CN103805787B - 一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法 - Google Patents

一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法 Download PDF

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Abstract

本发明属于选矿冶金技术领域，尤其涉及一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，步骤如下：向硫精矿烧渣中依次加入膨润土、氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气焙烧，获得粒铁和烟气；烟气洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，置换出单质Cu、Au和Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH，过滤得铅；向滤液中加入石灰乳调节pH，过滤干燥得Zn（OH）2。本发明方法工艺简单，高效环保，对原料要求低，有价金属回收率高，采用较低的生产成本回收了硫精矿烧渣中的有价金属。

Description

一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法
技术领域
本发明属于选矿冶金技术领域，尤其涉及一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法。
背景技术
氰化尾渣是黄金冶炼过程中氰化提金工艺中产生的含酸性、碱性、剧毒氰根离子和重金属成分的终端多金属废渣，成分见下表：
[注]:Au、Ag单位g/t。
氰化尾渣通过浮选富集硫，硫品位从25%提高到48%左右，再进行焙烧制酸，在焙烧过程中产生的硫精矿烧渣含铁62%以上，可作为钢铁厂炼铁原料铁精粉，其中的有价金属金、银的含量分别约为2克/吨和30克/吨，铜、铅、锌的含量均在0.3～0.43%范围内（见下表），极具回收价值。
硫精矿烧烧渣主要化学成分(%)
[注]:Au、Ag单位g/t。
目前，烧渣直接作为铁精粉销售，浪费了一半的价值。另外，铁精粉一般要求矿粉中的铜、铅、锌的含量，含量过高会影响其作为铁精矿的品质。因此，对有色金属的回收，不仅有利于创造更多的效益，而且有利于铁价值的实现。
含金、银等有价元素的硫精矿烧渣回收利用的瓶颈在于其中含有的铁品味不高，不能用于炼铁原料，而如果用来加工成颜料、絮凝剂之类，处理量太小，做建筑材料附加值又太低，也是对金银等有价值金属资源的严重浪费。如何从这种硫精矿烧渣中综合回收有价元素已经成为这一领域迫切需要解决的技术难题。
发明内容
本发明针对上述现有技术存在的不足，提供一种高效环保的从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，包括以下步骤：
（1）向硫精矿烧渣中依次加入膨润土、氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥后形成干燥粒加入竖炉，干燥粒从入炉到生产出粒铁的工艺时间为4～5h，其中高温焙烧段将干燥粒用天然气在1050～1200℃条件下焙烧1～2h，获得粒铁和烟气；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%盐酸绝热降温，冷却洗涤过滤后，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向过滤后的滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
本发明的技术原理为：氯化挥发的反应主要有，
2Au+3Cl2→2AuCl3
2Ag+Cl2→2AgCl
金的氯化物在高温下不稳定，很快又分解成单体金，
2AuCl3→2Au+3Cl2
CuO+CaCl2=CuCl2+CaO
ZnO+CaCl2=ZnCl2+CaO
PbO+CaCl2=PbCl2+CaO
CaCl2+H2O=CaO+2HCl
2HCl+1/2O2=H2O+Cl2
本发明的有益效果是：本发明方法工艺简单，对原料要求低，有价金属回收率高，采用较低的生产成本回收了硫精矿烧渣中的有价金属，有效的提高了资源利用率。整个回收过程降低了资源的浪费，减少了环境的污染，而且焙烧过程中添加的氯化钙在焙烧结束后以氧化钙形态滞留在粒铁中,调整了硫精矿烧渣的酸碱度,有利于炼铁。
在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。
进一步，步骤（1）中所述的膨润土用量为硫精矿烧渣重量的2～5%，所述的氯化钙溶液浓度为35wt%。
进一步，步骤（1）中所述的氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%。
进一步，步骤（2）中所述的制成的生粒直径为10～15mm，强度为5～7kg/个，含水量为13wt%。
进一步，步骤（2）中所述的干燥粒为含水量小于0.5wt%，强度大于等于40kg/个。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
如图1，本发明的具体工艺流程如下：
一、挥发阶段
硫精矿烧渣经抓斗起重机送至给料仓，再经称重皮带输送机送至混料机，膨润土给料仓经圆盘给料机、称重皮带输送机送至混料机，硫精矿烧渣和膨润土经混料机充分混合后，经皮带输送机送至润磨机，与氯化钙溶液一起在润磨机内进行磨细并混捏，润磨机出来的物料经高倾角皮带输送机送至制粒区的给料仓，给料仓由圆盘给料机、称重皮带输送机定量给料到圆盘制粒机上造粒，在造粒时喷适量的水，造出的生粒含水13wt%左右；
圆盘制粒机产出的生粒经高倾角皮带送至摆式布料机，再送至双层圆滚筛，细料经皮带输送机返回给料仓，合格的生粒直接通过溜槽平铺到链篦机篦板上干燥；
生粒经链篦机干燥后含水小于0.5wt%，生粒铁强度不低于40kg/个，链篦干燥机内温度控制在250℃以内，分五段干燥区，前四段主要为蒸发干燥水分，最后一段主要为加热生球至200～250℃，来自冷却器的350～400℃热风分别进入五段干燥区，再利用引风机将最后一段干燥区热风引入第一段干燥区，以高效利用烟气热量及降低第一干燥区的烟气温度，链篦机冷却后的含尘烟气，由1-4段干燥区通过引风机进入旋风收尘器，收尘后经烟囱外排。链篦机的灰经刮板机收集后送至原料返回利用；
链篦机干燥后的干燥粒经提升机送至竖炉顶部料仓内，通过DCS控制料层高度和给料速度保证炉内物料充分挥发反应，控制竖炉内温度在1050～1200℃，通过向竖炉内喷入天然气来提供热量。天然气喷枪位于竖炉侧壁，烟气由竖炉上部通过引风机进入烟气洗涤工段；
竖炉氯化挥发后的冶炼产品，即为产品粒铁，通过竖炉底部冷却滚筒冷却后，通过溜槽进入竖式冷却器，温度由1100℃骤冷到80℃，然后用冷却器滚筒下的振动排料机排出，由高倾角皮带输送机运往产品料仓。
二、洗涤阶段
硫精矿烧渣氯化挥发窑尾产生的烟气经空塔洗涤—湍球塔洗涤—电除雾器—引风机—尾气吸收塔等工序洗涤。
三、回收阶段
烟气经氯化挥发洗涤后的收尘液，经过过滤、置换、中和等工序，将Au、Ag、Cu、Pb、Zn以化合物或单质的形态沉淀分离出来。
实施例1
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1150℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为93.26%，Ag的挥发率为82.20%，Cu的挥发率为82.55%，Pb的挥发率为88.53%，Zn的挥发率为83.48%,粒铁中Fe的含量为60.46%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为83.93%，Ag的回收率为73.98%，Cu的回收率为74.30%，Pb的回收率为79.68%，Zn的回收率为75.13%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例2
