富集金属的方法及提炼金属的物料与流程

1.本发明涉及富集金属的方法及提炼金属的物料。

背景技术：

2.现有富集金属的方法，以原矿为原料集目标金属时，采用火法富集金属时能耗高，采用湿法富集金属时由于使用了危害环境的液体，带来危害环境的影响，同时这些方法还存在收率低的缺点。富集金属生产过程中的尾渣含有的目标金属无法进一步提取回收，浪费较多。

3.比如富集金时，其中氰化法是一种产业上使用的冶炼方式。氰化尾渣是一种黄金冶炼过程中氰化提金工艺后产生的危险固体废弃物，我国每年产出约2450万吨，由于其含有剧毒离子和重金属成分，无论是对环境还是对人体都有很大的危害，多年来这种危害一直未能有效消除，但因其含有多种有价元素而具有较高的潜在经济价值。科学合理地利用氰化尾渣，综合回收其中有价元素，消除其危害，具有资源可持续发展的重大意义。

4.氰化尾渣多为粉末状，粒度较细，泥化现象严重，其中的金、银多以极微细状态包裹于铁矿物和脉石矿物中，处理难度很大。

5.氰化尾渣主要有二类，即非焙烧氰化尾渣和焙烧氰化尾渣。

6.1、非焙烧氰化尾渣

7.指在含金矿石预处理工艺过程中没有经过焙烧过程而氰化所得的尾渣。主要包括：全泥氰化尾渣、金精矿氰化尾渣和其它预处理工艺氰化尾渣，前两种占据了非焙烧氰化尾渣总量的绝大部分。

8.1.1、全泥氰化尾渣

9.由含金矿石直接经全泥氰化工艺所得尾渣，虽可进一步回收利用，但有价元素一般含量较低，该类尾渣数量也相对较少，经济价值相对较低。

10.1.2、金精矿氰化尾渣

11.由含金硫化矿经浮选富集硫化物，所得硫精矿再经氰化浸出金后所得尾渣。该类尾渣含有多种可综合回收利用的有价元素，且有价元素含量较高，经济价值相对较高。

12.1.3、其它预处理工艺氰化尾渣

13.含金矿石经过富集得到的金精矿再经加压氧化、化学氧化、生物氧化等各类预处理后氰化所得尾渣。由于所涉及到的预处理办法多处于实验室研究阶段，虽已取得一定结果，但还很少大规模应用于工业生产，因此该类尾渣的数量相对较少。

14.2、焙烧氰化尾渣

15.由含高硫高砷、有机碳等难处理金矿先经浮选富集硫化物，再对硫精矿进行焙烧脱硫、砷、碳等氧化预处理，最后对所得焙砂进行氰化浸出金后所得的尾渣。该类尾渣占氰化尾渣总量的50％以上，是堆存的主要尾渣类型，有价元素含量较高，具有较高的经济价值。

16.焙烧氰化尾渣的主要固相是由金精矿经脱硫脱砷焙烧、烧渣氰化和中和排放工艺

后产生的尾渣。矿物相组成主要包括：铁的氧化物和氧化不完全的硫化物残余。

17.对于氰化尾渣的综合回收利用，有些工艺方法取得了一定的进展和效果，但同时也存在较大的局限性，主要体现在生产成本高、技术适应性差、推广应用难等几个方面，并未根本解决氰化尾渣回收利用和消除危害的问题。

技术实现要素：

18.本发明的目的之一是为了克服现有技术中的不足，提供一种可富集金属的方法及提炼金属的物料。

19.为实现以上目的，本发明通过以下技术方案实现：

20.富集金属的方法，其特征在于，将原料在还原气氛下焙烧以富集原料中的目标金属；焙烧温度为600℃～850℃。

21.根据本发明的一个实施方案，焙烧时，原料进入焙烧区域焙烧，焙烧区域内各处的温度相差最大为50℃-250℃。

22.根据本发明的一个实施方案，所述焙烧区域温度最高处比温度最低处温度高50℃-250℃。

23.根据本发明的一个实施方案，所述焙烧区域内温度最高处的温度为650℃～850℃。

24.根据本发明的一个实施方案，所述原料在所述焙烧区域内移动，沿所述原料的移动路线，所述焙烧区域的温度逐步升温。

25.根据本发明的一个方案，所述原料不经预热直接进行焙烧或者经预热后再焙烧。

26.根据本发明的一个实施方案，在焙烧之前，所述原料预热后再焙烧；所述原料在静止状态下预热，预热温度为300℃-600℃；或者所述原料在移动过程中预热，沿所述原料的移动路线，所述预热温度逐步升高，预热最低温度为300℃-600℃。

