CN1303235C - 选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺 - Google Patents
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Abstract
一种选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺，该工艺首先对低品位的铜锌混合硫化矿石进行铜锌混选，得到的铜锌混合精矿经自然干燥或经干燥窑脱去部分水分至含水在7～12%，进沸腾焙烧炉氧化焙烧，炉温控制在930℃～1050℃之间，沸腾炉产物即培砂增湿后与焦炭均匀混合，送回转窑处理，达到分离铜和锌的目的，控制回转窑高温带的温度在1100～1300℃，窑尾温度在600～750℃，该工艺一方面避免了对铜锌混合矿石处理过程中对于锌资源的浪费，另一方面为铜锌混合精矿找到了合理的出路，在使选矿过程趋于简单的同时，大大提高了金属回收率，两种金属的选冶总回收率均可提高15～20%，并且较好地解决了铜锌混合硫化原矿的资源综合利用问题。
Description
技术领域 本发明涉及有色金属领域中硫化矿的冶炼技术，特别是一种新颖的选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺。
背景技术 随着矿产资源的不断开发利用，单一金属的富矿正在逐步减少，不得不去处理各种难选的多金属混合矿。
近年来地质勘探及采矿发现的大型铜锌混合硫化矿床，其中有的含铜品位高达1～3％、含锌达10％左右，且富含金、银及少量铅。但由于矿石所含各种矿物呈他型粒状结构，铜、金赋存于黄铜矿、金银矿和闪锌矿中，银赋存于银黝铜矿、辉铜矿和方铅矿中，加之各种矿物粒度很细，相互包裹。铜锌混合硫化矿石中因所含矿物嵌布细密，致使磨矿和选矿困难，并且选矿过程无法对混合矿石中的主金属铜和锌进行有效分离，金属回收率较低。
铜锌混合硫化矿的传统处理方法是“保铜丢锌”，即经过选矿后，产出铜精矿，而锌则作为杂质元素存在于铜精矿中。
例如云南某地最近发现的一处铜锌硫化矿，其资源储量超过10万金属吨，该铜锌混合硫化矿体的平均品位为Cu：2.21％；Zn：9.0％；Pb：2.63％；Au：1.27g/t；Ag：157.35g/t。因矿石所含铜锌品位均很高，如仍采用“保铜丢锌”的选矿方法，矿物所含的锌就得不到回收。因此初期曾致力于铜锌分选，分选选矿方法典型试验结果如表1：
表1
| 元素 | Cu％ | Zn％ | Au(g/t) | Ag(g/t) |
| 原矿品位 | 6.21 | 18.08 | 2.83 | 161.55 |
| 铜精矿品位 | 16.27 | 4.51 | 4.52 | 239 |
| 尾矿品位 | 0.46 | 1.09 | 1.22 | 47.29 |
| 金属回收率(％) | 66.34％ | 6.31％ | 40.28％ | 37.43％ |
以上选矿试验挑选了矿体中铜、锌含量最高的矿石，但是选矿指标仍然非常差。所获得的铜精矿含铜品位低，含锌(杂质)较高，金、银的富集比都不到二倍，金、银均大量进入尾矿。各种金属的回收率均很低，与此同时并未获得锌精矿。以上试验说明铜锌混合矿石分选未获成功。有关专家认为，该矿山铜锌混合矿石没有成熟的工业选矿技术可以利用。
由于铜锌分选试验未获成功，在工业性选矿试验时，恢复了采用传统的“保铜丢锌”选矿方法，试验结果如表2：
表2
| 元素 | Cu％ | Zn％ | Au(g/t) | Ag(g/t) |
| 原矿品位 | 2-3 | 3-5 | 1.5 | 50 |
| 铜精矿品位 | 15 | 12 | 1.5 | 150 |
| 金属回收率 | 90％ | 0 | 20％左右 | 60％ |
以上选矿工业性试验，由于保铜丢锌，铜的选矿回收率得到了提高，然而放弃了对原矿石中含量达10％左右的锌、铅资源的利用，造成了很大的浪费，且铜精矿主品位并未得到大幅度提高，其中所含12％的锌则作为杂质元素，在销售铜精矿时需作扣杂处理，进一步影响了效益。
如上所述，以上两种选矿方法均不能达到综合回收铜锌混合矿石中的铜和锌的目的，因此不得不采用铜锌混选的选矿工艺。虽然该选矿工艺的金属回收率可有较大提高，但铜锌在选矿过程中不能分离，且所获得的铜锌混合精矿中铜、锌的品位都比较低，直接冶炼的难度比较大，冶炼的成本也比较高。
