本实用新型涉及冶金技术领域，具体涉及一种处理铜渣的系统。
背景技术：
近年来，世界铜产量增长迅速。其中，我国的铜产量为世界第一。铜渣中，铁的质量含量在30～40％之间，高于目前国内工业选矿用铁矿中的铁品位。由于铜矿来源的不同，铜渣中还含有钴、镍、锌等有价金属元素。
富含铁、铜的铜渣大量堆存，不仅造成资源的极大浪费，且占用大量土地、污染环境，从而阻碍铜冶炼企业的可持续发展。铜渣的利用受到了国内外学者的广泛关注。目前，铜渣中铁、铜的回收多采用物理法选矿工艺、火法冶金和湿法冶金，但都不能对铁进行高效回收。
对铜渣进行进一步开发利用，提取其中的铁、锌等有价金属，降低铜冶炼企业的环境负荷，实现铜渣的综合利用、拓宽铁矿资源、促进铜冶炼行业健康可持续发展，具有重要意义。
但是，铜渣中铁的主要物相是铁橄榄石(Fe2SiO4)，难以还原。同时，铜渣中含有大量的硅，在还原过程中会消耗大量的热量，且不能对其进行回收利用。
技术实现要素：
本实用新型旨在提供一种处理铜渣的系统，利用本实用新型的系统能够分别回收铜渣中的硅、铜、铁、锌金属元素，金属回收率高，工艺流程简单，能耗低。
本实用新型提供了一种处理铜渣的系统，所述系统包括第一磨细装置、焙烧装置、第二磨细装置、第一浮选装置、第二浮选装置、还原装置。
所述第一磨细装置具有铜渣入口、磨细铜渣出口。
所述焙烧装置具有磨细铜渣入口、进气口、焙烧铜渣出口，所述磨细铜渣入口与所述第一磨细装置的磨细铜渣出口连接。
所述第二磨细装置具有焙烧铜渣入口、磨细焙烧铜渣出口，所述焙烧铜渣入口与所述焙烧装置的焙烧铜渣出口连接。
所述第一浮选装置具有磨细焙烧铜渣入口、捕收剂入口、起泡剂入口、调整剂入口、石英精矿出口、尾矿出口，所述磨细焙烧铜渣入口与所述第二磨细装置的磨细焙烧铜渣出口连接。
所述第二浮选装置具有尾矿入口、捕收剂入口、起泡剂入口、调整剂入口、铜精矿出口、铁精矿出口，所述尾矿入口与所述第一浮选装置的尾矿出口连接。
所述还原装置具有铁精矿入口、还原气入口、海绵铁出口、含锌气体出口，所述铁精矿入口与所述第二浮选装置的铁精矿出口连接。
作为本实用新型优选的实施方案，上述系统中还包括造球成型装置，所述造球成型装置具有铁精矿入口、成型铁精矿出口，所述造球成型装置的铁精矿入口与所述第二浮选装置的铁精矿出口连接，所述造球成型装置的成型铁精矿出口与所述还原装置的铁精矿入口连接。
作为本实用新型优选的实施方案，所述第一浮选装置的石英精矿出口处设置有石英精矿收集器。
作为本实用新型优选的实施方案，所述第二浮选装置的铜精矿出口处设置有铜精矿收集器。
作为本实用新型优选的实施方案，所述还原装置的含锌气体出口处设置有粉尘收集器。
利用本实用新型的系统，首先将铜渣进行改性焙烧，使得铜渣中含有的硅生成能够浮选脱除的二氧化硅，脱除硅后的铜渣中，铜和铁得到富集，由于没有了硅的影响，更有利于铜渣中铜的浮选回收和铁的还原回收，并且，可回收铁精矿还原过程得到的含锌气体，大大提高了铜渣中铜、铁、锌的回收率。并且，工艺流程简便，能耗较低。
附图说明
图1为本实用新型提供的一种处理铜渣的系统示意图。
图2为本实用新型提供的一种处理铜渣的方法流程示意图。
附图中的附图标记如下：
1-第一磨细装置；2-焙烧装置；3-第二磨细装置；4-第一浮选装置；5-第二浮选装置；6-造球成型装置；7-还原装置。
具体实施方式
以下结合附图和实施例，对本实用新型的具体实施方式进行更加详细的说明，以便能够更好地理解本实用新型的方案以及其各个方面的优点。然而，以下描述的具体实施方式和实施例仅是说明的目的，而不是对本实用新型的限制。