27.根据本发明的一个实施方案，所述原料预热时，预热最低温度比最高温度低50℃-300℃。

28.根据本发明的一个实施方案，所述预热最高温度低于或等于焙烧最低温度。

29.根据本发明的一个实施方案，在焙烧装置中预热和焙烧，所述焙烧装置具有进口和出口；所述焙烧装置的进口处的温度为300℃-600℃，所述焙烧装置的出口处的温度为650℃～850℃；所述原料在焙烧装置中自进口移动至出口，预热并焙烧。

30.根据本发明的一个实施方案，所述焙烧装置自进口至出口逐步升温；所述进口处温度最低，所述出口处温度最高。

31.根据本发明的一个实施方案，预热时间为20-300分钟。

32.根据本发明的一个实施方案，所述原料自进口匀速输送至出口。

33.根据本发明的一个实施方案，所述还原气氛为焙烧还原剂形成。

34.根据本发明的一个实施方案，所述还原剂包括炭和/或煤。

35.根据本发明的一个实施方案，所述炭包括木炭、焦炭和/或活性炭。

36.根据本发明的一个实施方案，所述煤包括褐煤、烟煤和/或无烟煤。

37.根据本发明的一个实施方案，所述还原剂的添加量为原料重量的1％～20％。

38.根据本发明的一个实施方案，其特征在于，向原料中加入添加剂后焙烧，所述添加

剂包括氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁；或者所述添加剂为氯化钙和氯化钠，所述氯化钙与氯化钠的用量比为1：0.5-2。

39.根据本发明的一个实施方案，所述氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁的用量为原料重量的5％～25％。

40.根据本发明的一个实施方案，向原料中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括分别含硫和铜的物料，或者同时含硫和铜的物料。

41.根据本发明的一个实施方案，所述含硫的物料中，硫的含量为原料重量的0.5％～20％；所述含铜的物料中，铜的含量为原料重量的0.5％～20％。

42.根据本发明的一个实施方案，所述含硫的物料为硫单质、硫化合物或者含有硫化合物的物料；所述含铜的物料为铜单质、铜化合物或者含有铜化合物的物料；同时含硫和铜的物料中，铜和硫的存在形式为单质和/或化合物。

43.根据本发明的一个实施方案，同时含硫和铜的物料为硫化铜矿物；所述硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿、方黄铜矿、黝铜矿、砷黝铜矿和/或硫砷铜矿。

44.根据本发明的一个实施方案，向原料中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括黏土矿物，黏土矿物加入量为原料的0.5％-10％，所述黏土矿物选自高岭土、蒙脱石、凹凸棒石、海泡石、累托石、膨润土和/或硅藻土。

45.根据本发明的一个实施方案，向原料中加入添加剂和还原剂，将原料、还原剂和添加剂混合造球后焙烧；所述还原剂全部与所述原料造球后焙烧，或者60％-95％还原剂与所述原料造球、其余还原剂不与所述原料造球。

46.根据本发明的一个实施方案，焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体或惰性气体中冷却或者在固体物掩埋下冷却。

47.根据本发明的一个实施方案，焙烧后的产物从焙烧装置中直接进入液体中冷却。

48.根据本发明的一个实施方案，冷却处理后的产物研磨。

49.根据本发明的一个实施方案，研磨之后，包括浮选步骤，所述浮选包括粗选、扫选和精选，得到富集目标金属的精矿。

50.根据本发明的一个实施方案，浮选获得的尾矿进行磁选，得到铁精矿。

51.根据本发明的一个实施方案，包括步骤：

52.1)提供添加剂和还原剂，将原料、还原剂和添加剂混合后造球；

53.2)球粒在300℃～750℃下预热20-300分钟；然后再在600℃～850℃下焙烧20-200分钟；

54.3)焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体或惰性气体中冷却或者在固体物掩埋下冷却，冷却后的焙烧球进行磨矿处理；

