本发明属于有色金属的冶炼领域，具体涉及一种辉铜矿的短流程高回收率冶炼方法。
背景技术：
辉铜矿精矿为含铜40%以上，含铁5%以下，含硫10～18%，二氧化硅5～20%；辉铜矿由于含铜品位较高，国际上常规的冶炼工艺有湿法冶炼和火法冶炼两类，湿法冶炼技术主要为：一类是智利和美国的生物堆浸和澳大利亚的加压浸出生产阴极铜工艺；另一类是非洲刚果金地区使用的先焙烧后湿法浸出回收金属铜工艺。上述生物堆浸和加压浸出湿法冶炼存在生产规模小、机械化程度低的问题；先焙烧后湿法浸出工艺存在铜回收率低，流程长、投资高、耗电量大的问题。火法冶炼技术，即辉铜矿与黄铁矿或低铜高硫高铁铜精矿配料后进行火法熔炼、铜锍吹炼和阳极炉精炼，中国专利cn1141350a公开了一种难熔铜精矿的处理方法，刘刚（刘刚.thesmeltingmethodofblistercopperoutofcoppersulifdeconcentrate%一种从硫化铜精矿中冶炼粗铜的方法[j].铜业工程,2016,000(005):48-50.）公开的一种从硫化铜精矿中冶炼粗铜的方法，但上述两种方法均需要配入黄铁矿或低铜高硫高铁铜精矿以增加炉窑发热量和造渣剂成分，存在冶炼成本高和铜回收率低的问题。
技术实现要素：
为解决现有辉铜矿精矿火法冶炼成本高、流程长、铜回收率低的问题，本发明提供一种辉铜矿的短流程高回收率冶炼方法。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种辉铜矿的短流程高回收率冶炼方法，包括以下步骤：
步骤a.将辉铜矿、铜锍送入吹炼炉进行吹炼；
步骤b.将吹炼产生的粗铜送至阳极炉进行火法精炼，将吹炼产生的吹炼渣经过熔炼产出铜锍和熔炼渣；
步骤c.将熔炼渣送至选矿车间，磨浮选出含铜较高的渣精矿和含铜较低的尾矿，所述渣精矿作为原料加入到熔炼炉回收铜金属。
进一步地，所述辉铜矿和铜锍的添加原则为：辉铜矿和铜锍中的fe元素质量之和：sio2质量≥0.8。
进一步地，所述步骤a中还加入造渣剂。
进一步地，所述造渣剂为石英石，造渣剂的加入原则为维持吹炼炉中的fe元素质量与sio2的质量比值为0.8～1.2。
进一步地，所述吹炼为富氧吹炼，氧气浓度为21～50%，氧气浓度过高会影响氧枪、耐火材料和炉窑使用寿命，氧气浓度过小会导致炉温偏低，影响粗铜和吹炼渣的流动性。
进一步地，所述吹炼炉的炉温为1180～1250℃。
进一步地，所述尾渣作为水泥原料循环使用。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
本发明方法流程短，无辉铜矿熔炼过程，而是辉铜矿与铜锍一起直接加入吹炼炉进行吹炼，产出粗铜；在吹炼炉中利用铜锍反应放出的化学反应热、提高氧浓度减少烟气中带走的热量来维持正常生产，因此整个过程不需要配入高硫高铁物料增加热量；由于辉铜矿中含有较高的二氧化硅，在吹炼时不加或少加造渣剂石英石，降低了加工成本；并且由于减少了造渣剂的加入、无高硫高铁物料，吹炼结束后吹炼渣渣型为feo-sio2，具有较好的流动性，吹炼渣的产率大大降低，铜回收率提高，均可达到99%以上。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
辉铜矿化验成分：cu：62%、fe：2%、sio2：8%、s：14%；铜锍化验成分cu：72%、fe：3%、s：20%。
