00 °C?1250 °C范围内。本发明对热铜冶炼渣的来源没有特殊限制，可以处理铜品位小于等于3%的熔炼渣、转炉渣和电炉贫化渣等，也可以处理铜品位大于3%的一步炼铜渣和吹炼渣。
[0093]在上述氧化过程中，本发明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，同时使铜铁结合矿物充分分离。随着热熔铜冶炼渣氧化反应的持续进行，铜冶炼渣中的铁橄榄石(2Fe0.S12)转化为Fe3O4和S12，渣中的磁铁矿、褐铁矿和硫化铁矿转化为Fe203;当过氧化时，由铁橄榄石转化的Fe304进一步氧化成Fe203。并且，渣中的少量冰铜等硫化铜矿物也会被氧化为CuO和Si02，金属铜被氧化成氧化铜。最终，本发明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。
[0094]利用含氧气体中的氧元素的氧化作用将铜冶炼渣熔液中的铁橄榄石氧化分解为Fe3O4和S12且将铁铜结合矿物氧化分解为单独的铁矿物和单独的铜矿物，并控制含氧气体的供给量最终将铜冶炼渣熔液中的铁元素氧化成Fe2O3以使得铜冶炼渣中的各种铁矿物氧化为赤铁矿，且将铜冶炼渣熔液中的铜元素氧化为氧化铜以使得铜冶炼渣熔液中的各种铜矿物氧化为氧化铜矿，含氧气体氧化后的铜冶炼渣熔液包括赤铁矿、氧化铜矿和石英矿，实现将铜冶炼渣氧化的过程。
[0095]—定时间的氧化后，本发明对氧化得到的铜冶炼渣进行缓冷处理。本发明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。在本发明的一个实施例中，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，加水冷却可以采用加水喷淋的方式进行。
[0096]本发明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，通过对热熔铜冶炼渣充氧氧化，将铜矿物、铁矿物全部氧化以及将铜铁结合矿物分离，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;然后通过缓冷工艺富集和促进矿物颗粒长大。在本发明中，热熔铜冶炼渣经过上述预处理后，基本上以赤铁矿(Fe2O3)和氧化铜矿(CuO)和石英(S12)的矿物形式存在，即得到经过缓冷处理的铜冶炼渣，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。
[0097]将步骤3)得到的脱杂且氧化后的铜冶炼渣熔液首先经过缓冷处理，然后将经过缓冷处理的铜冶炼渣进行一段磨矿，得到第一矿浆，然后将所述第一矿浆进行一段硫化浮选法式浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿，然后将所述一段浮选尾矿进行二段磨矿，得到第二矿浆，然后将所述第二矿浆进行二段硫化浮选法式浮选。
[0098]按照本发明，首先将铜冶炼渣进行一段磨矿研磨，得到第一矿浆，有用矿物和废石分开形成单体矿物，铜冶炼渣中粗粒嵌布的矿物优先达到单体解离状态。所述一段磨矿为本领域技术人员熟知的磨矿，可以是半自磨磨矿也可以是球磨磨矿，本发明没有特别的限制。
[0099]—段磨矿之后，优选还进行分级，所述分级的方法为本领域技术人员熟知的方法即可，并无特殊的限制，本发明优选采用直线振动筛进行分级，更优选采用直线振动筛进行检查分级，然后再采用旋流器进行控制分级;所述直线振动筛分级的标准优选为细度达到2mm以下的颗粒占80 % ;所述旋流器控制分级的标准优选为细度达到0.044mm以下的颗粒占35%?45%。分级所剩矿物即直线振动筛上产物与旋流器沉砂重新进行一段磨矿处理。
