1.本发明涉及一种铜渣炉内还原贫化的方法，属于冶金技术领域。
背景技术：
2.现有铜生产通过的是火法生产，而火法生产的重要一步就是造锍溶炼，其中包括三个步骤，即炉渣的形成、铜锍的富集以及铜锍与炉渣的分离。通常情况下，此三个过程都在同一个生产设备中完成，即从冶炼炉排出的铜锍与炉渣是已经分离好的，这样的传统设备有反射炉、电炉以及
鼓风炉。在现代铜冶金所采用的冶炼炉设备都是富氧强化熔炼，其中进行的过程只历经了前述的前两个过程，所以需要进一步的分离铜锍与炉渣就需要第三个设备参与。为了生产出高品位的铜锍，则必然使得炉渣贫化成为
火法炼铜流程中一个必不可少的工序。与此同时，在强化熔炼中，吹炼所产生的含铜量高的炉渣也不能像传统
铜冶炼生产工艺方法那样再返回到熔炼工艺中去，所以这就更加的强调了炉渣贫化的重要性。
3.目前，工业上铜渣的贫化主要有火法贫化和选矿法。火法贫化法处理铜渣的主要有两种，其一是返回重熔，其二是还原造锍。其基本原理是通过向高温铜渣中加入硫铁矿或碳质还原剂，还原渣中的磁性氧化矿物，渣中的铜则以铜锍的形式聚集，最终实现渣-锍分离。火法贫化的最大优点是可实现渣中有价金属铜、镍、钴等在锍中的富集，但是由于需要加入大量的碳质还原剂与硫或含硫原料，使得该法的处理成本高。
浮选法回收其中的有价金属主要是根据其表面亲疏水的性质，采用相应的
捕收剂、起泡剂、调整剂以及抑制剂，可以浮选出品位很高的铜精矿。浮选法由于具有浮选流程短，生产成本低等特点，一直被广泛应用；但浮选法也存在需要大量的缓冷场地，以及大量
浮选药剂的投入。
4.传统铜渣贫化的方法流程冗长，操作复杂，设备复杂，急需一种高效还原贫化铜渣的方法。
技术实现要素：
5.本发明针对现有技术下氧气底吹铜熔炼过程产生的炉渣含铜量高，贫化效率低、成本高的问题，提供一种铜渣炉内还原贫化的方法，在底吹炉沉降区还原剂将熔渣中的fe3o4充分还原，降低渣的粘度，提高了熔池的流动性，使分散在熔渣中的冰铜并聚沉降到熔池底部，达到铜渣贫化的目的。本发明流程短，工艺简单可靠且易于操作，有效降低了炉渣中的铜含量，增加了铜锍产量，实现资源的可持续利用。
6.本发明的目的是提供一种操作简单、还原贫化收率高、能耗和成本低且经济环境效益好的铜渣炉内还原贫化的方法。
7.一种铜渣炉内还原贫化的方法，具体步骤如下：
8.(1)当底吹炉熔炼区产生的熔渣厚度为25～55cm时，进行熔渣炉内还原沉降；
9.(2)通过沉降区的喷枪向沉降区的高温熔融铜渣喷吹还原剂；
10.(3)在高温熔融铜渣的余热下，由还原剂对沉降区的熔融铜渣进行炉内还原贫化处理；熔炼产生的高温熔融铜渣在沉降区还原气氛下进一步反应，在还原性气氛下可避免
铜锍因炉渣粘度大被fe3o4夹带而损失在炉渣中，保证了贫化炉渣与夹杂铜锍分离的时间，降低有价金属的损失，提高有价金属的分离效率和回收率；
11.(4)铜渣还原贫化结束后，澄清分离得到下层冰铜和上层贫化炉渣，下层冰铜经放铜口放出进入吹炼工序，上层贫化炉渣经放渣口放出，水淬后可用作建筑辅料；铜锍品位大于70％，经炉内还原贫化后的贫化炉渣中含铜量可降低至0.35％以下；
12.所述铜渣贫化在熔炼区和沉降区为一体的富氧底吹炼炉中进行；
13.所述步骤(1)高温熔融铜渣的温度为1180～1250℃，以质量百分数计，高温熔融铜渣含有cu 1～6％、tfe 40～50％、cao 1～10％和sio
2 20～30％；
14.所述步骤(2)还原剂为生物质油、煤粉、天然气中的一种或多种；
15.所述还原贫化的温度为1200～1300℃，时间为1～3h。
16.本发明的有益效果是：