将辉铜矿先加入到装有定量给料机的料仓中，根据吹炼炉的炉温、氧气通气量、渣型等参数调整每小时辉铜矿和铜锍向吹炼炉中的加入量。本实施例中，每小时辉铜矿向吹炼炉的加入量为8t，每小时热铜锍向吹炼炉的加入量为14t，本实施例中fe：sio2为0.91，无需加入造渣剂石英石；辉铜矿通过皮带连续均匀的加入到吹炼炉，铜锍以全热态的形式通过溜槽从熔炼炉铜锍口间断性的加入到吹炼炉中进行吹炼。吹炼炉混氧浓度42%，辉铜矿所对应氧料比为98m3/t，铜锍所对应氧料比为160m3/t，吹炼温度控制在1180～1250℃。吹炼结束后吹炼渣渣型为feo-sio2，其中fe/sio2=0.91；化验所放粗铜品位为98.2%。经测算辉铜矿吨铜金属耗氧量为158m3，辉铜矿吨铜金属对应产出选矿尾渣量471kg，尾渣含铜0.26%，辉铜矿铜金属理论回收率99.88%，考虑到生产管理损失，实际辉铜矿铜金属回收率为99.69%。
实施例2
辉铜矿化验成分：cu：50%、fe：1.8%、sio2：10%、s：13%；铜锍化验成分cu：70%、fe：5%、s：20.2%。
将辉铜矿先加入到装有定量给料机的料仓中，根据吹炼炉的炉温、氧气通气量、渣型等参数调整每小时辉铜矿和铜锍向吹炼炉中的加入量。本实施例中，每小时辉铜矿向吹炼炉的加入量为6t，每小时冷铜锍向吹炼炉的加入量为19t，本实施例中fe：sio2为3.09，超过0.8～1.2的范围，因此每小时向吹炼炉内加入0.5t石英石；辉铜矿通过皮带连续均匀的加入到吹炼炉中进行吹炼。所加铜锍全部以冷态形式通过皮带连续加入吹炼炉内。吹炼炉混氧浓度38%，辉铜矿所对应氧料比为84m3/t，铜锍所对应氧料比为160m3/t，吹炼温度控制在1180～1250℃。吹炼结束后吹炼渣渣型为feo-sio2，其中fe/sio2=1.01；化验所放粗铜品位为98.5%。经测算辉铜矿吨铜金属耗氧量为168m3，辉铜矿吨铜金属对应产出选矿尾渣量730kg，尾渣含铜0.26%，辉铜矿铜金属理论回收率99.81%，考虑到生产管理损失，实际辉铜矿铜金属回收率为99.53%。
实施例3
辉铜矿化验成分：cu：40%、fe：1.5%、sio2：14%、s：13%；铜锍化验成分cu：70%、fe：5%、s：20.2%。
将辉铜矿先加入到装有定量给料机的料仓中，根据吹炼炉的炉温、氧气通气量、渣型等参数调整每小时辉铜矿和铜锍向吹炼炉中的加入量。本实施例中，每小时辉铜矿向吹炼炉的加入量为7t，每小时热铜锍向吹炼炉的加入量为20t，本实施例中fe：sio2为1.13，无需加入造渣剂石英石；辉铜矿通过皮带连续均匀的加入到吹炼炉，铜锍以全热态的形式通过溜槽从熔炼炉铜锍口间断性的加入到吹炼炉中进行吹炼。吹炼炉混氧浓度27%，辉铜矿所对应氧料比为77m3/t，铜锍所对应氧料比为160m3/t，吹炼温度控制在1180～1250℃。吹炼结束后吹炼渣渣型为feo-sio2，其中fe/sio2=1.13；化验所放粗铜品位为98.1%。经测算辉铜矿吨铜金属耗氧量为192m3，辉铜矿吨铜金属对应产出选矿尾渣量1278kg，尾渣含铜0.26%，辉铜矿铜金属理论回收率99.67%，考虑到生产管理损失，实际辉铜矿铜金属回收率为99.17%。
以上所述仅为本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以作出若干改进和润饰，这些改进和润饰均视为本发明的保护范围。