[0100]上述一段磨矿结束之后，将一段磨矿后的铜冶炼渣进行一段硫化浮选法式浮选，得到第一渣精矿和一段浮选尾矿。所述一段硫化浮选法式浮选为采用硫化浮选法的浮选工艺，硫化浮选法是本领域技术人员熟知的方法，本发明对此方法不做具体限制，包括工艺步骤、工艺参数以及设备等等。所述一段硫化浮选法式浮选为粗粒全浮选，其能将一段磨矿后达到单体解离且可浮性强的氧化铜矿物在粗粒状态下提前选出，防止在二段磨矿过程中出现过磨现象。在浮选过程中加入选矿药剂，所述药剂包括硫化剂、捕收剂以及起泡剂，所述硫化剂优选为硫化钠，所述捕收剂优选为乙硫氨酯、乙基黄药与丁基黄药中的一种或几种，更优选为乙硫氨酯，所述起泡剂优选为松醇油。优选的，还加入活化剂，优选的所述活化剂为硫酸钱。上述选矿药剂能够提高浮选捕收能力。其中，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；乙硫氨酯的用量优选为60g/t渣?300g/t渣，更优选为100g/t渣?200g/t渣;松醇油的用量优选为50g/t渣?150g/t渣。
[0101]优选的，将一段浮选尾矿进行分级，所述分级优选包括预先分级与控制分级;所述预先分级与控制分级均优选采用旋流器进行;所述预先分级、控制分级的标准各自独立地优选为细度达到0.044mm以下的颗粒占80%?90 % ;分级所剩的沉砂进行二段磨矿后再重复此分级步骤;此处二段磨矿优选采用球磨的方法。二段磨矿将一段磨矿后没有单体解离的细粒嵌布的铜矿物进行研磨使之充分达到单体解离状态。
[0102]将二段磨矿后的铜冶炼渣进行二段硫化浮选法式浮选，所述二段硫化浮选法式浮选具体为:将所述第二矿浆进行一次粗选，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；
[0103]然后将一次粗选尾矿进行二次粗选，得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；
[0104]然后将二次粗选精矿进行一次精选，得到一次精选精矿以及一次精选尾矿，然后将一次精选精矿进行二次精选，得到二次精选精矿以及二次精选尾矿，然后将二次精选精矿进行三次精选，得到三次精选精矿以及三次精选尾矿；
[0105]然后将二次粗选尾矿进行一次扫选，得到一次扫选精矿以及一次扫选尾矿，然后将一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选精矿以及二次扫选尾矿，然后将二次扫选尾矿进行三次扫选，得到三次扫选精矿以及三次扫选尾矿，三次扫选尾矿为最终渣尾矿；
[0106]将三次精选尾矿返回二次精选再选，将二次精选尾矿返回一次精选再选，将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿以及三次扫选精矿一起返回一次粗选再选；
[0107]第一渣精矿、一次粗选精矿以及三次精选精矿合并后得到最终渣精矿;实现回收铜冶炼渣中铜元素的过程。
[0108]二段硫化浮选法式浮选是在细粒状态下回收各种铜矿物。所述二段硫化浮选法式浮选为采用硫化浮选法的浮选工艺，硫化浮选法是本领域技术人员熟知的方法，本发明对此方法不做具体限制，包括工艺步骤、工艺参数以及设备等等。在二段硫化浮选法式浮选过程中加入选矿药剂，所述药剂包括硫化剂、捕收剂以及起泡剂，所述硫化剂优选为硫化钠，所述捕收剂优选为乙硫氨酯、乙基黄药与丁基黄药中的一种或几种，更优选为乙硫氨酯，所述起泡剂优选为松醇油。优选的，还加入活化剂，优选的所述活化剂为硫酸铵。上述选矿药剂能够提高浮选捕收能力。其中，硫化钠的用量优选为150g/1渣?600g/t渣，更优选为200g/t渣?500g/t渣；乙硫氨酯的用量优选为60g/t渣?300g/t渣，更优选为100g/t渣?200g/t渣;松醇油的用量优选为50g/t渣?150g/t渣。
[0109]上述一次粗选、二次粗选、一次精选、二次精选、三次精选、一次扫选、二次扫选以及三次扫选均为本领域技术人员熟知的工艺，本发明不作具体限制，包括工艺步骤、工艺参数以及设备等等。。