17.(1)本发明在底吹炉中的沉降区进行还原贫化，取消了电炉，缩短了熔炼流程，提高了冶炼效率；
18.(2)本发明通过采用熔炼区和沉降区为一体的底吹熔炼炉进行铜渣炉内贫化，并在沉降区中加入还原剂，将fe3o4还原为feo，降低渣中的fe3o4含量，避免了铜锍被夹带进入炉渣中而损失，有效提高了炉渣与铜锍的分离效率，提高冶炼的效率；
19.(3)本发明熔炼区中产生释放的热量可直接扩散至沉降区内，可以减少沉降区额外热量的输入；
20.(4)本发明引入的反应物质少，安全性高，还原剂用量少，对环境污染极低，具有较大的经济效益和环境效益，实现了对铜、铁等有价组分的综合回收，达到了资源综合利用。
附图说明
21.图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
22.下面结合具体实施方式对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
23.实施例1：一种铜渣炉内还原贫化的方法，具体步骤如下：
24.(1)采用熔炼区和沉降区为一体的富氧底吹炼炉，在底吹炉熔炼区产生的熔渣厚度为25cm时，进行高温熔融铜渣还原沉降，熔渣温度为1180℃，铜渣含有cu 4.6％、tfe 45％、cao 3.46％和sio
2 22.5％；
25.(2)通过沉降区上方的喷枪向沉降区的高温熔融铜渣喷吹还原剂柴油，喷吹流量为100l/h；
26.(3)在高温熔融铜渣的余热下，还原剂柴油对沉降区的熔融铜渣进行炉内还原贫化处理1h；熔炼产生的高温熔融铜渣在沉降区还原气氛(h2、co以及ch4)下进一步反应，在还原性气氛下可避免铜锍因炉渣粘度大被fe3o4夹带而损失在炉渣中，保证了贫化炉渣与夹杂铜锍分离的时间，降低有价金属的损失，提高有价金属的分离效率和回收率；
27.(4)铜渣还原贫化结束后，澄清分离得到下层冰铜和上层贫化炉渣，下层冰铜经放铜口放出进入吹炼工序，上层贫化炉渣经放渣口放出，水淬后可用作建筑辅料；铜锍品位为
70.2％，经炉内还原贫化后的贫化炉渣中含铜量可降低至0.34％；
28.本实施例的高温熔融铜渣在炉内还原贫化过程产生的烟气通过锅炉回收余热以及静电除尘，回收烟气中的锌、铅等易挥发有价组分，最后通过制酸回收烟气中所含的so2气体，达到排空要求后排入大气。
29.实施例2：一种铜渣炉内还原贫化的方法，具体步骤如下：
30.(1)采用熔炼区和沉降区为一体的富氧底吹炼炉，在底吹炉熔炼区产生的熔渣厚度为40cm时，进行高温熔融铜渣还原沉降，熔渣温度为1200℃，铜渣含有cu 5.10％、tfe 42％、cao 2.15％和sio
2 21.33％；
31.(2)通过沉降区上方的喷枪向沉降区的高温熔融铜渣喷吹还原剂天然气，喷吹流量为100l/h；
32.(3)在高温熔融铜渣的余热下，还原剂天然气对沉降区的熔融铜渣进行炉内还原贫化处理120min；熔炼产生的高温熔融铜渣在沉降区还原气氛(h2、co以及ch4)下进一步反应，在还原性气氛下可避免铜锍因炉渣粘度大被fe3o4夹带而损失在炉渣中，保证了贫化炉渣与夹杂铜锍分离的时间，降低有价金属的损失，提高有价金属的分离效率和回收率；
33.(4)铜渣还原贫化结束后，澄清分离得到下层冰铜和上层贫化炉渣，下层冰铜经放铜口放出进入吹炼工序，上层贫化炉渣经放渣口放出，水淬后可用作建筑辅料；铜锍品位为71.3％，经炉内还原贫化后的贫化炉渣中含铜量可降低至0.31％；
34.本实施例的高温熔融铜渣在炉内还原贫化过程产生的烟气通过锅炉回收余热以及静电除尘，回收烟气中的锌、铅等易挥发有价组分，最后通过制酸回收烟气中所含的so2气体，达到排空要求后排入大气。
