CN104342561A - 一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法 - Google Patents

Abstract

本申请提供了一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法，包括以下步骤：a)采用氧气对热铜冶炼渣进行氧化，得到混合渣料；所述热铜冶炼渣的温度为1000℃～1350℃，所述混合渣料包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿；然后对所述混合渣料进行缓冷处理；b)将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料通过浮选和磁选回收赤铁矿，通过活化浮选或浸出回收含铜产品，最后将回收赤铁矿和含铜产品后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。本申请提供的方法流程短，工艺简单、易于实现和控制，基本满足了铜冶炼行业的铜冶炼渣资源化处理的需求，具有使用范围广和实用性强等优点。另外，本申请提供的从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法不产生二次废物，无污染，能源投入少。

Description

一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法

技术领域

本发明属于铜冶炼技术领域，尤其涉及一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法。

背景技术

铜冶炼渣主要包括铜熔炼渣和一步炼铜渣，目前铜冶炼渣中绝大部分为铜熔炼渣。铜熔炼渣是铜熔炼过程产生的一种渣，其主要包含：0.90％～3.0％的Cu、35％～44％的Fe和26.6％～35.0％的SiO₂。世界上对铜冶炼渣处理的重点目前是在回收铜方面，主要采用火法贫化工艺和选矿贫化工艺。在选矿贫化工艺中，绝大多数是回收金属铜；而对于选铜后的尾矿，少数企业采用磁选工艺对铁矿物进行了回收，但由于铁矿物以铁橄榄石为主，铁橄榄石是氧化亚铁和二氧化硅的化合物，仅仅通过磁选无法实现铁和硅的分离，造成铁精矿品位和回收率不够理想，影响铁精矿的销售。

在我国，每年约有400～500万吨炉铜冶炼渣产生，而且每年均呈上升趋势。按铁品位为40％计算，约有160～200万吨铁损失在炉渣中而没有得到回收，造成资源浪费及环境污染。在节约资源、保护环境和可持续发展政策逐渐严格化的世界形势下，研究如何从铜冶炼渣中资源化回收Cu、Fe以及其他成分，是我国一项非常重要的技术课题，也是研发人员面临的一项十分紧迫的工作任务。

针对上述问题，申请号为201010223703.2的中国专利文献公开了一种从铜冶炼渣中分离出铁、铜、硅组分的方法。该技术以铜冶炼渣为原料，采用热化学反应、水浸及酸浸或常规选矿技术综合回收铜渣中Si、Fe、Cu，实现铜冶炼废渣资源化再利用，其具体工艺包括以下步骤：将铜渣与碱按比例混合，加热反应温度控制在350℃～950℃之间，渣碱比控制为1:0.37～2.6，反应时间为0.3小时～5.0小时；而后采用水浸，经过滤得滤液和滤渣；滤液为硅酸钠溶液，滤液通过加酸，中和控制pH＝3～6，经沉淀、过滤、洗涤，滤渣经干燥即可得到成品白炭黑；滤液经浓缩即可制得饱和氯化钠或氯化钾/硫酸钠或硫酸钾溶液；水浸后Fe、Cu进入滤渣，滤渣经进一步通过酸浸或常规选矿方法，即可回收铜、铁。但是，上述从铜冶炼渣中分离出铁、铜、硅组分的方法流程长，工艺复杂，难于控制，实用性较差。

发明内容

有鉴于此，本申请提供一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法，本申请提供的方法流程短，通过简单的工艺回收铜冶炼渣中的铜、铁和硅，从而实现铜冶炼渣的最大资源化。

本申请提供一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法，包括以下步骤：

a)采用氧气对热铜冶炼渣进行氧化，得到混合渣料；所述热铜冶炼渣的温度为1000℃～1350℃，所述混合渣料包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿；

然后对所述混合渣料进行缓冷处理；

b)将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料通过浮选和磁选回收赤铁矿，通过活化浮选或浸出回收含铜产品，最后将回收赤铁矿和含铜产品后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤a)中，所述热铜冶炼渣的铜品位≤3％；