55.4)磨矿后进入浮选流程，浮选获得富集目标金属的精矿。

56.根据本发明的一个实施方案，还包括步骤5)：浮选尾矿进入磁选流程，产出铁精矿。

57.根据本发明的一个实施方案，所述原料包括含有目标金属的原矿、精矿、尾矿、烧渣和/或矿石冶炼尾渣。

58.根据本发明的一个实施方案，被富集的目标金属包括金、银、镍、钴、铂族元素金属、铜、铅、锌、锡、锑、镉和/或铋。

59.一种提炼金属的物料，其特征在于，采用前述任一权利要求所述富集金属的方法获得，经研磨后粒度0.03mm-0.1mm。

60.本发明中的富集金属的方法的优点是：

61.1)在600℃～850℃中低温下还原焙烧，不会产生因烧结而出现的结窑现象，生产过程容易控制；焙烧温度低，工艺设备造价低、易制造、容易维护，能耗低；

62.2)本发明方法为选择性还原焙烧，可处理各种赋存状态复杂的各种原矿、精矿、尾矿、焙烧处理产物、烧渣或湿法浸出尾渣；

63.3)本发明方法可采用回转窑焙烧，适于大规模工业生产；

64.4)本发明可富集各种原料中所含的各种有价元素，如金、银、镍、钴、铂族元素金属、铜、铅、锌、锡、锑、镉和/或铋等；

65.5)采用浮选和磁选有更高的分选富集效率，适于大规模工业生产；

66.6)采用清洁生产技术，可以消除湿法浸出尾渣的危害，不会造成二次环境污染；

67.7)可最大化利用尾渣，基本实现尾渣零排放；

68.8)扫选尾矿进入磁选流程，经粗选、精选和扫选产出铁精矿；

69.9)磁选尾矿为高硅渣，可为建材行业和水泥厂所利用。

70.本发明中的富集金属的方法，焙烧装置可使用回转窑实施，还可以浮选机和磁选机进行大规模工业生产，可利用选矿或冶金尾渣生产精矿。

71.综上，本发明采用工艺过程易于实现；采用常规普通设备，在同等建设规模下，大幅降低建设投资，降低生产成本；对原料基本没有要求，可以处理各种类型氰化尾渣和烧渣。本发明可产出高品位的混合精矿和铁精矿。本发明的方法是一种低投资、低成本、工艺简单、不污染环境、能适应各种精矿或尾渣的生产技术。

72.本发明中的方法，焙烧后使用水冷却焙烧球时，氯化物添加剂部分溶解于水中可以得到含有氯化物添加剂的水溶液。取出冷却后的焙烧球再加水研磨，研磨过程中剩余氯化物添加剂溶于水中，使用压滤方法可以得到含有氯化物添加剂的水溶液。前述两部分含有氯化物添加剂的水溶液均可以回收用于造球，因此氯化物添加剂可以回收循环使用，节省成本。

具体实施方式

73.以下通过具体实施例，对本发明做进一步具体的说明。

74.本发明中的富集金属的方法，可以用来富集的目标金属包括金、银、镍、钴、铂族元素金属、铜、铅、锌、锡、锑、镉和/或铋。

75.本发明方法适用的原料既可以用于处理富含目标金属的原矿，也可以是原矿处理后的精矿或尾矿、或者这些产品经过火法或湿法处理后的产物，还可以是矿石冶炼的尾渣。

76.比如，富集元素金时，本发明方法适用的原料可以是含金的原矿、精矿或者尾矿，也可以是含金矿物的湿法或火法处理的产物或者矿渣。

77.含金的矿物，比如金矿物、含金矿物或载金矿物。本发明方法可以用于处理包括但不限于载金矿物的原料，比如黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、镍黄铁矿、辉铜矿、黝铜矿、辉锑矿、辉铋矿、辉银矿、毒砂、砷铂矿、砷铜矿、硫砷铜矿等矿物，还可以是铜矾、水锑铅矿、黄钾铁矾、褐铁石、高岭土、伊利石、臭葱石等。

78.含金矿物的处理或冶炼产物，包括重选、浮选、拣选、混汞法、石蜡法、煤金团聚法处理后获得的精矿或尾矿；还可以是氰化浸出处理获得的精矿、尾矿或矿渣，也可以是非氰化浸出获得的精矿、尾矿或矿渣；氰化浸出如渗滤氰化法、搅拌氰化法、炭浆法提金、炭浸法提金和堆浸法；非氰化浸出如硫脲浸出、水氯化浸出、硫代硫酸盐浸出、多硫化物浸出、溴化物浸出、石硫合剂法浸出和生物浸出等。浸出处理之前，还可以进行焙烧预处理、加压氧化预处理、硝酸氧化预处理、碱浸预处理、氯气氧化预处理、细菌氧化预处理等预处理工艺处理后再浸出处理获得的尾渣。

79.本发明方法用于富集银时，可以适用的原料既可以是含银的矿石，也可以是含银的矿石的处理或冶炼获得产物，比如精矿、尾矿、贵液或矿渣等。本发明方法用于富集镍时，可以适用的原料既可以是含镍的矿石，也可以是含镍的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集钴时，可以适用的原料既可以是含钴的矿石，也可以是含钴的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集铂族元素时，可以适用的原料既可以是含铂族元素的矿石，也可以是含铂族元素的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集铜时，可以适用的原料既可以是含铜的矿石，也可以是含铜的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集铅时，可以适用的原料既可以是含铅的矿石，也可以是含铅的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集锌时，可以适用的原料既可以是含锌的矿石，也可以是含锌的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。