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量4%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1150℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为93.28%，Ag的挥发率为82.22%，Cu的挥发率为81.55%，Pb的挥发率为88.55%，Zn的挥发率为82.48%，粒铁中Fe的含量为60.48%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为83.95%，Ag的回收率为74.00%，Cu的回收率为73.39，Pb的回收率为79.70%，Zn的回收率为74.23%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例3
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量5%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1150℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为94.24%，Ag的挥发率为82.25%，Cu的挥发率为81.55%，Pb的挥发率为88.57%，Zn的挥发率为83.46%，粒铁中Fe的含量为60.45%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为84.81%，Ag的回收率为74.03%，Cu的回收率为73.40%，Pb的回收率为79.71%，Zn的回收率为75.11%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例4
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1150℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为94.57%，Ag的挥发率为81.90%，Cu的挥发率为81.51%，Pb的挥发率为88.98%，Zn的挥发率为84.98%，粒铁中Fe的含量为60.51%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为85.11%，Ag的回收率为73.71%，Cu的回收率为73.40%，Pb的回收率为80.08%，Zn的回收率为76.48%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例5
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1150℃条件下焙烧1.5h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为95.40%，Ag的挥发率为82.14%，Cu的挥发率为83.98%，Pb的挥发率为90.08%，Zn的挥发率为86.60%，粒铁中Fe的含量为60.09%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为85.86%，Ag的回收率为73.93%，Cu的回收率为75.58%，Pb的回收率为81.07%，Zn的回收率为77.94%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例6
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1150℃条件下焙烧2h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为96.02%，Ag的挥发率为82.32%，Cu的挥发率为85.18%，Pb的挥发率为90.98%，Zn的挥发率为87.80%，粒铁中Fe的含量为59.77%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为86.42%，Ag的回收率为74.09%，Cu的回收率为76.66%，Pb的回收率为81.88%，Zn的回收率为79.02%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例7
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1050℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为88.27%，Ag的挥发率为65.86%，Cu的挥发率为72.83%，Pb的挥发率为70.78%，Zn的挥发率为60.14%，粒铁中Fe的含量为59.46%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为79.44%，Ag的回收率为59.27%，Cu的回收率为65.55%，Pb的回收率为63.70%，Zn的回收率为54.13%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例8
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1100℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为90.94%，Ag的挥发率为73.64%，Cu的挥发率为78.19%，Pb的挥发率为80.36%，Zn的挥发率为75.16%，粒铁中Fe的含量为60.14%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为81.85%，Ag的回收率为66.28%，Cu的回收率为70.37%，Pb的回收率为72.32%，Zn的回收率为67.64%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
实施例9
（1）向硫精矿烧渣中依次加入烧渣重量2%的膨润土和浓度为35wt%的氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；其中，氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥，将干燥粒用天然气在1200℃条件下焙烧1h，获得粒铁和烟气；其中：Au的挥发率为96.28%，Ag的挥发率为84.80%，Cu的挥发率为82.77%，Pb的挥发率为89.17%，Zn的挥发率为92.35%，粒铁中Fe的含量为60.63%；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%稀盐酸洗涤后过滤，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出少量单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得较纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
实验结果：Au的回收率为86.65%，Ag的回收率为76.32%，Cu的回收率为74.49%，Pb的回收率为80.25%，Zn的回收率为83.12%。由此看出，硫精矿烧渣中的有价金属回收率高，有效的提高了资源利用率。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (5)