所述步骤b)具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料先进行活化浮选，得到铜精矿和活化浮选尾矿；再对所述活化浮选尾矿进行浮选和磁选，得到赤铁矿；最后将回收赤铁矿后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤b)中得到铜精矿和活化浮选尾矿后，对所述活化浮选尾矿先进行浮选，得到大部分赤铁矿和浮选尾矿，再将所述浮选尾矿进行磁选，得到残余赤铁矿和磁选尾矿；最后将所述磁选尾矿进行过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤b)中得到铜精矿和活化浮选尾矿后，对所述活化浮选尾矿依次进行强磁选和反浮选，得到赤铁矿、反浮选尾矿和强磁选尾矿；最后将所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤a)中所述热铜冶炼渣的铜品位＞3％；

所述步骤b)具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料先进行浮选和磁选，得到赤铁矿；再将回收赤铁矿后的尾矿进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤b)进一步具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料先进行浮选，得到大部分赤铁矿和浮选尾矿，然后将所述浮选尾矿进行磁选，得到残余赤铁矿和磁选尾矿；再将所述磁选尾矿进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤b)进一步具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料依次进行强磁选和反浮选，得到赤铁矿、反浮选尾矿和强磁选尾矿；再将所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

优选的，所述步骤b)中浸出后，将得到的浸出液经过萃取提取硫酸铜，然后通过电积获取电积铜。

优选的，所述步骤a)中，所述热铜冶炼渣的处理量为30～35吨/渣包，所用氧气的流量为13m³/min～20m³/min，所述氧化的时间为7min～20min。

优选的，所述步骤a)中，所述缓冷处理依次包括：自然缓冷24小时和加水冷却36小时；

所述缓冷处理后、所述步骤b)之前还包括：将经过缓冷处理的混合渣料进行粉磨，所述粉磨后混合渣料的细度为85目～325目。

与现有技术相比，本申请以温度在1000℃～1350℃的热铜冶炼渣为处理对象，先利用氧气对渣进行氧化，然后进行缓冷处理，最后主要通过选矿技术实现铜、铁和二氧化硅的分离。本申请对所述热铜冶炼渣进行了预处理工艺，包括氧化和缓冷两部分。本申请的氧化过程充分利用热熔渣的显热能量，在氧气的氧化作用下，使渣中铜铁矿物进行氧化、铜铁结合矿物充分分离。随着热熔渣氧化反应的持续进行，铜渣中的铁橄榄石(2FeO·SiO₂)转化为Fe₃O₄和SiO₂，渣中的磁铁矿、褐铁矿和硫化铁矿转化为Fe₂O₃；当过氧化时，由铁橄榄石转化的Fe₃O₄进一步氧化变成Fe₂O₃。并且，渣中的少量冰铜等硫化铜矿物也会被氧化为CuO和SO₂，金属铜被氧化成氧化铜。最终，本申请通过氧化使渣中的铁矿物统一转化为易选的赤铁矿，铜矿物统一转化为可以活化浮选或浸出的氧化铜矿。氧化后，本申请通过对渣的缓冷工艺进行矿物富集结晶，为选矿等回收处理做好准备。在本申请中，热熔铜渣经过上述预处理后，基本以赤铁矿(Fe₂O₃)和氧化铜矿(CuO)和石英(SiO₂)的矿物形式存在；赤铁矿通过浮选和磁选回收，氧化铜可以通过硫化钠活化进行浮选回收，最后的尾矿过滤后作为石英矿物回收。本申请采用氧化和缓冷工艺进行热熔渣预处理，充分利用了铜冶炼渣自身的显热资源，通过对热熔渣充氧氧化，将铜矿物、铁矿物全部氧化以及铜铁结合矿物氧化分离，使各铜矿物相转化为氧化铜相、各铁矿物相转化为赤铁矿物相；通过缓冷工艺富集和促进矿物颗粒长大，利于后续采用选矿处理工艺回收铜、铁和硅。因此，本申请提供的方法流程短，工艺简单、易于实现和控制，基本满足了铜冶炼行业的铜冶炼渣资源化处理的需求，具有使用范围广和实用性强等优点。