80.本发明方法用于富集锡时，可以适用的原料既可以是含锡的矿石，也可以是含锡的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集锑时，可以适用的原料既可以是含锑的矿石，也可以是含锑的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集镉时，可以适用的原料既可以是含镉的矿石，也可以是含镉的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。本发明方法用于富集铋时，可以适用的原料既可以是含铋的矿石，也可以是含铋的矿石的处理或冶炼获得的精矿、尾矿或矿渣。

81.本发明方法包括浮选和磁选步骤：将磨矿后的物料进入浮选系统，进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流；其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业；粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，经二到三次精选的精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿；粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿，经二到三次扫选的底流为浮选尾矿进入磁选系统。中矿1和中矿2不返回前一作业的选矿方式为开路选矿。本发明实施例在浮选步骤采用的是开路选矿。中矿1与中矿2中的的目标金属也可以进入闭路选矿进一步回收，且中矿中90％以上目标金属可以回收。

82.浮选过程中，粗选添加的选矿药剂有碳酸钠或石灰、硫酸铜、黄药、黑药和起泡剂，扫选添加的选矿药剂有碳酸钠或石灰、黄药、黑药和起泡剂，精选不添加选矿药剂。浮选过程为常规浮选方法，不再赘述。

83.实施例1

84.富集金属的方法，包括步骤：

85.1)、取焙烧氰化尾渣、添加剂和还原剂，氰化尾渣主要组成为：含金2.66g/t，铁24.68％。

86.按照氰化尾渣重量计算，还原剂为焦炭9％；添加剂包括氯化钙15％、硫化铜精矿9％和高岭土1％。硫化铜精矿中，铜的含量为氰化尾渣重量的2.75％，硫的含量为氰化尾渣重量的5.23％。

87.将氰化尾渣原料、添加剂和还原剂充分混合后磨矿，磨至0.074mm粒度达到90％；然后造球，粒径为10-20mm的球粒比例为94％。

88.2)、球粒在焙烧装置中预热后焙烧。球粒自焙烧装置的进口进入焙烧装置，在焙烧装置内匀速输送，自焙烧装置的出口输出。自进口至出口，焙烧装置分为依次相接的预热区域和焙烧区域。自进口至出口，温度逐步升高。预热区域最低温度为450℃(也就是焙烧装置入口处的温度)，预热区域最高温度为680℃，保持预热40分钟。沿氰化尾渣的移动路线，预热温度逐步升高。焙烧区域最低温度为680℃，与预热最高温度相同，焙烧区域最高温度为780℃(也就是焙烧装置出口处的温度)。沿氰化尾渣的移动路线，焙烧温度逐步升高。焙烧时间为90分钟。焙烧在还原气氛中进行，通过监测焙烧尾气中氧含量为1.0％以下而进行控制。

89.3)、自焙烧区域出口输出的焙砂球直接进入水中冷却，以防止焙砂球氧化。冷却后进行磨矿，磨矿细度为0.03-0.05mm的占80％以上。

90.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得金精矿。

91.浮选可以采用现有的浮选工艺，比如在浮选系统中进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：碳酸钠4000g/t，硫酸铜350g/t，黄药200g/t，黑药100g/t，2#油50g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：碳酸钠2000g/t，黄药120g/t，黑药80g/t，2#油30g/t。扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿。中矿1与中矿2不返回前一作业则构成开路选矿。本实施例及以下各实施例中采用开路选矿作业，浮选流程采用两次扫选两次精选选矿。中矿1与中矿2中的金也可以进入闭路选矿进一步回收，且中矿1与中矿2中的金90％以上可以回收。

92.5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

93.浮选所得混合金精矿中，金的品位为56.60g/t，回收率为90.80％。

94.磁选所得铁精矿中，铁的品位为59.63％，回收率为76.54％。

95.实施例2

96.富集金属的方法，包括步骤：

97.1)、取氰化尾渣，其主要组成为：含金3.32g/t，铁41.81％。

98.按照氰化尾渣重量计算，还原剂为焦炭8％，添加剂包括氯化钙18％、硫化铜精矿10％，高岭土1％。硫化铜精矿中，铜的含量为氰化尾渣重量的1.45％，硫的含量为氰化尾渣重量的2.34％。

99.将氰化尾渣原料和还原剂、添加剂充分混合后磨矿，磨至0.074mm粒度达到90％；然后造球，粒径为8-12mm比例为95％。

100.2)、球粒自焙烧装置的进口进入焙烧装置，在焙烧装置内匀速输送，自焙烧装置的出口输出。自进口至出口，焙烧装置分为依次相接的预热区域和焙烧区域。自进口至出口温