发明内容 针对上述现有技术存在的不足，本发明提出一种新颖的选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺，该工艺在对铜锌混合硫化原矿进行铜锌混选的基础上，用火法冶炼的方法分离铜和锌，一方面避免了对铜锌混合矿石处理过程中对于锌资源的浪费，另一方面为铜锌混合精矿找到了合理的出路，在使选矿过程趋于简单的同时，大大提高了金属回收率，两种金属的选冶总回收率均可提高15～20％，并且较好地解决了铜锌混合硫化原矿的资源综合利用问题。
本发明提出的选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石新工艺，其步骤如下：
首先对低品位的铜锌混合硫化矿石进行铜锌混选，得到的铜锌混合精矿经自然干燥或经干燥窑脱去部分水分至含水在7～12％，进沸腾焙烧炉氧化焙烧，炉温控制在930℃～1050℃之间，沸腾炉产物即焙砂增湿后与焦炭均匀混合，送回转窑处理，进入回转窑的混合料含水应控制在18％以内；控制回转窑高温带的温度在1100～1300℃，窑尾温度在600～750℃，在回转窑的高温挥发过程中，要控制回转窑窑尾负压在0～40Pa。
上述铜锌混合精矿按质量百分比其化学成份Cu：5～18％，Zn：15～35％，S：＞22％，其余为脉石成分和微量元素。
上述对焙矿进行加湿处理是往焙砂里面均匀地喷入一定量的水，经过增湿后的焙矿与50％焦炭均匀混合进回转窑进行还原挥发，达到铜、锌分离的目的。
上述的铜锌混合精矿首先进入沸腾焙烧炉进行氧化脱硫。
本发明提供的方法在分离铜、锌过程中，铜锌混合精矿中的ZnS、CuS与鼓入沸腾炉的空气中的氧气反应，得到铜、锌的氧化物和二氧化硫气体，含二氧化硫的烟气送硫酸系统制酸，主要化学反应式如下：
随着回转窑的旋转，焙砂中的ZnO、CuO与还原剂C和CO在高温下发生不同的化学反应。ZnO被焦炭还原成气态Zn，锌蒸汽随烟气进入收尘系统，并在此过程中被氧化为ZnO，而后在收尘系统中被捕集下来。在此过程中CuO以及部分被还原出来的金属铜不挥发，它们与氧化铁、二氧化硅等结合成复杂的化合物留在窑渣里，达到铜、锌分离的目的。主要化学反应式如下：
通过沸腾炉焙烧和回转窑挥发，锌被富集在烟尘里，烟尘含锌品位可以达到50～70％，锌富集比达到2.3以上，而锌的回收率可以达到90％；铜被离集在回转窑渣里，回转窑渣含铜品位可以达到15％以上，铜的富集比达到1.5以上，而铜的回收率也可以达到90％。
所获得的高品位氧化锌粉送往湿法炼锌，而含铜15％左右的回转窑渣则是各种火法炼铜方法均可以使用的炼铜原料。
由于采用本发明提供的工艺，就使得选矿厂的选矿流程易于控制，同时使铜、锌选矿回收率均达到较理想的数值。如某选厂产出铜锌混合精矿工业生产实例如表3所示。
表3
| 元素 | Cu％ | Zn％ | Au(g/t) | Ag(g/t) |
| 原矿品位 | 2-3 | 10 | 1.5 | 50 |
| 铜锌混合精矿品位 | 10 | 28 | 1.5 | 150 |
| 金属回收率 | 90％ | 90％ | 30％ | 60％ |
从上表可以看出，由于允许选矿厂产出铜锌混合精矿，大大提高了主金属铜和锌的回收率，两种金属回收率均达到90％。这种选矿流程与产出单一铜精矿(保铜丢锌)时对比，铜金属的选矿回收率都达到90％，但后者锌金属的选矿回收率也达到90％，前者则将锌金属作为杂质。
采用本发明处理铜锌混合精矿获得了可供下一步冶炼流程处理的铜精矿(回转窑渣)和氧化锌粉，铜和锌的回收率均达到80％以上。与原有两种选矿流程相比，既回收了锌，又提高了两种金属的回收率，金属回收率可以提高15～20％；并且产品中铜、锌的品位都可以富集到一个较高的水平，可以直接用作铜、锌冶炼的原料。
本发明与现有技术相比，分离铜锌的效果对比见表4。
表4
| 流程选择 | 铜锌分选流程 | 保铜丢锌流程 | 本发明的联合流程 |