另外，本申请提供的从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法不产生二次废物，无污染，节约了大量能源的投入。

附图说明

为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本申请的实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据提供的附图获得其他的附图。

图1为本发明实施例1回收铜、铁和硅的工艺流程图；

图2为本发明实施例2回收铜、铁和硅的工艺流程图；

图3为本发明实施例3回收铜、铁和硅的工艺流程图；

图4为本发明实施例4回收铜、铁和硅的工艺流程图。

具体实施方式

下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。

本申请提供了一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法，包括以下步骤：

a)采用氧气对热铜冶炼渣进行氧化，得到混合渣料；所述热铜冶炼渣的温度为1000℃～1350℃，所述混合渣料包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿；

然后对所述混合渣料进行缓冷处理；

b)将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料通过浮选和磁选回收赤铁矿，通过活化浮选或浸出回收含铜产品，最后将回收赤铁矿和含铜产品后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

本申请提供了一种铜冶炼渣资源化回收铜、铁和硅的工艺，主要包括热熔渣预处理工艺和选矿处理工艺两部分。本申请充分利用熔炼或一步炼铜冶炼过程中产生的熔融渣自身的显热和现场工艺条件，首先通过氧化和缓冷的预处理工艺，强化渣中物相转化，并使铜矿物、铁矿物和硅石矿物分类富集，增强渣中各种资源矿物的可选性；然后通过选矿技术实现铜、铁和二氧化硅的分离，具有流程短、工艺简单等优点。

本申请实施例以热铜冶炼渣为处理对象，在熔炼炉放渣时，可将热熔渣放入特制的渣包中进行处理。本申请采用氧气，优选向渣包内通入氧气对所述热铜冶炼渣进行氧化，然后对氧化得到的混合渣料进行缓冷处理。

在本申请中，所述热铜冶炼渣为热熔态炉渣，温度在1000℃～1350℃、优选在1100℃～1250℃范围内。本申请对所述热铜冶炼渣的来源没有特殊限制，可以处理铜品位≤3％的熔炼渣、转炉渣和电炉贫化渣等，也可以处理铜品位＞3％的一步炼铜渣和吹炼渣等。比如，本申请的一个实施例采用闪速熔炼炉排放的热熔态炉渣，其铜品位为1.0％～1.6％；本申请的另一个实施例采用一步炼铜炉排放的热熔态炉渣，其铜品位为3％～10％。

本申请对所述热铜冶炼渣用氧气进行氧化，得到包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿的混合渣料。本申请实施例可以向渣包内的渣连续通入工业纯氧，对热熔渣进行持续氧化。其中，所述热铜冶炼渣的处理量优选为30～35吨/渣包，所用氧气的流量优选为13m³/min～20m³/min，更优选为15m³/min～18m³/min；所述氧化的时间优选为7min～20min，更优选为10min～18min。

在上述氧化过程中，本申请充分利用热熔渣的显热能量，在氧气的氧化作用下，使渣中铜铁矿物进行氧化、铜铁结合矿物充分分离。随着热熔渣氧化反应的持续进行，铜渣中的铁橄榄石(2FeO·SiO₂)转化为Fe₃O₄和SiO₂，渣中的磁铁矿、褐铁矿和硫化铁矿转化为Fe₂O₃；当过氧化时，由铁橄榄石转化的Fe₃O₄进一步氧化变成Fe₂O₃。并且，渣中的少量冰铜等硫化铜矿物也会被氧化为CuO和SO₂，金属铜被氧化成氧化铜。最终，本申请通过氧化使渣中的铁矿物统一转化为易选的赤铁矿，铜矿物统一转化为可以活化浮选或浸出的氧化铜矿。本申请氧化过程涉及的主要化学反应式参见式(1)～(7)：