35.实施例3：一种铜渣炉内还原贫化的方法，具体步骤如下：
36.(1)采用熔炼区和沉降区为一体的富氧底吹炼炉，在底吹炉熔炼区产生的熔渣厚度为55cm时，进行高温熔融铜渣还原沉降，熔渣温度为1250℃，铜渣含有cu 2.9％、tfe 41％、cao 3.41％和sio
2 20.53％；
37.(2)通过沉降区上方的喷枪向沉降区的高温熔融铜渣喷吹还原剂柴油，喷吹流量为100l/h；
38.(3)在高温熔融铜渣的余热下，还原剂柴油对沉降区的熔融铜渣进行炉内还原贫化处理150min；熔炼产生的高温熔融铜渣在沉降区还原气氛(h2、co以及ch4)下进一步反应，在还原性气氛下可避免铜锍因炉渣粘度大被fe3o4夹带而损失在炉渣中，保证了贫化炉渣与夹杂铜锍分离的时间，降低有价金属的损失，提高有价金属的分离效率和回收率；
39.(4)铜渣还原贫化结束后，澄清分离得到下层冰铜和上层贫化炉渣，下层冰铜经放铜口放出进入吹炼工序，上层贫化炉渣经放渣口放出，水淬后可用作建筑辅料；铜锍品位为70.4％，经炉内还原贫化后的贫化炉渣中含铜量可降低至0.28％；
40.本实施例的高温熔融铜渣在炉内还原贫化过程产生的烟气通过锅炉回收余热以及静电除尘，回收烟气中的锌、铅等易挥发有价组分，最后通过制酸回收烟气中所含的so2气体，达到排空要求后排入大气。
41.以上对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。技术特征：
1.一种铜渣炉内还原贫化的方法，其特征在于，具体步骤如下：(1)当底吹炉熔炼区熔炼产生的熔渣厚度为25～55cm时，进行熔渣炉内还原沉降；(2)通过喷枪向沉降区中的高温熔融铜渣喷吹还原剂；(3)在高温熔融铜渣的余热下，由还原剂对沉降区的熔融铜渣进行炉内还原贫化处理；(4)铜渣还原贫化结束后，澄清分离获得下层冰铜和上层贫化炉渣，下层冰铜进入吹炼工序。2.根据权利要求1所述铜渣炉内还原贫化的方法，其特征在于：步骤(1)所述的底吹炉的炉体分为熔炼区和沉降区。3.根据权利要求1所述铜渣炉内还原贫化的方法，其特征在于：步骤(1)高温熔融铜渣的温度为1180～1250℃，以质量百分数计，高温熔融铜渣含有cu 1～6％、tfe 40～50％、cao 1～10％和sio
2 20～30％。4.根据权利要求1所述铜渣炉内还原贫化的方法，其特征在于：步骤(2)还原剂为生物质油、煤粉、天然气中的一种或多种。5.根据权利要求1所述铜渣炉内还原贫化的方法，其特征在于：还原贫化的温度为1200～1300℃，时间为1～3h。
技术总结
本发明涉及一种铜渣炉内还原贫化的方法，属于冶金技术领域。其步骤如下：当底吹炉熔炼区产生的熔渣厚度为25～55cm时，通过喷枪向沉降区的高温熔融铜渣喷吹还原剂；在高温熔融铜渣的余热下，由还原剂对沉降区的熔融铜渣进行炉内还原贫化处理；铜渣经还原贫化后，澄清分离获得下层冰铜和上层贫化炉渣，下层冰铜进入吹炼工序。本发明铜锍品位大于70％，贫化炉渣中铜含量小于0.35％；本发明铜渣炉内还原贫化的方法可以提高铜渣还原贫化的效率，取消了电炉贫化工序，缩短了熔炼流程，提高了冶炼效率。提高了冶炼效率。提高了冶炼效率。
技术研发人员：李博 杨应宝 周世伟 陈全坤 张体富 魏永刚 余小吕 罗京 朱云锋
受保护的技术使用者：易门铜业有限公司
技术研发日：2022.01.07
技术公布日：2022/8/29 一种从卤水中提取锂的工艺的制作方法