度逐步升高。预热区域最低温度为400℃(也就是焙烧装置入口处的温度)，预热区域最高温度为720℃，预热时间80分钟。沿氰化尾渣的移动路线，预热温度逐步升高。预热后的球粒焙烧处理，焙烧区域最低温度为720℃，与预热最高温度相同，焙烧区域最高温度为800℃(也就是焙烧装置出口处的温度)。沿氰化尾渣的移动路线，焙烧温度逐步升高。焙烧时间为60分钟。焙烧在还原气氛中进行，通过监测焙烧尾气中氧含量为1.0％以下而进行控制。

101.3)、自焙烧区域出口输出的焙砂球进行水淬处理，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿细度为0.03-0.05mm的占80％以上。

102.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得金精矿。

103.在浮选系统中进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：碳酸钠4200g/t，硫酸铜380g/t，黄药220g/t，黑药120g/t，2#油60g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：碳酸钠2100g/t，黄药120g/t，黑药80g/t，2#油30g/t。

104.5)浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

105.浮选所得混合金精矿中，金的品位为69.75g/t，回收率为90.78％。

106.磁选所得铁精矿中，铁的品位为60.38％，回收率为80.12％。

107.实施例3-24

108.富集金属的方法，包括步骤：

109.1)、原料为氰化尾渣，实施例3-15为金精矿氰化尾渣，实施例16-24为焙烧氰化尾渣。

110.提供添加剂和还原剂，按照氰化尾渣的重量计的添加剂用量如表1中的“焙烧条件”一列所示。其中，添加剂

①

为氯化钙；添加剂

②

为与氰化尾渣混合造球的焦炭；添加剂

③

为不与氰化尾渣造球的焦炭，直接在焙烧区域内焙烧；添加剂

②

与添加剂

③

为还原剂。添加剂

④

为黄铜矿，黄铜矿中铜的含量为22％、硫的含量为26％；实施例3-10中的添加剂

⑤

为高岭土，实施例11-20中的添加剂

⑤

为蒙脱石，实施例21-24中的添加剂

⑤

为膨润土。

111.氰化尾渣与添加剂、还原剂混合后磨矿，磨至0.074mm粒度达到90％；然后造球，球粒径10-15mm占比96％。

112.2)、步骤1)获得的球粒进入回转窑焙烧，球粒在回转窑内匀速输送。自回转窑的进口至出口，回转窑内分为依次相接的预热区域和焙烧区域。自进口至出口温度逐步升高。预热最低温度、预热时间、焙烧时最低温度、焙烧最高温度以及焙烧时间如表格1中的“焙烧条件”一列所示。预热最高温度与焙烧最低温度相同。沿氰化尾渣的移动路线，预热温度逐步升高，焙烧温度逐步升高。

113.3)、焙烧后焙烧球直接水淬冷却，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿后的细度为0.03-0.05mm的占85％。

114.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得精矿，精矿的实验数据如下表所示。浮选方法如实施例1、2所述。

115.5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

116.表1

117.118.20mm占比98％以上。

129.2)、步骤1)获得的球粒先预热再焙烧。实施例30-40中，球粒在表3所列的预热条件下在静止状态下预热，再按照表3所列的焙烧条件焙烧。

130.实施例41-47中，球粒自焙烧装置的进口进入焙烧装置，在焙烧装置内匀速输送，自焙烧装置的出口输出。自进口至出口，焙烧装置分为依次相接的预热区域和焙烧区域。自进口至出口温度逐步升高。预热最低温度、预热时间、焙烧最低温度、焙烧最高温度以及焙烧时间如表3中的“焙烧条件”一列所示。预热最高温度与焙烧最低温度相同。沿氰化尾渣的移动路线，预热温度逐步升高，焙烧温度逐步升高。

131.3)、焙烧后的焙烧球冷却，以防止焙砂氧化。实施例30-35用水淬方式冷却；实施例36-40用煤粉堆埋冷却，实施例41-47用还原气体冷却。焙烧球冷却后进行磨矿处理，磨矿后的细度为0.03-0.05mm的占90％。

132.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选采用粗选、精选及扫选，获得粗精矿，粗精矿的实验数据如下表所示。浮选方法如实施例1、2所述。

133.5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

134.表3

135.136.137.[0138][0139]

以上实施例，磁选获得的产品经检测，铁的回收率达到60％以上。磁选获得的尾矿中，二氧化硅的含量达到60％-70％。

[0140]

经实验，本发明方法适用于各类型氰化尾渣。

[0141]

实施例48-51

[0142]

表格4中的实施例为采用氧化金精矿为原料富集金的试验数据。方法步骤如前所述实施例1，与前述实施例1不同的工艺条件如表格中“焙烧条件”一列所描述，未描述的方法步骤与前述实施例1相同。以下实施例中，添加剂