由于铜渣中含有的硅大部分是以硅酸铁的形式存在的，采用传统的选矿方法很难将硅选出，但是，铜渣中大量硅的存在，影响铜渣中铜的选出和铁的还原。本实用新型提出的处理铜渣的系统，首先对铜渣进行改性焙烧，使得铜渣中硅酸铁的结构被破坏，得到能够进行浮选的二氧化硅，从而初步脱除铜渣中的硅。脱除硅后的铜渣在回收铜、铁、锌元素时更有利，效率更高。
如图1所示，为本实用新型提供的处理铜渣的系统示意图。本实用新型的系统包括第一磨细装置1、焙烧装置2、第二磨细装置3、第一浮选装置4、第二浮选装置5、还原装置7。
第一磨细装置1用于磨细铜渣原料，具有铜渣入口11、磨细铜渣出口12。
焙烧装置2用于改性焙烧铜渣，其具有磨细铜渣入口21、进气口22、焙烧铜渣出口23。焙烧装置2的磨细铜渣入口21与第一磨细装置1的磨细铜渣出口12连接。
第二磨细装置3用于磨细由焙烧装置2送入的焙烧铜渣，使得粒径能够满足浮选过程的要求，其具有焙烧铜渣入口31、磨细焙烧铜渣出口32。第二磨细装置3的焙烧铜渣入口31与焙烧装置2的焙烧铜渣出口23连接。
第一浮选装置4用于接收磨细后的焙烧铜渣，浮选出其中的二氧化硅，其具有磨细焙烧铜渣入口41、捕收剂入口42、起泡剂入口43、调整剂入口44、石英精矿出口45、尾矿出口46。第一浮选装置4的磨细焙烧铜渣入口41与第二磨细装置3的磨细焙烧铜渣出口32连接。石英精矿出口45与石英精矿收集器连接，用于回收石英精矿。
其中，捕收剂入口42、起泡剂入口43、调整剂入口44分别用于向第一浮选装置4中送入捕收剂、起泡剂、调整剂，使得该三种药剂与磨细焙烧铜渣发生反应，进而浮选出其中的石英精矿，即含硅精矿，实现铜渣中硅的脱除。另，图1中捕收剂入口42、起泡剂入口43、调整剂入口44的位置仅为示意图，并不代表三个入口的实际位置关系。
第二浮选装置5用于接收第一浮选装置4送入的尾矿，进一步浮选出其中的铜精矿和铁精矿，其具有尾矿入口51、捕收剂入口52、起泡剂入口53、调整剂入口54、铜精矿出口55、铁精矿出口56。第二浮选装置5的尾矿入口51与第一浮选装置4的尾矿出口46连接。其中，铜精矿出口55与铜精矿收集器连接，用于回收铜精矿。
其中，捕收剂入口52、起泡剂入口53、调整剂入口54分别用于向第二浮选装置5中送入捕收剂、起泡剂、调整剂，使得该三种药剂与尾矿发生反应，浮选出其中的铜精矿和铁精矿。另，图1中捕收剂入口52、起泡剂入口53、调整剂入口54的位置仅为示意图，并不代表三个入口的实际位置关系。
还原装置7用于还原铁精矿，分别回收铁和锌，其具有铁精矿入口71、还原气入口72、含锌气体出口73、海绵铁出口74。还原装置7的铁精矿入口71与第二浮选装置5的铁精矿出口56连接。并且，含锌气体出口73与排气装置连接，并设置有粉尘收集器，含锌气体经冷却后得到的粉尘由粉尘收集器进行回收。海绵铁出口74与海绵铁收集器连接，用于回收收集海绵铁。
作为本实用新型优选的实施方案，上述系统中还设置有造球成型装置6。造球成型装置6用于将第二浮选装置5送入的铁精矿进行造球成型处理，其具有铁精矿入口61、成型铁精矿出口62。其中，铁精矿入口61与第二浮选装置5的铁精矿出口56连接，成型铁精矿出口62与还原装置的铁精矿入口71连接。
如图2所示，为本实用新型提供的处理铜渣的方法流程示意图，包括如下步骤：
A、铜渣焙烧
将铜渣磨细后送入焙烧装置中，并通入氧气或空气进行焙烧，得到焙烧铜渣。
由于铜渣中含有大量的硅，且硅大部分是以硅酸铁的形式存在的，在焙烧过程中，硅酸铁氧化分解为四氧化三铁和二氧化硅，可通过浮选的方法将二氧化硅浮选出来。
