一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法与流程

1.本发明属于矿业工程领域，特别涉及一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法。


背景技术：

2.随着科技发展，铜资源的生产和消耗愈发增多，我国是铜资源利用大国，但由于国内铜资源禀赋较差，开采利用成本较高，对外依存程度严重，因此如何利用好国内铜资源是当前急需解决的问题。火法炼铜工艺会产生大量废渣，目前堆积的铜冶炼渣可达5000万t。铜冶炼渣一般仍含有0.5％左右的铜，除此之外含有20～50％左右铁，远高于我国铜矿、铁矿可开采品位，并且铜渣中含有大量镍、钴、锌等有价元素，如果对这部分资源加以利用回收铁铜等资源，不仅可以创造大量的经济效益，缓解我国战略金属的对外依存度。更重要的是可以实现二次资源的综合利用，有助于我国生态环境保护的进一步发展。
3.目前，对于铜渣中有价金属回收的研究主要集中在单一金属，如纯铜精矿、铁精矿。专利cn201710152577.8公开了一种铜冶炼渣直接还原回收铁的方法，铜冶炼渣经改性后，采用煤基直接还原，实现了铜熔渣中铁的有效回收；但采用煤基还原，一定程度上存在基建费用高、污染环境的问题，同时需要装配喷煤装置，工艺流程复杂，且该方法采用回转窑还原，处理能力有限，装备成本较高。专利cn202010670813.7公开了一种铜冶炼渣多金属综合回收的方法，具体方案为将铜冶炼渣与吸波材料混合后微波焙烧，焙烧烟尘即为铅锌产品，焙烧渣经过磁选后得到含铁产品，磁选尾矿经浮选后得到含硅材料和铜锑产品，该方法回收的金属较多，但工艺流程繁琐，成本高，浮选等药剂污染环境，且回收的物料伴生产品较多，仍需继续分选。
4.由此可见，铜冶炼渣资源综合处理利用过程仍存在许多问题，大部分工艺繁琐，回收产品单一，处理率低，因此本发明针对铜冶炼渣回收存在的这些问题，发明了一种铜冶炼渣中铁、铜协同干法回收方法，实现铜冶炼渣的综合回收利用。


