一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法

1.一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法，从矿石成分多样、结构复杂、各矿物相互紧密镶嵌且嵌布粒度细的复杂铜铅锌银多金属硫化精矿中综合回收铜、铅、锌和银，其特征是：将选矿、冶炼手段，湿法、火法冶炼相结合，生产工艺如下：
第一步：对开采出来的复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行混合浮选，得到复杂铜铅锌银多金属混合精矿；
第二步：对复杂铜铅锌银多金属混合精矿进行球磨，配入锌电积废电解液进行浆化后进行二段逆流氧压浸出；浆料进入一段氧压浸出高压釜浸出，其浸出条件为液固比3～
3.5、硫酸浓度为130～160g/L、温度130～140℃、氧分压0.6～0.9MPa、浸出时间1.5～
2.5h；一段浸出渣进入二段高压釜继续浸出，其浸出条件为液固比2.5～3.25、硫酸浓度为
70～90g/L、温度175～185℃、氧分压0.85～1.15MPa、浸出时间2～3h；二段浸出液返回一段氧压浸出高压釜；之后一段浸出液中铜锌分离和二段浸出渣的处理同时进行；
第三步：铜锌分离和浸出渣的处理：
铜锌分离：对一段浸出后并进行闪蒸浓密后的溢流进行中和调酸、净化、过滤后再萃取铜，对负载铜的有机相的反萃液进行电积得阴极铜；萃余液进行除油、调酸、净化后进行电积得阴极锌；
浸出渣处理：对二段浸出渣进行浮选，分离出硫精矿和铅银渣，硫精矿经制团干馏获得单质硫，干馏渣主要为未浸出的金属硫化物，返回一段氧压浸出高压釜以回收其中的铜、锌、银金属；铅银渣经适量配入铅精矿后进行铅火法冶炼得粗铅，粗铅电解精炼得精铅和铅阳极泥；铅阳极泥经综合回收得金银有价金属。

一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法\n技术领域\n[0001] 本发明涉及矿物料综合回收方法，特别是对复杂铜铅锌银多金属硫化矿的综合回收方法。\n背景技术\n[0002] 该硫化矿是“三江源”特有的复杂多金属矿，矿石成分多样、结构复杂，各矿物互相紧密镶嵌、且嵌布粒度细、矿石中主元素铜铅锌均以硫化物形式存在，故可浮性相似、分离困难。国内诸多浮选试验证明，采用优先浮选工艺，不仅主金属回收率低，而且分选的铜精矿、铅精矿、锌精矿中各金属互含高，质量不合格。因此采用混合浮选得混合精矿，再利用冶炼的手段使各金属分离，是处理这类矿石的有效途径。\n[0003] 但对铜铅锌混合精矿直接进行冶炼处理，国内外均无生产实践。国内某些科研单位曾对该混合精矿进行一段氧压酸浸-酸浸渣硫化钠脱硫-氯盐浸出脱铅-硫脲提银试验和沸腾焙烧-湿法浸出铜锌、铅银湿法冶炼回收等试验。采用一段氧压浸出工艺处理混合精矿时，精矿中铁、砷等元素也大量浸出，且浸出液中残酸浓度高，增加了后续工序处理的难度和生产成本。而焙烧工序又会产生大量的低浓度SO2不利于硫的回收和环保，硫元素氧化放出的热难于有效利用，且由于硫酸附加值不高，不宜长距离运输，对冶炼厂址的选择提出更高要求。\n发明内容\n[0004] 本发明的目的是提供一种既能经济地大幅提高资源综合利用率且对环境友好的复杂铜铅锌银多金属硫化矿的综合回收方法。\n[0005] 为实现上述目的，本发明将选矿、冶炼手段，湿法、火法冶炼联合，从复杂铜铅锌银多金属硫化矿中综合回收铜、铅、锌、银，具体工艺如下：\n[0006] 对开采的复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行混合浮选，得到多金属混合精矿。对混合精矿进行球磨，配入锌电积废电解液进行浆化后进行二段逆流氧压浸出。浆料进入一段高压釜浸出，一段浸出渣进入二段高压釜继续浸出，二段浸出液返回一段高压釜配液。浸出时铜锌溶解进入溶液，铅生成硫酸铅沉淀，精矿中的硫约50％转化为单质硫，金银等贵金属不发生反应与硫酸铅、单质硫一起留在浸出渣中。