本發明的目的是針對現有含砷煙塵綜合利用技術存在的問題，提供一種從含砷煙塵中回收有價金屬及砷資源化無害化處置的方法，該方法具有環保、經濟、節能、資源利用率高的優點，可實現含砷煙塵中砷、碲、銻、鉛、鉍、錫等有價元素的全面回收與綜合利用，實現砷的資源化和無害化。
具體地，本發明提供一種從含砷煙塵中回收有價金屬及砷無害化處置的方法，包括如下步驟：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：取含砷煙塵于反應釜中，向其中加入苛性堿溶液，向反應釜中通入氧化性氣體，于120～300℃，0.1～3.5MPa下進行氧壓浸出；氧壓浸出結束后，經液固分離，得到含砷浸出液和浸出渣；
(2)浸出液選擇性還原凈化：向步驟(1)所得浸出液中加入還原劑，將浸出液中的As5+還原為As3+，Na2TeO3還原為金屬碲，還原結束后，經液固分離，得到粗碲固體和純亞砷酸鈉溶液；
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：對步驟(2)所得的粗碲固體先后進行氫還原和真空蒸餾，得到高純碲；
(4)浸出渣洗滌：對步驟(1)所得的浸出渣進行水洗，得到洗液和洗渣，控制洗渣中砷含量小于0.1％；
(5)洗液固砷：調節步驟(4)所述洗液的pH值為1.5～3，升溫至75～90℃，以連續加料的方式加入亞鐵鹽作為沉砷劑，持續通入氧化性氣體將亞鐵離子氧化為三價鐵離子，同時加入中和劑調控反應在pH值1.5～3條件下進行，使Fe3+與AsO43-反應生成高穩定性的固砷礦物；
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的洗渣干燥后，與木炭、煤和純堿混合進行還原熔煉，生成煙塵、泡渣和鉛銻合金；
將所述煙塵返回所述還原熔煉或常壓水浸；
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，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配料；將所述粗鉛送鉛精煉。
本發明的方法特別適宜于處理以下含砷煙塵，以質量百分比計，所述含砷煙塵包括以下主要成分：砷：1％～60％，銻：1％～55％，鉛：0.1％～35％，鋅：0.1％～30％，鉍：0.1～10％，錫：0.1％～5％，碲：0.01％～3％，硒：0.01％～3％。
優選地，步驟(1)中，浸出溫度為150～260℃。
優選地，步驟(1)中，浸出壓力為1.5～2MPa。
優選地，為了充分實現砷的浸出，實現砷與其他金屬的充分分離，步驟(1)中，苛性堿溶液的濃度2～10mol/L，苛性堿溶液與含砷煙塵的液固體積質量比為5:1～20:1(ml：g)。進一步優選地，苛性堿溶液的濃度3～6mol/L，苛性堿溶液與含砷煙塵的液固體積質量比為10:1(ml:g)
優選地，步驟(1)中，所述氧化性氣體選自氧氣、空氣、富氧空氣中的至少一種。
作為本發明較佳的技術方案，步驟(1)的具體操作為：取含砷煙塵于反應容器中，按照苛性堿溶液與含砷煙塵的液固體積質量比為5:1～20:1(ml：g)計，向其中加入3～6mol/L苛性堿溶液，向反應釜中通入氧化性氣體，于150～260℃，1.5～2MPa下進行氧壓浸出，控制浸出時間為120～200min。
優選地，步驟(2)中，所述還原劑為二氧化硫或亞硫酸。
步驟(2)的操作可在室溫至80℃條件下進行，優選在室溫下進行。
步驟(2)中，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有As5+還原為As3+，TeO32-還原為Te所需理論用量的1.1～3倍，優選為1.5～2倍。
優選地，步驟(3)中，所述氫還原的溫度為550～650℃，最優為600℃。
優選地，步驟(3)中，所述真空蒸餾的溫度450～600℃，最優為450～550℃。其中，所述真空蒸餾的真空度為1～5pa。
優選地，步驟(4)中，所述浸出渣洗滌采用流態化洗滌塔，一般洗滌2～3次即可使所得洗渣中砷的含量小于0.1％。
其中，步驟(5)中，所述固砷方法采用的是調控生長法。其中亞鐵鹽和中和劑以溶液的形式隨著反應的進行緩慢加入反應體系中，二者的加入速度約為3～20ml/min。
優選地，步驟(5)中，所述亞鐵鹽選自硫酸亞鐵、氯化亞鐵、硝酸亞鐵中的至少一種。
優選地，步驟(5)中，所述中和劑選自碳酸鈉、碳酸氫鈉、氫氧化鈉中的至少一種。
優選地，步驟(5)中，所述氧化性氣體選自氧氣、空氣、富氧空氣中的至少一種。
優選地，步驟(5)中，亞鐵鹽中Fe和洗液中As的摩爾比為2～5。
步驟(6)中，在反應器內銻化合物被還原為金屬銻，Pb、Bi、Sn等雜質也被還原成單質進入粗銻合金中，煤的灰分以及少量砷、銻、鉛的氧化物與純堿反應所生成多泡質輕的“泡渣”，浮在銻液表面。還原完成后，扒出泡渣，在隔焰的條件下，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，且金屬銻性質比鉛、鉍、錫活潑，使合金液中的銻氧化成三氧化二銻揮發進入煙塵，鉛、鉍、錫等則留在反應器底鉛中，實現一爐兩用。
優選地，步驟(6)中，所述還原熔煉的溫度為900～1200℃。
優選地，步驟(6)中，所述氧化吹煉的溫度為650～800℃。
優選地，步驟(6)中，所述還原熔煉和氧化吹煉采用鼓風爐、反射爐、底吹爐、側吹爐、頂吹爐中的任意一種。
本發明的方案是通過苛性堿氧壓浸出，浸出液選擇性還原，粗碲經過氫還原、真空蒸餾，浸出渣流態化洗滌，洗液固砷，洗渣還原熔煉、氧化吹煉等工序實現的，使各有價元素得到充分回收利用。此方法將砷從煙塵中脫除，而銻、鉛、鉍、錫等盡可能留在脫砷渣中，實現砷銻的深度分離，獲得純亞砷酸鈉溶液并用于濕法煉鋅硫酸鋅溶液砷鹽凈化除鈷鎳原料，部分雜質含量高的砷酸鈉采用固化處理，實現砷的資源化和無害化。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。
用苛性堿溶液對含砷煙塵進行氧壓浸出處理，浸出液經選擇性還原凈化后用于硫酸鋅溶液砷鹽凈化除鈷鎳的原料，凈化獲得的粗碲經氫還原、真空蒸餾制備99.999％以上的高純碲，浸出渣用水洗滌至渣中砷含量＜0.1％，洗渣經還原熔煉、氧化吹煉生產高品質三氧化二銻和粗鉛，洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物。
本發明方法的優點和積極效果：
1、本發明采用苛性堿溶液氧壓浸出的方式，將砷煙塵中的砷轉化為砷酸鈉，銻轉化為銻酸鹽，通過控制NaOH溶液的濃度、浸出的溫度、礦漿液固體積質量比、反應釜內壓力以及浸出時間，充分利用砷酸鈉溶于水而焦銻酸鈉不溶于水的優越性和煙塵中碲、鉛、鉍等有價元素的存在特性，使得煙塵中砷、碲、銻、鉛、鉍等元素經苛性堿溶液氧壓浸出后，99.0％以上的砷轉變為砷酸鈉，99.0％以上的碲轉變為亞碲酸鈉，99.0％以上的銻轉變為焦銻酸鈉，特別是通過調控浸出條件降低浸出液中銻、錫含量，砷與其他元素徹底分離，使凈化還原后的溶液可用于硫酸鋅砷鹽凈化除鈷鎳的原料；