| 产出产品及回收率 | 单一产品，铜精矿含铜16.27％，Cu回收率66.34％，铜精矿含锌4.51％，锌回收率0，Zn作为杂质，未获得锌精矿。 | 单一产品，铜精矿含铜15％，Cu回收率90％，铜精矿含锌12％，锌回收率0，锌作为杂质。 | 两种产品，铜精矿(回转窑渣)含铜15％，铜回收率：90％×90％＝81％，高品位ZnO粉含Zn65％，锌回收率：90％×90％＝81％。 |
| 效益对比 | 铜精矿因含锌4.51％，出售时被扣杂处理，矿石中锌损失丢弃，Cu回收率66.34％。 | 铜精矿因含Zn12％，出售时被扣杂处理，矿石中锌损失丢弃，Cu回收率90％。 | 实现了铜锌分离，铜精矿中铜回收率81％，氧化锌粉中锌回收率81％。 |
具体实施方式 下面结合实施例对本发明作进一步详细描述。
本实施例所用原料是用铜锌混合硫化矿石经铜锌混选得到的铜锌混合精矿，化学成分(按质量百分比)如下：Zn：27.33％，Cu：5.15％，S：33.23％，Pb：2.46％，SiO2：2.06％，其余为脉石成分和微量元素。铜锌混合精矿经自然干燥或经干燥窑脱去部分水分，保持进沸腾炉的物料含水在7～12％。沸腾焙烧温度主要视精矿含Pb和SiO2而定，如果含Pb＞2.5％或者SiO2＞5％，沸腾焙烧温度要控制低一些，防止这些低熔点的物质在炉内形成结块，使沸腾炉不能正常工作，炉温一般控制在930℃～1050℃之间。如果以上两种物质含量较低，可以适当提高沸腾炉焙烧温度，此时产出的焙砂不仅残硫低，而且颗粒比温度低时产出焙砂的粒度大，都有利于后续工序回转窑的生产。
本实施例控制沸腾焙烧温度950～970℃，产出焙砂的化学成分如下：Zn：31.08％，Cu：6.57％，S：1.58％；沸腾炉床能力达到5.8吨/米2·日。金属回收率：锌回收率99％，铜回收率98.8％。
在沸腾焙烧过程中，从沸腾炉溢流口出来的焙砂的粒度较粗，而从烟气里经收尘设施收下来的焙尘的粒度一般较细，为了减少进回转窑时的飞扬损失，一般在进回转窑之前都要进行预处理，简单的办法是加湿，即往焙砂里面均匀地喷入一定量的水，减少下料时的飞扬损失，进窑料含水控制在18％以内。减少飞扬的最好的办法是制粒，需要投入制粒设施。
经过预处理之后的焙砂配入50％的焦炭之后进入回转窑，控制回转窑窑尾温度在600～750℃，此时回转窑高温带的温度可以达到1100～1300℃，在此温度下，炉内发生化学反应，氧化锌被还原之后以蒸汽的形式挥发，在挥发窑后段或收尘过程中又被氧化成氧化锌，再经过收尘系统即得到高品位的氧化锌粉。而氧化铜或部分被还原的金属铜则与炉料内的氧化铁、二氧化硅等留在渣中由窑头排出，这样就实现了铜和锌的分离。
在回转窑的高温挥发过程中，要控制回转窑窑尾负压在0～40Pa，防止负压过大时部分焙烧矿直接随烟气进入收尘系统而导致氧化锌粉含铜较高，铜的回收率降低。
本实施例产出的氧化锌粉含锌＞65％，窑渣含铜＞9.38％。经过沸腾焙烧和回转挥发窑处理，冶炼总回收率：锌回收率＞90％；铜回收率＞90％。
Claims (4)
1、一种选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺，其特征在于：铜锌混合硫化矿石经铜锌混选得到铜锌混合精矿，经自然干燥或经干燥窑脱去部分水分至含水7～12％的精矿，进入沸腾炉氧化焙烧，控制炉温在930℃～1050℃之间，产出的焙砂经过增湿并与焦炭均匀混合后，含水控制在18％以内的混合料进入回转窑使铜、锌分离，控制回转窑高温带的温度在1100～1300℃，窑尾温度在600～750℃，窑尾负压控制在0～40Pa。
2、根据权利要求1所述的选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺，其特征在于：经铜锌混选得到铜锌混合精矿按质量百分比为Cu 5～18％，Zn 15～35％，S＞22％，其余为脉石成分和微量元素。
3、根据权利要求1所述的选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺，其特征在于：沸腾焙烧炉产出的焙砂经过增湿后与50％焦炭均匀混合之后进入回转窑进行还原挥发，达到铜、锌分离。
4、根据权利要求1所述的选冶联合流程处理难选铜锌混合矿石工艺，其特征在于：铜锌混合精矿首先进入沸腾焙烧炉进行氧化脱硫。
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