对一段浸出浆料进行闪蒸浓密后的溢流液进行中和调酸、除铁、过滤后再萃取铜，对负载铜的有机相的返萃液进行电积得阴极铜。\n萃余液进行除油、调酸、净化后进行电积得阴极锌。锌电积废电解液分别返回一二段浸出。\n对二段浸出渣进行浮选，利用单质硫磺和硫化物的天然可浮性分离出硫精矿和铅银渣，硫精矿经制团干馏获得单质硫，干馏渣为未浸出的金属硫化物返回一段加压釜以回收其中的铜、锌、银等金属。铅银渣经适量配入铅精矿后进行铅火法冶炼得粗铅，粗铅电解精炼得精铅和铅阳极泥，铅阳极泥经综合回收得金银等有价金属。\n[0007] 发明的优点和积极效果\n[0008] a.相对于优先浮选，采用混合浮选大大简化了选矿的流程和药剂制度，使选矿成本大幅度减低，同时大幅度提高主金属的回收率。\n[0009] b.相对于一段氧压浸出，采用两段逆流氧压浸出工艺处理该混合精矿，得到的铜锌浸出液残酸低、且铁和砷等杂质元素浸出少，有利于后续工序的进行。\n[0010] c.相对于焙烧工艺，混和精矿中的硫元素50％以上转化为单质硫，显著减少了SO2的产生有利于环保，硫酸产量的减少使厂址的选择更灵活。各元素氧化释放的热量能更有效地被利用。\n[0011] d.铜锌浸出率高，铅以硫酸铅形式留在渣中，银不被浸出，铜锌与铅银分离较彻底。\n[0012] e.浸出工序后铜的萃取电积、锌的净液与电积以及铅冶炼、铅阳极泥综合回收等均有成熟可靠的生产经验可以借鉴。\n[0013] f.该工艺结构紧凑顺畅、简单实用、经济合理，可以做到铜铅锌硫、镉钴、金银等有价金属的有效综合回收。\n附图说明\n[0014] 本发明一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法有如下附图：\n[0015] 图1为本发明一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法工艺流程图。\n具体实施方式\n[0016] 下面结合附图和实施例对本发明一种复杂铜铅锌银多金属液化矿综合回收方法技术方案作进一步描述。\n[0017] 如图1所示，本发明一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法，从矿石成分多样、结构复杂、各矿物相互紧密镶嵌且嵌布粒度细的复杂多金属硫化精矿中综合回收铜、铅、锌、银，其特征是：将选矿、冶炼手段，湿法、火法冶炼相结合，生产工艺如下：\n[0018] 第一步：对开采出来的复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行混合浮选，得到多金属混合精矿；\n[0019] 第二步：对混合精矿进行球磨，配入锌电积废电解液进行浆化后进行二段逆流氧压浸出；浆料进入一段氧压浸出高压釜浸出，其浸出条件为液固比3～3.5、硫酸浓度为\n130～160g/L、温度130～140℃、氧分压0.6～0.9MPa、浸出时间1.5～2.5h；一段浸出渣进入二段高压釜继续浸出，其浸出条件为液固比2.5～3.25、硫酸浓度为70～90g/L、温度175～185℃、氧分压0.85～1.15MPa、浸出时间2～3h；二段浸出液返回一段高压釜；\n之后一段浸出液中铜锌分离和二段浸出渣的处理可同时进行；\n[0020] 第三步：铜锌分离和浸出渣的处理：\n[0021] 铜锌分离：对一段浸出并进行闪蒸浓密后的溢流进行中和调酸、净化、过滤后再萃取铜，对负载铜的有机相的返萃液进行电积得阴极铜；萃余液进行除油、调酸、净化后进行电积得阴极锌；\n[0022] 浸出渣处理：对二段浸出渣进行浮选，分离出硫精矿和铅银渣，硫精矿经制团干馏获得单质硫，干馏渣主要为未浸出的金属硫化物，返回一段加压釜以回收其中的铜、锌银等金属；铅银渣经适量配入铅精矿后进行铅火法冶炼得粗铅，粗铅电解精炼得精铅和铅阳极泥。铅阳极泥经综合回收得金银等有价金属。\n[0023] 实施例1。\n[0024] 实施例中所述的百分比均是质量百分比。