2、在煙塵中的砷、碲、鉛得到有效溶解和浸出后，本發明選擇優先從浸出液中選擇性分離出碲、鉛，這是基于浸出液中砷、碲、鉛元素的特性，使得碲、鉛選擇性還原從溶液中脫除，凈化獲得粗碲中Te的含量達65％，經氫還原、真空蒸餾得到99.999％以上的高純碲，回收并制備了高純碲，凈化后溶液為純亞砷酸鈉溶液，用于硫酸鋅溶液砷鹽凈化，實現了砷的資源化利用，為砷產品創造出路；
3、本發明采用流態化洗滌，將洗液的pH調至為1.5～3，以連續加料的方式加入亞鐵鹽溶液作為沉砷劑，持續通入氧化性氣體將亞鐵離子氧化為三價鐵離子，同時加入一定濃度的碳酸鈉、碳酸氫鈉或氫氧化鈉溶液作為中和劑，使Fe3+與AsO43-在恒定的pH值下反應生成高穩定性的固砷礦物。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，采用調控生長法合成的固砷礦物在寬pH值范圍2～11以及強還原性條件下砷的浸出濃度小于0.5mg/L，低于GB5085.3-2007(固體廢物鑒別標準-浸出毒性鑒別)規定，可安全堆存，實現了砷的無害化；
4、本發明采用流態化洗滌后的浸出渣中砷含量＜0.1％，經還原熔煉、氧化吹煉獲得高品質三氧化二銻和粗鉛，浸出渣中的有價金屬全部得到回收，實現金屬綜合回收利用最大化；
5、本發明采用的主要是堿體系，不會產生砷化氫等劇毒物質，整個流程不會出現新的三廢，經濟環保。
6、本發明合理的工序搭配，使得碲、銻、鉛、錫等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，實現了砷的資源化和無害化，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率不高的問題，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為本發明的工藝流程圖。
具體實施方式
以下對本發明的技術方案詳細敘述，實施例的工藝流程請參考圖1。其中所述百分含量均為質量百分數。
實施例1：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 1.57％，As 48.56％，Sn 0.51％，Sb 21.24％，Zn 0.73％，Te 0.35％，Se 0.25％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比10:1、氫氧化鈉濃度為3mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度160℃、氧分壓2Mpa、浸出時間2h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率41.53％，浸出液中各元素濃度Pb 709.60ppm，Se 31.02ppm，Sn 65.38ppm，Sb 8.20ppm，Te 123.28ppm，As 20.17g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是所浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲中含Te66.14％；純亞砷酸鈉溶液中雜質元素含量Pb 3.21ppm，Se 28.31ppm，Sn11.26ppm，Sb 5.92ppm，Te 1.16ppm，As 19.89g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在520℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到純度99.999％高純碲，碲的回收率達99.06％；
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液中含砷4.40g/L，洗渣中含砷0.1％。
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液的pH值調至2，然后將升溫至90℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧氣使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為5ml/min，碳酸鈉的加入速度為5ml/min，氧氣流量10L/min，Fe和As的摩爾比為2，反應時間12h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，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。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：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。氧化吹煉工序得到的吹煉渣返還原熔煉系統，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含量為19.21％，Sb含量為78.34％，As含量為1.21％；生成的銻白粉符合GB/T 4062-2013中規定的牌號為Sb2O3 99.90的銻白粉；粗鉛中含Pb 98.27％，含Sb 1.24％，含As 0.11％。
實施例2：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 6.88％，As 36.51％，Sn 1.11％，Sb 29.77％，Zn 0.54％，Te 0.24％，Se 0.05％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比10:1、氫氧化鈉濃度為3mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度200℃、氧分壓1.5Mpa、浸出時間2.5h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率41.29％。浸出液中各元素濃度Pb 515.20ppm，Se 31.56ppm，Sn46.27ppm，Sb 9.40ppm，Te 122.26ppm，As 15.07g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測析出金屬碲沉淀，粗碲含Te69.46％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb 0.78ppm，Se 25.86ppm，Sn9.78ppm，Sb 8.79ppm，Te 1.47ppm，As 14.87g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在550℃，真空度3Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率98.80％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液含砷4.50g/L，洗渣含砷0.1％。