1.一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）向硫精矿烧渣中依次加入膨润土、氯化钙溶液形成混合料，将混合料进行润磨，使硫精矿烧渣中小于200目粒级的质量百分含量大于80%；
（2）将润磨后的混合料喷水制成生粒，干燥后形成干燥粒加入竖炉，干燥粒从入炉到生产出粒铁的工艺时间为4～5h，其中高温焙烧段将干燥粒用天然气在1050～1200℃条件下焙烧1～2h，获得粒铁和烟气；
（3）将步骤（2）得到的烟气用2wt%盐酸绝热降温，冷却洗涤过滤后，得到PbSO4沉淀、AgCl沉淀和单质Au；向滤液中加入铁块，在铁块上置换出单质Cu，滤液中置换出单质Au和单质Ag；再一次过滤后，向过滤后的滤液中加入硫氢化钠溶液，用石灰乳调节pH至5.0，过滤得以硫化物形态沉淀的铅；向滤液中加入石灰乳调节pH至7.0，过滤干燥得纯Zn（OH）2沉淀，继续加入石灰乳调节pH至9.0，剩余金属将完全沉淀；
（4）步骤（3）的最终滤液为稀氯化钙溶液，经浓缩后返回原料循环使用。
2.根据权利要求1所述的一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，其特征在于，步骤（1）中所述的膨润土用量为硫精矿烧渣重量的2～5%，所述的氯化钙溶液浓度为35wt%。
3.根据权利要求1或2所述的一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，其特征在于，步骤（1）中所述的氯化钙溶液中氯化钙固体的用量为硫精矿烧渣重量的6%。
4.根据权利要求1所述的一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，其特征在于，步骤（2）中所述的制成的生粒直径为10～15mm，强度为5～7kg/个，含水量为13wt%。
5.根据权利要求1所述的一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法，其特征在于，步骤（2）中所述的干燥粒为含水量小于0.5wt%，强度大于等于40kg/个。
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