\n[0025] 该硫化矿的典型化学成分见表1：\n[0026] 表1原矿化学成分\n[0027] \n 成分 Cu Pb Zn Ag* Au*\n 含量％ 0.54 4.11 6.44 136 0.26\n 成分 As Sb Cd Fe S\n 含量％ 0.068 0.4 0.034 5.50 10.08\n[0028] *单位为g/t。\n[0029] 通过X射线衍射分析，本矿物中最主要的金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黝铜矿(以富含Sb的黝铜矿为主)、黄铁矿、黄铜矿，且黝铜矿相对含量明显多于黄铜矿，绝大部分的Cu、Ag、As为其所载。\n[0030] 第一步：对开采出来的复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行混合浮选，得到多金属混合精矿，其化学成分见表2：\n[0031] 表2混合精矿化学成分\n[0032] \n 成分 Cu Pb Zn Ag* Au*\n 含量％ 2.54 19.10 31.94 821 1.92\n 成分 As Sb Cd Fe S\n 含量％ 0.36 1.32 0.18 9.79 30.51\n[0033] *单位为g/t。\n[0034] 第二步：将上述混和精矿样品进行细磨后，进行二段逆流氧压浸出试验。\n[0035] 在一段浸出时分别加入适量硫酸和添加剂，控制一定的氧分压、转速及浸出时间。\n在不同的浸出温度下Cu、Zn浸出率见表3。\n[0036] 表3不同温度下一段浸出试验结果\n[0037] \n[0038] 可见一段温度在135~140℃，Cu、Zn有相对较高的浸出率。\n[0039] 保持一段浸出温度为135℃，二段浸出在不同的温度下Cu、Zn浸出率见表4(其他条件一定)。\n[0040] 表4不同温度下二段浸出试验结果\n[0041] \n[0042] 注：浸出率为一二段总浸出率。\n[0043] 可见在二段浸出时温度保持在180℃左右为宜。\n[0044] 保持一二段浸出温度分别为135℃和180℃(其他条件一定)。一段浸出渣进入二段高压釜继续浸出，二段浸出液返回一段高压釜，如此进行9轮循环试验，直至浸出参数稳定，试验结果见表5、表6、表7：\n[0045] 表5循环试验一段浸出液成分\n[0046] \n[0047] 注：单位均为g/L。\n[0048] 表6循环试验二段浸出渣成分\n[0049] \n[0050] 注：单位均为％。\n[0051] 表7循环试验Cu、Zn、Fe渣计总浸出率及S转化率结果\n[0052] \n[0053] 注：单位均为％。硫磺转化率通过CS2萃取测得二段浸出渣中的单质硫磺量而求得。\n[0054] 为考察As、Sb、Cd等在二段氧压浸出中的浸出率，根据各轮试验产出一段浸出液体积和二段浸出渣质量，按比例取样混和送分析。分析结果如表8：\n[0055] 表8As、Sb、Cd、Ag浸出率结果\n[0056] \n 成分 As Sb Cd Ag\n 一段液g/L 0.067 0.025 0.50 未检出\n 二段渣％ 0.52 1.82 ＜0.01 1067*\n 浸出率％ 6.90 0.7 ＞96.27 未浸出\n[0057] 注：*的单位为g/t，As、Sb浸出率以液计，Cd浸出率以固计。\n[0058] 第三步：铜锌分离和浸出渣的处理。\n[0059] 铜锌分离：对一段浸出液进行中和调酸、除铁、过滤后再萃取铜，对负载铜的有机相的返萃液进行电积得阴极铜。萃余液进行除油、调酸、净化后进行电积得阴极锌。萃取、电积工序铜的回收率分别为99.8％、99.5％。电积工序锌回收率为99.5％。\n[0060] 浸出渣处理：对二段浸出渣进行浮选，分离出含S 80％的硫精矿(其中硫磺含量\n64.52％)和含S 18.44％的铅银渣，硫精矿经制团干馏获得粗硫磺，该工序中硫磺挥发率为92％，剩余蒸馏渣主要为未浸出的金属硫化物返回一段加压釜以回收其中的铜、锌银等金属。铅银渣经适量配入铅精矿后进行铅火法冶炼得粗铅，粗铅电解精炼得精铅和铅阳极泥。铅阳极泥经综合回收得金银等有价金属。