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的浸出液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2，后將升溫至75℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧化性氣體使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為6ml/min，碳酸鈉的加入速度為4ml/min，氧氣流量9L/min，Fe和As的摩爾比為2，反應時間12h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，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。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：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。氧化吹煉工序得到的吹煉渣返還原熔煉系統，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含19.07％，Sb含78.12％，As含1.19％；生成的銻白粉符合GB/T 4062-2013中規定的牌號為Sb2O3 99.90的銻白粉；粗鉛中含Pb 98.15％，Sb 1.29％，As 0.12％。
實施例3：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 5.46％，As 30.29％，Sn 0.98％，Sb 29.58％，Zn 0.68％，Te 0.26％，Se 0.07％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比15:1、氫氧化鈉濃度為3mol/L、攪拌速度400r/min、浸出溫度180℃、氧分壓2Mpa、浸出時間1.5h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率44.52％，浸出液中各元素濃度Pb 956.35ppm，Se 18.91ppm，Sn 57.12ppm，Sb 9.63ppm，Te 144.92ppm，As 13.49g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲含Te 67.56％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb 2.37ppm，Se 16.89ppm，Sn 5.71ppm，Sb 8.96ppm，Te 2.31ppm，As 13.25g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在500℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率98.41％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液含砷4.60g/L，洗渣含砷0.1％。
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的浸出液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2，后將升溫至80℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧化性氣體使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為6ml/min，碳酸鈉的加入速度為5ml/min，氧氣流量8L/min，Fe和As的摩爾比為2，反應時間10h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，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。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的洗渣干燥后配入木炭、煤和純堿，在1000℃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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：在氧化吹煉溫度850℃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。氧化吹煉工序得到的吹煉渣返還原熔煉系統，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含18.96％，Sb含78.06％，As含1.30％；生成的銻白粉符合GB/T 4062-2013中規定的牌號為Sb2O3 99.90的銻白粉；粗鉛中含Pb98.06％，Sb 1.31％，As 0.15％。
實施例4：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 1.57％，As 48.56％，Sn 0.51％，Sb 21.24％，Zn 0.73％，Te 0.35％，Se 0.25％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比10:1、氫氧化鈉濃度為1mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度160℃、氧分壓2Mpa、浸出時間2h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率89.25％，浸出液中各元素濃度Pb957.45ppm，Se 35.84ppm，Sn 72.14ppm，Sb 1.89g/L，Te124.89ppm，As 43.34g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲含Te 66.28％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb2.98ppm，Se 31.86ppm，Sn 6.23ppm，Sb 1.76g/L，Te1.27ppm，As 42.86g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在500℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率98.98％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液含砷5.80g/L，洗渣含砷0.1％