①

代表二水氯化钙，添加剂

②

为与金精矿混合造球的焦炭，添加剂

③

为不与金精矿造球的焦炭；添加剂

④

为黄铜矿的铜精矿(含铜22％，含硫26％)，

⑤

为高岭土。预热最高温度与焙烧最低温度相同。

[0143]

表4

[0144][0145]

实施例52-57

[0146]

表格5中为富集银的试验数据。实施例52-54原料为提炼金的氰化尾渣，实施例55-57原料为辉银矿的冶炼尾渣，添加剂

①

为二水氯化钙，添加剂

②

为与原料混合造球的焦炭，添加剂

③

为不与原料造球的焦炭；

④

为黄铜矿的铜精矿(含铜22％，含硫26％)，

⑤

为高岭土。预热最高温度与焙烧最低温度相同。

[0147]

表格5

[0148]

[0149][0150]

以上实施例，磁选获得的产品经检测，铁的回收率达到60％以上。磁选获得的尾矿中，二氧化硅的含量达到60％-70％。

[0151]

实施例58-65

[0152]

富集镍的方法，包括步骤：

[0153]

1)、原料为红土镍矿原矿。

[0154]

提供添加剂，按照红土镍矿的重量计的添加剂用量如表6中的“焙烧条件”一列所示。其中，实施例58-59中添加剂

①

为氯化钙；实施例60-61中的添加剂

①

为氯化铜；实施例62中的添加剂

①

为45％氯化钙与55％的氯化钠；实施例63中的添加剂

①

为50％氯化钙与50％的氯化钠；实施例64中的添加剂

①

为40％氯化钙与60％的氯化钠；实施例65中的添加剂

①

为55％氯化钙与45％的氯化纳。

[0155]

添加剂

②

为与红土镍矿混合造球的还原剂。添加剂

③

为不与红土镍矿造球的还原剂，在焙烧区域内焙烧。实施例58-59中还原剂为焦炭；实施例60-63中的还原剂为活性炭；实施例64-65中的还原剂为无烟煤。

[0156]

实施例58-63中添加剂

④

为黄铜矿物，铜的含量为黄铜矿总重量的22％、硫的含量为黄铜矿总重量的26％。实施例64中添加剂

④

为辉铜矿，铜的含量为辉铜矿总重量的25％、硫的含量为黄铜矿总重量的6％。实施例65中添加剂

④

为铜蓝，铜的含量为铜蓝总重量的22％、硫的含量为黄铜矿总重量的12％。

[0157]

实施例58-60中的添加剂

⑤

为高岭土，实施例61-63中的添加剂

⑤

为蒙脱石，实施

例64-65中的添加剂

⑤

为膨润土。

[0158]

红土镍矿与添加剂混合后磨矿，磨至0.074mm粒度达到90％；然后造球，球粒径10-15mm占比95％。

[0159]

2)、实施例58-64中，步骤1)获得的球粒进入回转窑焙烧，球粒在回转窑内匀速输送。自回转窑的进口至出口，回转窑内分为依次相接的预热区域和焙烧区域。自进口至出口温度逐步升高。预热最低温度、预热时间、焙烧时最低温度、焙烧最高温度以及焙烧时间如表格6中的“焙烧条件”一列所示。预热最高温度与焙烧最低温度相同。沿球粒的移动路线，预热温度逐步升高，焙烧温度逐步升高。

[0160]

实施例65中，球粒在静止状态下预热。然后按照表6所述焙烧条件焙烧。焙烧时，球粒在回转窑内匀速输送。沿球粒的移动路线，焙烧温度逐步升高。

[0161]

3)、焙烧后的焙砂直接水淬冷却，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿后的细度为0.03-0.05mm的占比85％。

[0162]

4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得精矿和尾矿，原料和精矿的检测数据如表7所示。

[0163]

浮选可以采用现有的浮选工艺，在浮选系统中进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：碳酸钠4000g/t，硫酸铜350g/t，黄药200g/t，黑药100g/t，2#油50g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-混合精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：碳酸钠2000g/t，黄药120g/t，黑药80g/t，2#油30g/t。扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿。中矿1与中矿2不返回前一作业则构成开路选矿。本发明实施例采用开路选矿的数据。中矿1与中矿2中的镍也可以进入闭路选矿进一步回收，且中矿中90％以上镍可以回收。

[0164]

5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

[0165]

表6

[0166][0167]

实施例58-65获得的产品分析数据如表7所示：表7中的给料即为红土镍矿。

[0168]

表7

[0169][0170]

实施例66-83

[0171]

富集金属的方法，包括步骤：

[0172]