【专利摘要】本发明公开了一种从卤水中提取锂的工艺，包括以下步骤：对原卤进行硫酸酸化，在提取硼酸的同时，使卤水中的硫酸根浓度增大，直到促使硫酸盐结晶；充分中和提硼过后的酸化卤水中的过量酸；让卤水在盐田自然蒸发结晶，结晶出硫酸锂、硫酸镁和氯化镁的混合物；利用硫酸锂的密度比硫酸镁和氯化镁都要大的物理特性，运用选矿学中的重介质重选原理，将锂盐和镁盐分开，以达到分离镁和锂的目的；然后采用烧碱沉镁和纯碱沉锂分别得到氢氧化镁和
碳酸锂产品。本发明完全不需要喷雾干燥和煅烧程序，极大地减少了能源的消耗，可以降低70％的生产成本，且工艺流程简单，过程中少有化学反应，不会因流程复杂造成产品质量难以控制，而且环保无污染。
【专利说明】—种从卤水中提取锂的工艺
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种锂提取工艺，具体是一种从卤水中提取锂的工艺。
【背景技术】
[0002]镁锂在元素周期表中处在对角线上的相邻位置，化学性质基本相同，很难用纯化学方法分离。特别是盐湖锂资源提取过程中，镁锂分离是瓶颈问题，到目前为止，尚没有效果好成本低的工业方法。
[0003]目前我国盐湖从卤水中提取锂的工艺主要是煅烧法。此工艺流程为:卤水一盐田自然蒸发富集一盐酸酸化提硼一石灰乳除硫酸盐一老卤盐田继续蒸发富集一喷雾固化一煅烧一烧碱除镁一纯碱沉锂一碳酸锂成品。
[0004]现有方法存在以下问题:
[0005]1.能耗高，主要表现在喷雾干燥和煅烧两个工段，喷雾干燥工段需要将含锂10克/升的老卤进行喷雾干燥蒸发水，得到氯化镁和氯化锂的固体混合物；煅烧工段是将氯化镁和氯化锂的固体混合物通过1200°C的回转煅烧窑，让氯化镁分解成不溶于水的氧化镁和氯化氢气体。目前生产中每吨碳酸锂需要电6651度，按当地电价折成5320元，天然气7587方，当地计划内天然气价格为1.42元/立方米折成10773元，计划外2.42元折成18360 元。
[0006]2.流程复杂，产品质量难控制。次工艺流程复杂，在生产过程中必然带进来很多有害杂质，影响产品质量。【发明内容】
[0007]本发明的目的在于提供一种从卤水中提取锂的工艺，以解决上述【背景技术】中提出的问题。
[0008]为实现上述目的，本发明提供如下技术方案:
[0009]一种从卤水中提取锂的工艺，包括以下步骤:
[0010](I)对原卤进行硫酸酸化，在提取硼酸的同时，使卤水中的硫酸根浓度增大，直到促使硫酸盐结晶；
[0011](2)充分中和提硼过后的酸化卤水中的过量酸；
[0012](3)让卤水在盐田自然蒸发结晶，结晶出硫酸锂、硫酸镁和氯化镁的混合物；利用硫酸锂的密度比硫酸镁和氯化镁都要大的物理特性，运用选矿学中的重介质重选原理，将锂盐和镁盐分开，以达到分离镁和锂的目的；
[0013](4)然后采用烧碱沉镁和纯碱沉锂分别得到氢氧化镁和碳酸锂产品。
[0014]作为本发明进一步的方案:步骤(I)中所述原卤为盐湖提完钾肥后的母液步骤。
[0015]作为本发明进一步的方案:步骤(2)让提硼过后的酸化卤水淌过氧化镁池，充分中和过量酸。
[0016]与现有技术相比，本发明的有益效果是:本发明利用硫酸锂和硫酸镁在物理性质上的差异，采用物理方法进行分离；首先增加原卤中的硫酸根，使镁和锂以硫酸盐的形式结晶出来。利用密度差异，一水硫酸锂密度为2.21，七水硫酸镁的密度为1.7，六水氯化镁的密度为1.6，运用选矿学中的重介质重选原理，将锂盐和镁盐分开，完全不需要喷雾干燥和煅烧程序，极大地减少了能源的消耗，可以降低70%的生产成本，且工艺流程简单，过程中少有化学反应，不会因流程复杂造成产品质量难以控制，而且环保无污染。