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2，后將升溫至90℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧氣使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為5ml/min，碳酸鈉的加入速度為4ml/min，氧氣流量12L/min，Fe和As的摩爾比為2，反應時間8h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，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。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：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，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含20.67％，Sb含74.54％，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Pb96.05％，Sb1.67％，As0.31％。
實施例5：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 1.57％，As 48.56％，Sn 0.51％，Sb 21.24％，Zn 0.73％，Te 0.35％，Se 0.25％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比10:1、氫氧化鈉濃度為3mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度200℃、氧分壓2Mpa、浸出時間2h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率42.56％，浸出液中各元素濃度Pb816.45ppm，Se 38.86ppm，Sn 42.47ppm，Sb 9.84ppm，Te189.75ppm，As 20.67g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲含Te 68.24％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb2.78ppm，Se 32.78ppm，Sn 3.86ppm，Sb 8.46ppm，Te1.57ppm，As 18.96g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在600℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率99.17％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
精簡擦，洗液含砷5.60g/L，洗渣含砷0.1％
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2，后將升溫至80℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧氣使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為5ml/min，碳酸鈉的加入速度為5ml/min，氧氣流量15L/min，Fe和As的摩爾比為4，反應時間18h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，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。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的洗渣干燥后配入木炭、煤和純堿，在950℃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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：在氧化吹煉溫度750℃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。氧化吹煉工序得到的吹煉渣返還原熔煉系統，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含19.86％，Sb含75.27％，As含3.98％；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Pb97.22％，含Sb1.59％，含As0.25％。
實施例6：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 1.57％，As 48.56％，Sn 0.51％，Sb 21.24％，Zn 0.73％，Te 0.35％，Se 0.25％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比10:1、氫氧化鈉濃度為3mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度160℃、氧分壓1.5Mpa、浸出時間2h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測：砷浸出率47.58％，浸出液中各元素濃度Pb890.45ppm，Se 46.77ppm，Sn 76.42ppm，Sb 10.78ppm，Te178.16ppm，As 23.10g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲含Te 68.47％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb2.79ppm，Se 39.47ppm，Sn 4.28ppm，Sb 9.87ppm，Te 1.89ppm，As 22.14g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在550℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率98.94％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液含砷6.40g/L，洗渣含砷0.1％；