作为本实用新型优选的实施方案，铜渣磨细后的粒度为30～50μm，能够保证铜渣的充分焙烧。
焙烧过程需通入氧气或空气，使得铜渣进行氧化焙烧。当通入氧气时，氧气的加入量为：每克铜渣通入0.02～0.05L氧气；当通入空气时，空气的加入量为：每克铜渣通入0.095～0.238L空气。
焙烧过程中，控制焙烧温度为650～850℃，焙烧时间为50～70min。
B、焙烧铜渣进行磨细、浮选
将焙烧铜渣磨细，送入浮选装置中，并加入捕收剂、起泡剂、调整剂，对溶液的pH进行调整后进行第一次浮选反应，得到石英精矿和尾矿。石英精矿进行回收收集，脱除铜渣中含有的硅，有利于后续回收铜渣中的铁、铜、锌元素，并提高回收效率。
作为本实用新型优选的实施方案，焙烧铜渣磨细后的粒度为35～100μm，能够保证对焙烧铜渣进行充分浮选。更优选的，焙烧铜渣磨细后的粒度为50～75μm。
该第一次浮选反应过程中，调整溶液的pH值为2～8。优选的，将溶液pH值调整为4～7
作为本实用新型优选的实施方案，捕收剂选用脂肪酸、烃基磺酸盐、烃基硫酸盐中的一种或几种的混合物，捕收剂用量为250～350mg/L。更优选的，捕收剂用量为280～330mg/L。起泡剂选用松醇油或聚丙二醇。调整剂选用硫酸或氢氧化钠，用于调节浮选反应过程中溶液的pH值。
C、尾矿进行第二次浮选
步骤B得到的尾矿中加入捕收剂、起泡剂、调整剂，进行第二次浮选反应，得到铜精矿和铁精矿。铜精矿进行回收收集。
作为本实用新型优选的实施方案，捕收剂选用丁黄药，用量为120～220g/t(克/吨)。更优选的，捕收剂用量为130～200g/t。起泡剂b选用松醇油或聚丙二醇。调整剂b选用生石灰，用量为3～4kg/t。
D、铁精矿还原回收铁和锌
步骤C得到的铁精矿与还原气发生还原反应，得到海绵铁，同时，铁精矿中含有的锌发生还原反应并随气体挥发，得到含锌气体。进一步地，含锌气体冷却后得到含锌粉尘。然后，对海绵铁和含锌粉尘分别进行回收收集。
作为本实用新型优选的实施方案，控制还原反应的温度为900～1100℃，能够保证铁精矿中的铁和锌充分还原分离。
实施例1
取冶炼铜渣，其成分(质量占比)为：硅酸铁75.1％，磁铁矿6.01％，铜锍4.22％，锌1.03％。将铜渣磨细到粒径为50μm，然后进行焙烧，焙烧过程中，每克铜渣中通入0.036L氧气，焙烧温度为800℃，焙烧时间为70min。
焙烧铜渣磨细至粒径为80μm，并进行第一次浮选，浮选采用的捕收剂为烃基磺酸盐，起泡剂为松醇油，调整剂为氢氧化钠。其中，烃基磺酸盐用量为300mg/L，浮选过程pH值为3。第一次浮选得到石英精矿和尾矿。石英精矿中，硅的回收率为95％。
上述得到的尾矿进行第二次浮选，浮选采用的捕收剂为丁黄药，起泡剂为松醇油，调整剂为生石灰。其中，丁黄药用量为200g/t，生石灰用量为3kg/t。第二次浮选得到铜精矿和铁精矿。铜精矿中，铜的回收率为86％。铁精矿在H2+CO的气氛下进行气基还原，还原温度为1000℃，还原后得到金属化率为85％的海绵铁，还原过程中锌的挥发率为98％。
实施例2
取冶炼铜渣，其成分(质量占比)为：硅酸铁45.1％，磁铁矿28.7％，铜锍5.09％，锌1.22％。将铜渣磨细到粒径为35μm，然后进行焙烧，焙烧过程中，每克铜渣中通入0.03L氧气，焙烧温度为750℃，焙烧时间为65min。
焙烧铜渣磨细至粒径为85μm，并进行第一次浮选，浮选采用的捕收剂为烃基磺酸盐，起泡剂为松醇油，调整剂为氢氧化钠。其中，烃基磺酸盐用量为300mg/L，浮选过程pH值为5。第一次浮选得到石英精矿和尾矿。石英精矿中，硅的回收率为90％。