6(2FeO·SiO₂)+2O₂＝4Fe₃O₄+6SiO₂  (1)；

4Fe₃O₄+O₂＝6Fe₂O₃  (2)；

CuS+O₂＝CuO+SO₂↑  (3)；

Fe₂O₃·H₂O＝6Fe₂O₃+H₂O↑  (4)；

4FeS+7O₂＝2Fe₂O₃+4SO₂↑  (6)；

2Cu+O₂＝2CuO  (7)。

一定时间的氧化后，本申请实施例用渣包车将上述渣包运送到渣缓冷场，对氧化得到的混合渣料进行缓冷处理。本申请通过对渣的缓冷工艺进行矿物富集结晶，为选矿等回收处理做好准备。在本申请的一个实施例中，所述缓冷处理依次包括：自然缓冷24小时和加水冷却36小时。其中，所述加水冷却可以采用加水喷淋的方式进行。

本申请采用氧化和缓冷工艺进行热熔渣预处理，充分利用了铜冶炼渣自身的显热资源，通过对热熔渣充氧氧化，将铜矿物、铁矿物全部氧化以及铜铁结合矿物氧化分离，使各铜矿物相转化为氧化铜相、各铁矿物相转化为赤铁矿物相；通过缓冷工艺富集和促进矿物颗粒长大。在本申请中，热熔铜渣经过上述预处理后，基本以赤铁矿(Fe₂O₃)和氧化铜矿(CuO)和石英(SiO₂)的矿物形式存在，即得到经过缓冷处理的混合渣料，增强了渣中各种资源矿物的可选性，利于后续采用选矿处理工艺回收铜、铁和硅。

所述缓冷处理后、选矿处理之前，本申请优选还包括：将经过缓冷处理的混合渣料进行粉磨。所述粉磨为本领域技术人员熟知的技术手段，在本申请的实施例中，所述粉磨后混合渣料的细度为85目～325目，优选为100目～300目。自缓冷处理结束后，本申请实施例可将渣包内的炉渣倒出，用破碎机破碎后通过皮带送入磨矿-选矿系统，炉渣经过粉磨磨矿，成为一定细度的矿浆后进入选矿系统。

本申请将经过缓冷处理的混合渣料通过浮选和磁选回收赤铁矿，通过活化浮选或浸出回收含铜产品，最后将回收赤铁矿和含铜产品后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

在本申请中，赤铁矿可以通过浮选和磁选回收，氧化铜可以通过硫化钠活化进行浮选回收，最后的尾矿过滤后作为石英矿物回收。因此，本申请实施例可以采用两种工艺流程对预处理后的渣进行选矿分离。

当所述热铜冶炼渣的铜品位≤3％，本申请实施例可以采用浮磁联合流程。即，将经过缓冷处理的混合渣料先进行活化浮选，得到铜精矿和活化浮选尾矿；再对所述活化浮选尾矿进行浮选和磁选，得到赤铁矿；最后将回收赤铁矿后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

在这种工艺流程中，本申请实施例先采用活化浮选对氧化铜矿物进行回收，得到铜精矿和活化浮选尾矿。其中，所述活化浮选为本领域技术人员熟知的技术手段。所述活化浮选所用硫化钠的用量优选为150g/t(渣)～600g/t(渣)，更优选为200g/t(渣)～500g/t(渣)；所用捕收剂可以采用黄药等常规浮选药剂，其用量优选为60g/t(渣)～300g/t(渣)，更优选为100g/t(渣)～200g/t(渣)。

得到铜精矿和活化浮选尾矿后，本申请实施例再对所述活化浮选尾矿通过浮选和磁选，进行铁矿物的综合回收。本申请通过浮磁联合流程，综合回收铁矿物可以采用如下两种工艺。一种工艺为：得到铜精矿和活化浮选尾矿后，本申请实施例对所述活化浮选尾矿先进行浮选，得到大部分赤铁矿和浮选尾矿，再将所述浮选尾矿进行磁选，得到残余赤铁矿和磁选尾矿；最后将所述磁选尾矿进行过滤，得到含硅产品。