技术实现要素：

5.针对铜冶炼渣综合利用的现有技术问题，本发明旨在提供一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，使铜冶炼渣中赋存的大量的含铁、铜化合物实现物相转化和有价提取。铜冶炼渣破碎磨矿粒化后，经悬浮焙烧完成分级还原，然后进行磁选，同时获得高品位的铁、铜精矿，实现铜冶炼渣的高附加值综合利用。
6.本发明的一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，具体步骤如下：
7.步骤1：破碎磨矿：将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量≥85％，制成粉料；
8.步骤2：预热脱水：将所述粉料进行预热，预热温度为200～350℃，预热时间为10～15min，得到预热粉料；
9.步骤3：还原焙烧：将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，所述悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，所述还原反应装置与底端的气体给入装
置相对连通，由所述气体给入装置分别通入氮气和还原气体，由温度控制装置调节焙烧温度，使预热粉料在悬浮状态下还原焙烧，得到还原产品；
10.还原焙烧过程可能涉及的反应方程式为：
11.3fe2o3(s)+co/h2(g)＝2fe3o4(s)+co2/h2o(g)
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(1)
12.fe3o4(s)+co/h2(g)＝3feo(s)+co2/h2o(g)
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(2)
13.feo(s)+co/h2(g)＝fe(s)+co2/h2o(g)
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(3)
14.2feo
·
sio2(s)+2co/h2(g)＝2fe(s)+sio2(s)+2co2/h2o(g)
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(4)
15.feal2o4(s)+co/h2(g)＝fe(s)+al2o3(s)+co2/h2o(g)
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(5)
16.feo
·
sio2(s)+co/h2(g)＝fe(s)+sio2(s)+co2/h2o(g)
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(6)
17.cuo(s)+co/h2(g)＝cu+co2/h2o(g)
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(7)
18.步骤4：净化冷却：将所述还原产品进行旋风气固分离，得到净化固体颗粒进行降温冷却，获得冷却物料；
19.步骤5：将冷却物料进行干式弱磁选，得到铁、铜磁选精矿。
20.进一步地，步骤1中所述的铜冶炼渣中含铁品位30％～50％，铜品位0.5％～3％。
21.进一步地，步骤3中所述的还原气为煤制气或天然气裂解产生h2和/或co。
22.进一步地，步骤3中所述的n2的体积百分比为45～65％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.1～1.2倍。
23.进一步地，步骤3中所述预热粉料在悬浮还原焙烧炉中的反应温度为600～1100℃，反应时间为30～60min。
24.进一步地，步骤4中所述的还原产品的净化时间为3～6min。
25.进一步地，步骤4中所述的冷却物料的出料温度≤100℃。
26.进一步地，步骤5中所述的干式弱磁选机的磁场强度为80～180ka/m。
27.进一步地，步骤5中所述的磁选精矿中铁品位≥70％、回收率≥85％；铜品位≥5％，回收率≥80％。
28.与现有方法相比，本发明的特点和优势为：
29.1.本发明创新性地将悬浮焙烧技术应用于铜冶炼渣中有价金属的同步提取，该技术提高了固体颗粒与还原气体的传质效率，能耗低，热量损失少，实现铜冶炼渣中铁、铜的同步还原，优化提取流程，为铜冶炼渣的利用提供新思路。
30.2.本发明全程采用干法工艺，避免药剂的使用和水污染，降低生产成本的同时减轻环境负担，同时工艺流程简短紧凑，便于操作，生产成本低，易于实现工业化。
31.3.本发明提出对固体物料进行焙烧前的预热，在脱水除杂的同时，为物料本身提供一定的蓄热能量，减少物料进一步焙烧时的设备能耗，实现该工艺的高效性和多功能化。
32.4.本发明结合选冶联合的优势，经还原焙烧精准调控物相转变后，利用物料的磁性差异进行磁选分离，实现有价金属的协同回收，最大程度的优化作业产率，在低耗条件下完成铜冶炼渣的高效利用。
附图说明
33.图1为本发明的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法的工艺流程图。
具体实施方式
34.下面结合实施例对本发明作进一步的详细说明。
35.实施例1
36.一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其工艺流程图见图1，具体操作方法如下：
37.本实施例的铜冶炼渣主要成分质量百分比含fe2o
3 37.44％、sio
2 11.66％、zno 10.47％、cao 11.15％、al2o
3 3.28％，cuo 0.64％。
38.1.将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的85％，制成粉料；
39.2.将粉料进行预热以脱除内部水分，同时提高自身蓄热能量，预热温度为200℃，预热时间为10min，形成预热粉料；
40.3.将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，还原反应装置与底端气体给入装置相对连通，由气体给入装置分别通入氮气和还原气体，还原气体中n2的体积百分比为45％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.1倍。由温度控制装置调节焙烧温度，设定温度为600℃，反应时间为30min，得到还原产品；
41.4.将还原产品进行旋风气固分离，净化停留时间为3min，得到净化固体颗粒进行降温冷却至100℃，获得冷却物料；
42.5.将冷却物料进行干式弱磁选，干式弱磁选的磁场强度为90ka/m，得到铁、铜磁选精矿。
43.铁、铜精矿按质量百分比含tfe 76.43％、cu 4.89％，回收率分别为tfe 92.46％、cu 85.13％。
44.实施例2
45.一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其工艺流程图见图1，具体操作方法如下：
46.本实施例的铜冶炼渣主要成分质量百分比含fe2o
3 40.23％、sio
2 10.26％、zno 11.33％、cao 10.06％、al2o
3 2.47％，cuo 1.24％。
47.1.将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的85％，制成粉料；
48.2.将粉料进行预热以脱除内部水分，同时提高自身蓄热能量，预热温度为260℃，预热时间为10min，形成预热粉料；
49.3.将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，还原反应装置与底端气体给入装置相对连通，由气体给入装置分别通入氮气和还原气体，还原气体中n2的体积百分比为50％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.15倍。由温度控制装置调节焙烧温度，设定温度为800℃，反应时间为40min，得到还原产品；
50.4.将还原产品进行旋风气固分离，净化停留时间为4min，得到净化固体颗粒进行降温冷却至100℃，获得冷却物料；
51.5.将冷却物料进行干式弱磁选，干式弱磁选的磁场强度为100ka/m，得到铁、铜磁选精矿。
52.铁、铜精矿按质量百分比含tfe 78.67％、cu 5.87％，回收率分别为tfe 89.54％、
cu 84.68％。
53.实施例3
54.一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其工艺流程图见图1，具体操作方法如下：
55.本实施例的铜冶炼渣主要成分质量百分比含fe2o
3 42.08％、sio
2 9.66％、zno 12.14％、cao 11.45％、al2o
3 4.13％，cuo 1.36％。
56.1.将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的90％，制成粉料；
57.2.将粉料进行预热以脱除内部水分，同时提高自身蓄热能量，预热温度为280℃，预热时间为12min，形成预热粉料；
58.3.将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，还原反应装置与底端气体给入装置相对连通，由气体给入装置分别通入氮气和还原气体，还原气体中n2的体积百分比为50％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.2倍。由温度控制装置调节焙烧温度，设定温度为1000℃，反应时间为50min，得到还原产品；
59.4.将还原产品进行旋风气固分离，净化停留时间为5min，得到净化固体颗粒进行降温冷却至95℃，获得冷却物料；
60.5.将冷却物料进行干式弱磁选，干式弱磁选的磁场强度为120ka/m，得到铁、铜磁选精矿。
61.铁、铜精矿按质量百分比含tfe 79.68％、cu 5.96％，回收率分别为tfe 89.23％、cu 84.22％。
62.实施例4
63.一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其工艺流程图见图1，具体操作方法如下：
64.本实施例的铜冶炼渣主要成分质量百分比含fe2o
3 42.71％、sio
2 10.02％、zno 11.23％、cao 11.31％、al2o
3 3.87％，cuo 1.67％。
65.1.将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的95％，制成粉料；
66.2.将粉料进行预热以脱除内部水分，同时提高自身蓄热能量，预热温度为320℃，预热时间为15min，形成预热粉料；
67.3.将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，还原反应装置与底端气体给入装置相对连通，由气体给入装置分别通入氮气和还原气体，还原气体中n2的体积百分比为55％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.2倍。由温度控制装置调节焙烧温度，设定温度为1100℃，反应时间为60min，得到还原产品；
68.4.将还原产品进行旋风气固分离，净化停留时间为6min，得到净化固体颗粒进行降温冷却至95℃，获得冷却物料；
69.5.将冷却物料进行干式弱磁选，干式弱磁选的磁场强度为150ka/m，得到铁、铜磁选精矿。
70.铁、铜精矿按质量百分比含tfe 82.43％、cu6.85％，回收率分别为tfe 88.94％、cu 84.07％。
11.64％、cao 9.13％、al2o
3 3.55％，cuo 1.43％。
91.1.将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量的90％，制成粉料；
92.2.将粉料进行预热以脱除内部水分，预热温度为180℃，预热时间为15min，形成预热粉料；
93.3.将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，还原反应装置与底端气体给入装置相对连通，由气体给入装置分别通入氮气和还原气体，还原气体中n2的体积百分比为50％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.2倍。由温度控制装置调节焙烧温度，设定温度为800℃，反应时间为30min，得到还原产品；
94.4.将还原产品进行旋风气固分离，净化停留时间为5min，得到净化固体颗粒进行降温冷却至95℃，获得冷却物料；
95.5.将冷却物料进行干式弱磁选，干式弱磁选的磁场强度为200ka/m，得到铁、铜磁选精矿。
96.铁、铜精矿按质量百分比含tfe 63.16％、cu 3.09％，回收率分别为tfe 84.79％、cu 81.26％。