上述得到的尾矿进行第二次浮选，浮选采用的捕收剂为丁黄药，起泡剂为聚丙二醇，调整剂为生石灰。其中，丁黄药用量为180g/t，生石灰用量为3.2kg/t。第二次浮选得到铜精矿和铁精矿。铜精矿中，铜的回收率为88％。铁精矿在H2+CO的气氛下进行气基还原，还原温度为950℃，还原后得到金属化率为82％的海绵铁，还原过程中锌的挥发率为97％。
实施例3
取冶炼铜渣，其成分(质量占比)为：硅酸铁45.1％，磁铁矿28.7％，铜锍5.09％，锌1.22％。将铜渣磨细到粒径为45μm，然后进行焙烧，焙烧过程中，每克铜渣中通入0.037L氧气，焙烧温度为800℃，焙烧时间为60min。
焙烧铜渣磨细至粒径为100μm，并进行第一次浮选，浮选采用的捕收剂为烃基磺酸盐，起泡剂为松醇油，调整剂为氢氧化钠。其中，烃基磺酸盐用量为300mg/L，浮选过程pH值为7。第一次浮选得到石英精矿和尾矿。石英精矿中，硅的回收率为89％。
上述得到的尾矿进行第二次浮选，浮选采用的捕收剂为丁黄药，起泡剂为松醇油，调整剂为生石灰。其中，丁黄药用量为210g/t，生石灰用量为3.8kg/t。第二次浮选得到铜精矿和铁精矿。铜精矿中，铜的回收率为90％。铁精矿在H2+CO的气氛下进行气基还原，还原温度为1100℃，还原后得到金属化率为88％的海绵铁，还原过程中锌的挥发率为99％。
实施例4
取冶炼铜渣，其成分(质量占比)为：硅酸铁50.23％，磁铁矿12.96％，铜锍4.67％，锌1.15％。将铜渣磨细到粒径为30μm，然后进行焙烧，焙烧过程中，每克铜渣中通入0.15L空气，焙烧温度为650℃，焙烧时间为70min。
焙烧铜渣磨细至粒径为50μm，并进行第一次浮选，浮选采用的捕收剂为脂肪酸，起泡剂为聚丙二醇，调整剂为氢氧化钠。其中，脂肪酸用量为280mg/L，浮选过程pH值为6。第一次浮选得到石英精矿和尾矿。石英精矿中，硅的回收率为90％。
上述得到的尾矿进行第二次浮选，浮选采用的捕收剂为丁黄药，起泡剂为聚丙二醇，调整剂为生石灰。其中，丁黄药用量为150g/t，生石灰用量为3.6kg/t。第二次浮选得到铜精矿和铁精矿。铜精矿中，铜的回收率为91％。铁精矿在H2+CO的气氛下进行气基还原，还原温度为900℃，还原后得到金属化率为90％的海绵铁，还原过程中锌的挥发率为98％。
实施例5
取冶炼铜渣，其成分(质量占比)为：硅酸铁50.23％，磁铁矿12.96％，铜锍4.67％，锌1.15％。将铜渣磨细到粒径为50μm，然后进行焙烧，焙烧过程中，每克铜渣中通入0.05L氧气，焙烧温度为850℃，焙烧时间为50min。
焙烧铜渣磨细至粒径为75μm，并进行第一次浮选，浮选采用的捕收剂为烃基硫酸盐，起泡剂为聚丙二醇，调整剂为硫酸。其中，烃基硫酸盐用量为330mg/L，浮选过程pH值为4。第一次浮选得到石英精矿和尾矿。石英精矿中，硅的回收率为93％。
上述得到的尾矿进行第二次浮选，浮选采用的捕收剂为丁黄药，起泡剂为聚丙二醇，调整剂为生石灰。其中，丁黄药用量为130g/t，生石灰用量为4kg/t。第二次浮选得到铜精矿和铁精矿。铜精矿中，铜的回收率为92％。铁精矿在H2+CO的气氛下进行气基还原，还原温度为970℃，还原后得到金属化率为90％的海绵铁，还原过程中锌的挥发率为99％。
最后应说明的是：显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明本实用新型所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本实用新型的保护范围之中。