另一种工艺为：得到铜精矿和活化浮选尾矿后，本申请实施例对所述活化浮选尾矿依次进行强磁选和反浮选，得到赤铁矿、反浮选尾矿和强磁选尾矿；最后将所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行过滤，得到含硅产品。在这两种工艺中，所述浮选、磁选、强磁选、反浮选和过滤等均为本领域技术人员熟知的技术手段，本申请没有特殊限制。

本申请实施例针对低品位的铜冶炼渣，采用活化浮选工艺回收铜矿物后，采用浮选、磁选分别对赤铁矿进行综合回收，有利于提高铁矿物的回收率。除了上述浮磁联合流程，当所述热铜冶炼渣的铜品位＞3％，本申请实施例可以采用以“先提铁后提铜”为原则的浮磁-浸出流程。即，将经过缓冷处理的混合渣料先进行浮选和磁选，得到赤铁矿；再将回收赤铁矿后的尾矿进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

本申请实施例针对中高品位的铜冶炼渣，除了采用浮选、磁选对赤铁矿进行综合回收和提高铁矿物回收率外，还在浸出提铜之前提取了铁矿物，减少了浸出过程中铁离子的不良影响，为简化后续实施如萃取和电积的提铜工艺打下了基础。

在这种工艺流程中，提铁又可以采用以下两种工艺。一种工艺为：将经过缓冷处理的混合渣料先进行浮选，得到大部分赤铁矿和浮选尾矿，然后将所述浮选尾矿进行磁选，得到残余赤铁矿和磁选尾矿；再将所述磁选尾矿进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。其中，所述浮选所用的捕收剂可以为氧化石蜡皂，其用量优选为100g/t(渣)～800g/t(渣)，更优选为200g/t(渣)～500g/t(渣)。本发明对所述磁选没有特殊限制，选铁尾矿进入提铜等工艺。

另一种工艺为：将经过缓冷处理的混合渣料依次进行强磁选和反浮选，得到赤铁矿、反浮选尾矿和强磁选尾矿；再将所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。其中，所述强磁选为本领域技术人员熟知的技术手段；所述反浮选对铁精矿进行脱杂处理而获得最终铁精矿，可采用十二胺等脱硅药剂为捕收剂，其用量优选为50g/t(渣)～600g/t(渣)，更优选为200g/t(渣)～500g/t(渣)。反浮选的尾矿与强磁选的尾矿合并后，进入提铜工艺。

在上述两种工艺中，提铁后，得到的选铁尾矿再通过浸出的提铜工艺来浸出铜。在本发明的实施例中，所述浸出工艺为硫酸浆浸工艺，为本领域技术人员熟知的技术手段。根据含铜品位，本申请实施例可控制浸出矿浆中硫酸的浓度为15g/L～80g/L，优选为20g/L～60g/L；浸出的时间优选为20min～120min，更优选为50min～110min。

浸出后，得到的浸渣依次经洗涤和过滤后作为石英矿物进行回收；而得到的浸出液优选经过萃取提取硫酸铜，然后通过电积获取电积铜，所述电积铜为合格阴极铜或粗铜。本申请实施例提铁后可以为浸出-萃取的提铜工艺排除铁离子的干扰，提铜效果更好。并且，本申请实施例首次将浮磁、浸出、萃取和电积工艺有机组合，即采用浮磁-浸出-萃取-电积流程，将铜冶炼渣资源化分离成铜精矿或阴极铜及电积铜、铁精矿和含硅产品，实现了铜冶炼渣的最大资源化。

通过该工艺得到的铁精矿根据纯度和细度情况，可以作为炼铁原料和生产超级铁精矿或铁红的原料；得到的含硅产品含硅量和细度均较高，为高含硅产品，可以作为冶炼配料和制作玻璃、铸石以及干粉砂浆等建筑材料，产品市场范围非常广泛；得到的铜精矿、电极铜或粗铜可以返回铜冶炼。