【专利附图】 【附图说明】
[0017]图1为从卤水中提取锂的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0018]下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明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。基于本发明中的实施例，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，都属于本发明保护的范围。
[0019]请参阅图1，本发明实施例中，一种从卤水中提取锂的工艺，包括以下步骤:
[0020](I)对原卤进行硫酸酸化，在提取硼酸的同时，使卤水中的硫酸根浓度增大，直到促使硫酸盐结晶；所述原卤为盐湖提完钾肥后的母液；
[0021](2)让提硼过后的酸化卤水淌过氧化镁池，充分中和过量酸；
[0022](3)让卤水在盐田自然蒸发结晶，结晶出硫酸锂、硫酸镁和氯化镁的混合物；利用硫酸锂的密度比硫酸镁和氯化镁都要大的物理特性，运用选矿学中的重介质重选原理，将锂盐和镁盐分开，以达到分离镁和锂的目的；
[0023](4)然后采用烧碱沉镁和纯碱沉锂分别得到氢氧化镁和碳酸锂产品。
[0024]对于本领域技术人员而言，显然本发明不限于上述示范性实施例的细节，而且在不背离本发明的精神或基本特征的情况下，能够以其他的具体形式实现本发明。因此，无论从哪一点来看，均应将实施例看作是示范性的，而且是非限制性的，本发明的范围由所附权利要求而不是上述说明限定，因此旨在将落在权利要求的等同要件的含义和范围内的所有变化囊括在本发明内。不应将权利要求中的任何附图标记视为限制所涉及的权利要求。
[0025]此外，应当理解，虽然本说明书按照实施方式加以描述，但并非每个实施方式仅包含一个独立的技术方案，说明书的这种叙述方式仅仅是为清楚起见，本领域技术人员应当将说明书作为一个整体，各实施例中的技术方案也可以经适当组合，形成本领域技术人员可以理解的其他实施方 式。
【权利要求】
1.一种从卤水中提取锂的工艺，其特征在于，包括以下步骤: (1)对原卤进行硫酸酸化，在提取硼酸的同时，使卤水中的硫酸根浓度增大，直到促使硫酸盐结晶； (2)充分中和提硼过后的酸化卤水中的过量酸； (3)让卤水在盐田自然蒸发结晶，结晶出硫酸锂、硫酸镁和氯化镁的混合物；利用硫酸锂的密度比硫酸镁和氯化镁都要大的物理特性，运用选矿学中的重介质重选原理，将锂盐和镁盐分开，以达到分离镁和锂的目的； (4)然后采用烧碱沉镁和纯碱沉锂分别得到氢氧化镁和碳酸锂产品。
2.根据权利要求1所述的从卤水中提取锂的工艺，其特征在于，步骤(I)中所述原卤为盐湖提完钾肥后的母液步骤。
3.根据权利要求1所述的从卤水中提取锂的工艺，其特征在于，步骤(2)让提硼过后的酸化卤水淌过氧化镁池，充分中和过量酸。
【文档编号】C01D15/08GK103435077SQ201310393122
【公开日】2013年12月11日 申请日期:2013年9月3日 优先权日:2013年9月3日
【发明者】马迎曦 申请人:马迎曦
声明：
“从卤水中提取锂的工艺的制作方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色技术网
来源：马迎曦
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2024年12月20日 ~ 22日 