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2.5，后將升溫至80℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧氣使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為5ml/min，碳酸鈉的加入速度為5ml/min，氧氣流量20L/min，Fe和As的摩爾比為4，反應時間5h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，合成固砷礦物符合GB5085.3-2007(固體廢物鑒別標準-浸出毒性鑒別)規定，可安全堆存。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：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，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含18.67％，Sb含74.88％，As含4.01％；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Pb97.31％，含Sb1.54％，含As0.22％。
實施例7：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 1.57％，As 48.56％，Sn 0.51％，Sb 21.24％，Zn 0.73％，Te 0.35％，Se 0.25％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比15:1、氫氧化鈉濃度為3mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度160℃、氧分壓2Mpa、浸出時間2h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率50.28％，浸出液中各元素濃度Pb689.21ppm，Se 41.28ppm，Sn 61.74ppm，Sb 12.31ppm，Te168.76ppm，As 24.42g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲含Te 68.43％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb2.13ppm，Se 38.21ppm，Sn 5.77ppm，Sb 11.01ppm，Te1.71ppm，As 22.98g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在550℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率98.99％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液含砷4.40g/L，洗渣含砷0.1％
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2.5，后將升溫至90℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧氣使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為5ml/min，碳酸鈉的加入速度為5ml/min，氧氣流量18L/min，Fe和As的摩爾比為4，反應時間20h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，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。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：在氧化吹煉溫度750℃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。氧化吹煉工序得到的吹煉渣返還原熔煉系統，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含19.05％，Sb含75.65％，As含2.76％；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Pb97.69％，含Sb1.51％，含As0.24％。
實施例8：
以國內某鉛鋅冶煉廠含砷煙灰為例，原料主要成分為Pb 1.57％，As 48.56％，Sn 0.51％，Sb 21.24％，Zn 0.73％，Te 0.35％，Se 0.25％。采用如下步驟進行處理：
(1)苛性堿溶液氧壓浸出：稱取一定質量的高砷銻煙塵于反應釜內，在液固體積質量比10:1、氫氧化鈉濃度為2mol/L、攪拌速度300r/min、浸出溫度160℃、氧分壓2Mpa、浸出時間2h條件下浸出，浸出結束后，移出料漿過濾分離，得浸出液和浸出渣；
經檢測，砷浸出率76.21％，浸出液中各元素濃度Pb983.24ppm，Se 67.25ppm，Sn 45.29ppm，Sb 659.24ppm，Te212.31ppm，As 37.01g/L。
(2)浸出液選擇性還原凈化：浸出液在室溫下通入SO2氣體還原，還原劑的加入量是將所述浸出液中所有砷離子和碲離子還原所需理論用量的2倍，還原后，進行液固分離；固體為粗碲，液體為純亞砷酸鈉溶液；
經檢測，粗碲含Te 67.98％，凈化后液為純的亞砷酸鈉溶液，雜質元素含量Pb4.25ppm，Se 62.14ppm，Sn 3.17ppm，Sb 648.25ppm，Te1.89ppm，As 35.89g/L。
(3)粗碲氫還原、真空蒸餾：粗碲在600℃氫還原，再在500℃，真空度2Pa下真空蒸餾，得到99.999％以上的金屬碲，碲的回收率99.11％。
(4)浸出渣洗滌：步驟(1)得到的浸出渣按照液固體積質量比5:1采用流態化洗滌塔用水洗滌浸出渣2次，得到洗液和洗渣；
經檢測，洗液含砷8.10g/L，洗渣含砷0.1％。
(5)洗液固砷：步驟(4)得到的洗液采用調控生長法合成高穩定性固砷礦物，控制的條件為，將洗液pH值調至2后將升溫至90℃，升至預定溫度后將硝酸亞鐵溶液和碳酸鈉同時緩慢加入到含砷溶液中，并通入氧氣使Fe2+氧化為Fe3+，硝酸亞鐵溶液的加入速度為6ml/min，碳酸鈉的加入速度為6ml/min，氧氣流量5L/min，Fe和As的摩爾比為4，反應時間14h下制備高穩定性固砷礦物。
經檢測，合成固砷礦物符合GB5085.3-2007(固體廢物鑒別標準-浸出毒性鑒別)規定，可安全堆存。
(6)洗渣回收有價金屬：步驟(4)得到的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，鉛銻合金進入氧化吹煉工序。氧化吹煉操作為：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。氧化吹煉工序得到的吹煉渣返還原熔煉系統，而氧化吹煉后的粗鉛送鉛精煉系統。
經檢測，鉛銻合金中Pb含19.27％，Sb含76.07％，As含3.01％；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Pb 97.78％，含Sb1.44％，含As0.19％。
雖然，上文中已經用一般性說明、具體實施方式及試驗，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。