综上所述，本申请提供的方法流程短，工艺简单、易于实现和控制，基本满足了铜冶炼行业的铜冶炼渣资源化处理的需求，具有使用范围广和实用性强等优点。另外，本申请提供的从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法不产生二次废物，无污染，节约了大量能源的投入。

为了进一步理解本申请，下面结合实施例对本申请提供的一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法进行具体地描述。

实施例1

采用图1所示的工艺流程即浮磁联合流程，进行热铜冶炼渣中铜、铁和硅的回收处理，图1为本发明实施例1回收铜、铁和硅的工艺流程图。

以闪速熔炼炉排放的热熔态炉渣为处理对象，其含铜品位为1.0％～1.6％，温度在1000℃～1350℃范围内。放渣时，将热熔渣放入特制的渣包中，通过向渣包中的炉渣通入工业纯氧进行氧化。控制氧气的流量为18m³/min，氧化时间为15min，得到包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿的混合渣料。

然后，用渣包车将上述渣包运送到渣缓冷场，先自然冷却24小时，再加水喷淋冷却36小时。

上述缓冷处理结束后，将所述渣包内的炉渣倒出，用破碎机破碎后通过皮带送入磨矿-选矿系统。炉渣经过粉磨磨矿而成为细度在85目～325目范围内的矿浆，进入铜浮选系统。

将经过缓冷处理的混合渣料先进行活化浮选：在活化搅拌槽中加入400g/t(渣)的硫化钠，对矿浆进行调浆，然后进入药剂搅拌槽内，加入300g/t(渣)的乙黄药和100g/t(渣)的松醇油与矿浆进行混合，最后进入浮选机进行浮选，经过滤得到品位为25％的铜精矿和活化浮选尾矿。

所述活化浮选尾矿的矿浆先进入铁浮选系统：矿浆先进入药剂搅拌槽，在药剂搅拌槽内加入600g/t(渣)的氧化石蜡皂和200g/t(渣)的松醇油与矿浆混合，然后进入浮选机进行浮选，得到品位为65％的大部分赤铁矿铁精矿和浮选尾矿。所述浮选尾矿的矿浆进入强磁磁选机进行磁选，得到品位为65％的残余赤铁矿铁精矿和磁选尾矿。

浮选和磁选得到的铁精矿合并后进行过滤，得到最终的铁精矿；磁选得到的尾矿经过过滤，得到SiO₂含量为85％的含硅产品。

实施例2

采用图2所示的工艺流程即浮磁联合流程，进行热铜冶炼渣中铜、铁和硅的回收处理，图2为本发明实施例2回收铜、铁和硅的工艺流程图。

以闪速熔炼炉排放的热熔态炉渣为处理对象，其含铜品位为1.0％～1.6％，温度在1000℃～1350℃范围内。放渣时，将热熔渣放入特制的渣包中，通过向渣包中的炉渣通入工业纯氧进行氧化。控制氧气的流量为18m³/min，氧化时间为15min，得到包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿的混合渣料。

然后，用渣包车将上述渣包运送到渣缓冷场，先自然冷却24小时，再加水喷淋冷却36小时。

上述缓冷处理结束后，将所述渣包内的炉渣倒出，用破碎机破碎后通过皮带送入磨矿-选矿系统。炉渣经过粉磨磨矿而成为细度在85目～325目范围内的矿浆，进入铜浮选系统。

将经过缓冷处理的混合渣料先进行活化浮选：在活化搅拌槽中加入400g/t(渣)的硫化钠，对矿浆进行调浆，然后进入药剂搅拌槽内，加入300g/t(渣)的乙黄药和100g/t(渣)的松醇油与矿浆进行混合，最后进入浮选机进行浮选，经过滤得到品位为25％的铜精矿和活化浮选尾矿。