技术特征：
1.一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，具体步骤如下：步骤1：破碎磨矿：将铜冶炼渣破碎磨细至粒径-0.074mm的部分占总质量≥85％，制成粉料；步骤2：预热脱水：将所述粉料进行预热，预热温度为200～350℃，预热时间为10～15min，得到预热粉料；步骤3：还原焙烧：将预热粉料通入悬浮还原焙烧炉内，所述悬浮还原焙烧炉由还原反应装置、温度控制装置和气体给入装置组成，所述还原反应装置与底端的气体给入装置相对连通，由所述气体给入装置分别通入氮气和还原气体，由温度控制装置调节焙烧温度，使预热粉料在悬浮状态下还原焙烧，得到还原产品；还原焙烧过程可能涉及的反应方程式为：3fe2o3(s)+co/h2(g)＝2fe3o4(s)+co2/h2o(g)
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(1)fe3o4(s)+co/h2(g)＝3feo(s)+co2/h2o(g)
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(2)feo(s)+co/h2(g)＝fe(s)+co2/h2o(g)
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(3)2feo
·
sio2(s)+2co/h2(g)＝2fe(s)+sio2(s)+2co2/h2o(g)
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(4)feal2o4(s)+co/h2(g)＝fe(s)+al2o3(s)+co2/h2o(g)
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(5)feo
·
sio2(s)+co/h2(g)＝fe(s)+sio2(s)+co2/h2o(g)
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(6)cuo(s)+co/h2(g)＝cu+co2/h2o(g)
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(7)步骤4：净化冷却：将所述还原产品进行旋风气固分离，得到净化固体颗粒进行降温冷却，获得冷却物料；步骤5：将冷却物料进行干式弱磁选，得到铁、铜磁选精矿。2.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤1中所述的铜冶炼渣中含铁品位30％～50％，铜品位0.5％～3％。3.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤3中所述的还原气为煤制气或天然气裂解产生h2和/或co。4.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤3中所述的n2的体积百分比为45～65％；还原气体的用量为还原焙烧完全反应所需co/h2理论量的1.1～1.2倍。5.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤3中所述预热粉料在悬浮还原焙烧炉中的反应温度为600～1100℃，反应时间为30～60min。6.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤4中所述的还原产品的净化时间为3～6min。7.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤4中所述的冷却物料的出料温度≤100℃。8.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤5中所述的干式弱磁选机的磁场强度为80～180ka/m。9.根据权利要求1所述的铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，其特征在于，步骤5中所述的磁选精矿中铁品位≥70％、回收率≥85％；铜品位≥5％，回收率≥80％。

技术总结
本发明提供一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的方法，属于矿业工程领域。本发明将悬浮焙烧技术应用于铜冶炼渣中有价金属的同步提取，使铜冶炼渣中赋存的大量的含铁、铜化合物实现物相转化和有价提取；铜冶炼渣破碎磨矿粒化后，经悬浮焙烧完成分级还原，然后进行磁选，同时获得高品位的铁、铜精矿，实现铜冶炼渣的高附加值综合利用。高附加值综合利用。高附加值综合利用。


技术研发人员：房利新 韩丰 张文焘
受保护的技术使用者：上海逢石科技有限公司
技术研发日：2023.06.16
技术公布日：2023/9/20