[0110]作为优选方案，在一段硫化浮选法式浮选与二段硫化浮选法式浮选之前相应地调节第一矿浆与第二矿浆的PH为碱性，并加入水玻璃。矿浆调节碱性可以改善矿浆环境，增强活化剂活化作用，水玻璃的分散作用能够减少细泥对浮选的不良影响。
[0111]本发明中，一段磨矿将粗粒嵌布的矿物优先达到单体解离状态，在一段磨矿后进行一段硫化浮选法式浮选，将一段磨矿后达到单体解离且可浮性强的氧化铜矿物在粗粒状态下提前选出，防止在二段磨矿过程中出现过磨现象，随后的二段磨矿将一段磨矿后没有单体解离的细粒嵌布的铜矿物进行研磨使之充分达到单体解离状态;最后的二段硫化浮选法式浮选在细粒状态下全面回收各类铜矿物，从而完成铜冶炼渣中铜的提取，本发明通过多次、分阶段的提取铜冶炼渣中的铜，使铜冶炼渣中的铜品位降低达到弃渣标准。
[0112]然后将上述的最终渣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。
[0113]上述得到赤铁矿的浮选工艺和磁选工艺均为本领域技术人员熟知的工艺，本发明不作具体限制。上述得到含硅产品的过滤工艺为本领域技术人员熟知的工艺，本发明不作具体限制。
[0114]对于向精炼炉I内的铜冶炼渣熔液吹送含氧气体的具体吹送方式，在本发明的一个实施例中，提供了一种吹送方式:步骤2)中，将含氧气体以浸没吹送的方式吹送至精炼炉I内的铜冶炼渣熔液的上液面以下，喷出含氧气体的出气口位于精炼炉I内的铜冶炼渣熔液的上液面以下。
[0115]在本发明的一个实施例中，还提供了另外一种吹送方式:步骤2)中，通过氧枪4以顶吹气体的方式将含氧气体吹送至精炼炉I内的铜冶炼渣熔液中，氧枪4的出气口位于精炼炉I内的铜冶炼渣熔液的上液面以上且与铜冶炼渣熔液的上液面相距一定距离;氧枪4为包括多个内外套装的空心管的多层内外套管结构，氧枪4包括由空心管内的空腔或相邻两个内外套装的空心管的管壁之间的空腔形成的且用于输送含氧气体的含氧气体通道，含氧气体通道与含氧气体的气源装置连通;氧枪4还包括由相邻两个内外套装的空心管的管壁之间的空腔形成的且用于对氧枪4进行冷却保护的冷却循环水通道，冷却循环水通道与冷却水供给装置连通;氧枪4还包括用于提高含氧气体喷出速度和控制含氧气体喷射方向的喷头，喷头设置在氧枪4的底端，氧枪4的出气口设置在喷头上;氧枪4设置在精炼炉I的顶壁上且可沿精炼炉I的顶壁上下滑动。
[0116]优选的，实际生产中，可以同时采用上述的两种含氧气体吹送方式。
[0117]含氧气体不适宜在盛渣容器5的器壁上以顶吹、侧吹和/或底吹的方式吹入盛渣容器5内的铜冶炼渣熔液中，因为该含氧气体是在精炼炉I的外部吹入铜冶炼熔液的，存在于铜冶炼渣熔液中的大量含氧气体会影响铜冶炼渣熔液顺利地进入处于真空状态的精炼炉I，会影响铜冶炼渣熔液的循环流动，进而影响脱杂氧化回收效果。
[0118]脱杂氧化回收过程是需要一定时间的，在该时间段内，铜冶炼渣熔液的温度会不可避免地下降，因此需要对铜冶炼渣熔液进行加热补充热量。目前行业里通用的加热方式为:在盛渣容器5的侧面炉壁上设置若干个燃烧可燃物与含氧气体的燃烧器对盛渣容器5内的铜冶炼渣熔液进行加热保温，燃烧器与盛渣容器5内的铜冶炼渣熔液的上液面相距一定距离，该加热方式存在几个问题:1.如此的加热方式类似于“大水漫灌”的模式，燃烧器产生的热量放任自流，燃烧器产生的热量没有全部地应用在真正需要的地方，热量浪费现象严重，热量利用率较低;2.燃烧器产生的热量首先将铜冶炼渣熔液液面以上空间内加热，然后上部空间内的热量以辐射传热的方式传递给下方的铜冶炼渣熔液，在该过程中传热模式有且仅有辐射传热模式这一种，而根据冶金热力学原理，辐射传热模式是众多传热模式中传热效率最小的几种之一，因此，目前的加热方式存在热量利用率低和传热速度较小的问题；
3.由于通常盛