所述活化浮选尾矿的矿浆先进入铁强磁选系统，经过强磁选后得到铁粗精矿和强磁选尾矿，然后所述铁粗精矿经过调浆，加入300g/t(渣)的十二胺和150g/t(渣)的松醇油进行反浮选，过滤后得到品位为65％的赤铁矿铁精矿和反浮选尾矿。

所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行过滤，得到SiO₂含量为85％的含硅产品。

实施例3

采用图3所示的工艺流程即浮磁-浸出-萃取-电积流程，进行热铜冶炼渣中铜、铁和硅的回收处理，图3为本发明实施例3回收铜、铁和硅的工艺流程图。

以一步炼铜炉排放的热熔态炉渣为处理对象，其含铜品位为3％～10％，温度在1000℃～1350℃范围内。放渣时，将热熔渣放入特制的渣包中，通过向渣包中的炉渣通入工业纯氧进行氧化。控制氧气的流量为20m³/min，氧化时间为20min，得到包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿的混合渣料。

然后，用渣包车将上述渣包运送到渣缓冷场，先自然冷却24小时，再加水喷淋冷却36小时。

上述缓冷处理结束后，将所述渣包内的炉渣倒出，用破碎机破碎后通过皮带送入磨矿-选矿系统，炉渣经过粉磨磨矿而成为细度在85目～325目范围内的矿浆。

经过缓冷处理的混合渣料先进入铁浮选系统：矿浆先进入药剂搅拌槽，在药剂搅拌槽内加入600g/t(渣)的氧化石蜡皂和200g/t(渣)的松醇油与矿浆混合，然后进入浮选机进行浮选，得到品位为65％的大部分赤铁矿铁精矿和浮选尾矿。所述浮选尾矿的矿浆进入强磁磁选机进行磁选，得到品位为65％的残余赤铁矿铁精矿和磁选尾矿。

浮选和磁选得到的铁精矿合并后进行过滤，得到最终的铁精矿；磁选得到的尾矿进入铜搅拌浸出槽进行浸出，控制浸出矿浆中硫酸的浓度为60g/L，得到浸出液和浸渣。

所述浸渣依次经过浓密机洗涤和过滤机过滤，得到SiO₂含量为85％的含硅产品。

所述浸出液经过型号为Lix984N的萃取剂萃取，得到硫酸铜溶液，然后将所述硫酸铜溶液送入电积槽进行电积，电积条件包括：槽电压为2V～3V、同极间距为100mm、槽温为45℃～55℃、电流密度为200A～350A，得到含铜98％的电积铜。

实施例4

采用图4所示的工艺流程即浮磁-浸出-萃取-电积流程，进行热铜冶炼渣中铜、铁和硅的回收处理，图4为本发明实施例4回收铜、铁和硅的工艺流程图。

以一步炼铜炉排放的热熔态炉渣为处理对象，其含铜品位为3％～10％，温度在1000℃～1350℃范围内。放渣时，将热熔渣放入特制的渣包中，通过向渣包中的炉渣通入工业纯氧进行氧化。控制氧气的流量为20m³/min，氧化时间为20min，得到包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿的混合渣料。

然后，用渣包车将上述渣包运送到渣缓冷场，先自然冷却24小时，再加水喷淋冷却36小时。

上述缓冷处理结束后，将所述渣包内的炉渣倒出，用破碎机破碎后通过皮带送入磨矿-选矿系统，炉渣经过粉磨磨矿而成为细度在85目～325目范围内的矿浆。

经过缓冷处理的混合渣料先进入铁强磁选系统，经过强磁选后得到铁粗精矿和强磁选尾矿，然后在药剂搅拌桶中，所述铁粗精矿经过调浆，加入300g/t(渣)的十二胺和150g/t(渣)的松醇油进行反浮选，过滤后得到品位为65％的赤铁矿铁精矿和反浮选尾矿。