1)、取矿石毒砂、还原剂和添加剂；毒砂中含硫和砷；

[0173]

按照矿石重量计算，添加剂和还原剂的用量如表1中所示。

[0174]

将矿石原料和添加剂充分混合后磨矿，磨至0.074mm粒度达到90％；然后造球，粒径为10-15mm比例为95％。

[0175]

2)、实施例66-80步骤1)获得的球粒进入回转窑焙烧，球粒在回转窑内匀速输送。自回转窑的进口至出口，回转窑内分为依次相接的预热区域和焙烧区域。自进口至出口温度逐步升高。预热最低温度、预热时间、焙烧时最低温度、焙烧最高温度以及焙烧时间如表格中的“焙烧条件”一列所示。预热最高温度与焙烧最低温度相同。沿球粒的移动路线，预热温度逐步升高，焙烧温度逐步升高。

[0176]

实施例81-83中，球粒在表中所列的预热条件下在静止状态下预热，再按照表中所列的焙烧条件焙烧。

[0177]

焙烧在还原气氛中进行，通过监测焙烧尾气中氧含量为1.0％以下而进行控制。

[0178]

3)、自焙烧区域出口输出的焙砂球直接进入水中冷却，以防止焙砂氧化。冷却后磨矿，磨矿细度为0.03-0.05mm的占80％以上。

[0179]

4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得富集的有价金属精矿。

[0180]

浮选可以采用现有的浮选工艺，在浮选系统中进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：碳酸钠4000g/t，硫酸铜350g/t，黄药200g/t，黑药100g/t，2#油50g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：碳酸钠2000g/t，黄药120g/t，黑药80g/t，2#油30g/t。扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿。中矿1与中矿2不返回前一作业则构成开路选矿。本发明各实施例采用开路选矿，中矿1与中矿2的有价金属也可以进入闭路选矿进一步回收，且中矿中90％以上有价金属可以回收。

[0181]

以下实施例中的浮选流程，采用二次扫选，二次精选流程，采用开路选矿。

[0182]

[0183]

[0184]

[0185][0186]

[0187]

实施例66-83中，经检测，固体产物及尾气中不含氧化砷。

[0188]

经实验，本发明方法还适用于含砷的其它矿石，比如砷铂矿、砷铜矿和/或硫砷铜矿。

[0189]

本发明中的富集金属的方法的优点是：

[0190]

1)在600℃～850℃中低温下还原焙烧，不会产生因烧结而出现的结窑现象，生产过程容易控制；焙烧温度低，工艺设备造价低、易制造、容易维护，能耗低；

[0191]

2)本发明方法为选择性还原焙烧，可处理各种赋存状态复杂的各种原矿、精矿、尾矿、焙烧处理产物、烧渣或尾渣；

[0192]

3)本发明方法可采用回转窑焙烧，适于大规模工业生产；

[0193]

4)本发明可富集各种原料中所含的各种有价元素，如金、银、镍、钴、铂族元素金属、铜、铅、锌、锡、锑、镉和/或铋等；

[0194]

5)采用浮选和磁选有更高的分选富集效率，适于大规模工业生产；

[0195]

6)采用清洁生产技术，可以消除氰化尾渣的危害，不会造成二次环境污染；

[0196]

7)可最大化利用氰化尾渣，基本实现尾渣零排放；

[0197]

8)扫选尾矿进入磁选流程，经粗选、精选和扫选产出铁精矿；

[0198]

9)磁选尾矿为高硅渣，可为建材行业和水泥厂所利用。

[0199]

本发明中的富集金属的方法可使用回转窑实施、浮选机和磁选机进行大规模工业生产。

[0200]

综上，本发明采用工艺过程易于实现；采用常规普通设备，在同等建设规模下，大幅降低建设投资，降低生产成本；对原料基本没有要求，可以处理各种类型氰化尾渣和烧渣。本发明可产出高品位的混合金精矿和铁精矿。本发明的方法是一种低投资、低成本、工艺简单、不污染环境、能适应各种矿石或者尾渣的生产技术。

[0201]

本发明中的方法，焙烧后使用水冷却焙烧球时，氯化物添加剂部分溶解于水中可以得到含有氯化物添加剂的水溶液。取出冷却后的焙烧球再加水研磨，研磨过程中剩余氯化物添加剂溶于水中，使用压滤方法可以得到含有氯化物添加剂的水溶液。前述两部分含有氯化物添加剂的水溶液均可以回收用于造球，因此氯化物添加剂可以回收循环使用，节省成本。

[0202]