所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进入铜搅拌浸出槽进行浸出，控制浸出矿浆中硫酸的浓度为60g/L，得到浸出液和浸渣。

所述浸渣依次经过浓密机洗涤和过滤机过滤，得到SiO₂含量为85％的含硅产品。

所述浸出液经过型号为Lix984N的萃取剂萃取，得到硫酸铜溶液，然后将所述硫酸铜溶液送入电积槽进行电积，电积条件包括：槽电压为2V～3V、同极间距为100mm、槽温为45℃～55℃、电流密度为200A～350A，得到含铜98％的电积铜。

由以上实施例可知，本申请提供了一种铜冶炼渣资源化回收铜、铁和硅的工艺，主要包括热熔渣预处理工艺和选矿处理工艺两部分。本申请充分利用熔炼或一步炼铜冶炼过程中产生的熔融渣自身的显热和现场工艺条件，首先通过氧化和缓冷的预处理工艺，强化渣中物相转化，并使铜矿物、铁矿物和硅石矿物分类富集，增强渣中各种资源矿物的可选性；然后通过选矿技术实现铜、铁和二氧化硅的分离，具有流程短、工艺简单等优点。

Claims (10)

1.一种从铜冶炼渣中回收铜、铁和硅的方法，包括以下步骤：

a)采用氧气对热铜冶炼渣进行氧化，得到混合渣料；所述热铜冶炼渣的温度为1000℃～1350℃，所述混合渣料包含赤铁矿、氧化铜矿和石英矿；

然后对所述混合渣料进行缓冷处理；

b)将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料通过浮选和磁选回收赤铁矿，通过活化浮选或浸出回收含铜产品，最后将回收赤铁矿和含铜产品后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤a)中，所述热铜冶炼渣的铜品位≤3％；

所述步骤b)具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料先进行活化浮选，得到铜精矿和活化浮选尾矿；再对所述活化浮选尾矿进行浮选和磁选，得到赤铁矿；最后将回收赤铁矿后的尾矿进行过滤，得到含硅产品。

3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述步骤b)中得到铜精矿和活化浮选尾矿后，对所述活化浮选尾矿先进行浮选，得到大部分赤铁矿和浮选尾矿，再将所述浮选尾矿进行磁选，得到残余赤铁矿和磁选尾矿；最后将所述磁选尾矿进行过滤，得到含硅产品。

4.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述步骤b)中得到铜精矿和活化浮选尾矿后，对所述活化浮选尾矿依次进行强磁选和反浮选，得到赤铁矿、反浮选尾矿和强磁选尾矿；最后将所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行过滤，得到含硅产品。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤a)中所述热铜冶炼渣的铜品位＞3％；

所述步骤b)具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料先进行浮选和磁选，得到赤铁矿；再将回收赤铁矿后的尾矿进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述步骤b)进一步具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料先进行浮选，得到大部分赤铁矿和浮选尾矿，然后将所述浮选尾矿进行磁选，得到残余赤铁矿和磁选尾矿；再将所述磁选尾矿进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

7.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述步骤b)进一步具体为：将步骤a)经过缓冷处理的混合渣料依次进行强磁选和反浮选，得到赤铁矿、反浮选尾矿和强磁选尾矿；再将所述反浮选尾矿和强磁选尾矿合并后进行浸出，得到含铜产品和浸出渣；最后将所述浸出渣依次进行洗涤和过滤，得到含硅产品。

8.根据权利要求5至7中任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤b)中浸出后，将得到的浸出液经过萃取提取硫酸铜，然后通过电积获取电积铜。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤a)中，所述热铜冶炼渣的处理量为30～35吨/渣包，所用氧气的流量为13m³/min～20m³/min，所述氧化的时间为7min～20min。

10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤a)中，所述缓冷处理依次包括：自然缓冷24小时和加水冷却36小时；

所述缓冷处理后、所述步骤b)之前还包括：将经过缓冷处理的混合渣料进行粉磨，所述粉磨后混合渣料的细度为85目～325目。