以上仅为本发明较佳的实施例，并不用于局限本发明的保护范围，任何在本发明精神内的修改、等同替换或改进等，都涵盖在本发明的权利要求范围内。技术特征：

1.富集金属的方法，其特征在于，将原料在还原气氛下焙烧以富集原料中的目标金属；焙烧温度为600℃～850℃。2.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，焙烧时，原料进入焙烧区域焙烧，焙烧区域内各处的温度相差最大为50℃-250℃。3.根据权利要求2所述的富集金属的方法，其特征在于，所述焙烧区域内温度最高处的温度为650℃～850℃。4.根据权利要求1或2所述的富集金属的方法，其特征在于，所述原料在所述焙烧区域内移动，沿所述原料的移动路线，所述焙烧区域的温度逐步升温。5.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，在焙烧之前，所述原料预热后再焙烧；所述原料在静止状态下预热，预热温度为300℃-600℃；或者所述原料在移动过程中预热，沿所述原料的移动路线，所述预热温度逐步升高，预热最低温度为300℃-600℃。6.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，所述原料预热时，预热最低温度比最高温度低50℃-300℃。7.根据权利要求5或6所述的富集金属的方法，其特征在于，所述预热最高温度低于或等于焙烧最低温度。8.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，在焙烧装置中预热和焙烧，所述焙烧装置具有进口和出口；所述焙烧装置的进口处的温度为300℃-600℃，所述焙烧装置的出口处的温度为650℃～850℃；所述原料在焙烧装置中自进口移动至出口，预热并焙烧。9.根据权利要求8所述的富集金属的方法，其特征在于，所述焙烧装置自进口至出口逐步升温；所述进口处温度最低，所述出口处温度最高。10.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，所述还原气氛为焙烧还原剂形成。11.根据权利要求10所述的富集金属的方法，其特征在于，所述还原剂包括炭和/或煤。12.根据权利要求10所述的富集金属的方法，其特征在于，所述还原剂的添加量为原料重量的1％～20％。13.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，其特征在于，向原料中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁；或者所述添加剂为氯化钙和氯化钠，所述氯化钙与氯化钠的用量比为1：0.5-2。14.根据权利要求13所述的富集金属的方法，其特征在于，所述氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁的用量为原料重量的5％～25％。15.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，向原料中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括分别含硫和铜的物料，或者同时含硫和铜的物料。16.根据权利要求15所述的富集金属的方法，其特征在于，所述含硫的物料中，硫的含量为原料重量的0.5％～20％；所述含铜的物料中，铜的含量为原料重量的0.5％～20％。17.根据权利要求15所述的富集金属的方法，其特征在于，所述含硫的物料为硫单质、硫化合物或者含有硫化合物的物料；所述含铜的物料为铜单质、铜化合物或者含有铜化合物的物料；同时含硫和铜的物料中，铜和硫的存在形式为单质和/或化合物。18.根据权利要求17所述的富集金属的方法，其特征在于，同时含硫和铜的物料为硫化铜矿物；所述硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿、方黄铜矿、黝铜矿、砷黝铜矿和/

或硫砷铜矿。19.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，向原料中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括黏土矿物，黏土矿物加入量为原料的0.5％-10％，所述黏土矿物选自高岭土、蒙脱石、凹凸棒石、海泡石、累托石、膨润土和/或硅藻土。20.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，向原料中加入添加剂和还原剂，将原料、还原剂和添加剂混合造球后焙烧；所述还原剂全部与所述原料造球后焙烧，或者60％-95％还原剂与所述原料造球、其余还原剂不与所述原料造球。21.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体或惰性气体中冷却或者在固体物掩埋下冷却。22.根据权利要求21所述的富集金属的方法，其特征在于，焙烧后的产物从焙烧装置中直接进入液体中冷却。23.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，包括步骤：1)提供添加剂和还原剂，将原料、还原剂和添加剂混合后造球；2)球粒在300℃～750℃下预热20-300分钟；然后再在600℃～850℃下焙烧20-200min；3)焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体或惰性气体中冷却或者在固体物掩埋下冷却，冷却后的焙烧球进行磨矿处理；4)磨矿后进入浮选流程，浮选获得富集目标金属的精矿。24.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，所述原料包括含有目标金属的原矿、精矿、尾矿、烧渣和/或矿石冶炼尾渣。25.根据权利要求1所述的富集金属的方法，其特征在于，被富集的目标金属包括金、银、镍、钴、铂族元素金属、铜、铅、锌、锡、锑、镉和/或铋。26.一种提炼金属的物料，其特征在于，采用权利要求1至22任一权利要求所述富集金属的方法获得，经研磨后粒度0.03mm-0.1mm。

技术总结

本发明涉及涉及富集金属的方法及提炼金属的物料

技术研发人员：赵江晨

受保护的技术使用者：北京千冶科技有限公司

技术研发日：2022.03.29

技术公布日：2022/7/21