权利要求
1.复杂金精矿多元素综合回收的方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1 将复杂金精矿和辅料在富氧空气气氛中进行底吹熔炼获得冰铜、底渣和烟气;所述辅料为石英石和石灰石;
S2 将冰铜和辅料在空气气氛中进行顶吹吹炼获得粗铜、烟气和吹炼渣;所述辅料为石灰石;
S3 将粗铜与碳酸盐在空气气氛下进行精炼，结束后，通入六氟化硫气体在空气气氛下进行反应，反应结束后通入甲烷气体在惰性气氛下进行还原，获得铜阳极板。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，底吹熔炼温度为1150℃~1250℃，复杂金精矿中S/Cu质量比≥1.3。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，底吹熔炼过程中，采用连续进料，每隔25~35min放底渣一次，每隔1.3~1.6h放冰铜一次。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，辅料石英石、石灰石的用量分别以底渣中SiO2、CaO计，底渣中Fe/SiO2的质量比为(1.2~2.0):1，底渣中CaO/SiO2的质量比为(0.12~0.16):1。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，顶吹吹炼温度为1150℃~1250℃。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，顶吹吹炼过程中，间隔1.3~1.6h进料一次，每隔3.5~4.5h放吹炼渣一次，每隔7.5~8.5h放粗铜一次。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，辅料石灰石的用量以吹炼渣中CaO计，吹炼渣中CaO/Fe2O3的质量比为(0.8~1.0):1。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，碳酸盐与粗铜中砷、锑总量的质量比为(1.5~5.0):1，精炼温度为1150~1200℃，精炼时间为4~6h。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，六氟化硫与粗铜中铋总量的质量比为(0.4~1.0):1，反应时间为2~4h，反应温度为1150~1200℃。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，甲烷与粗铜中铜总量的摩尔比为(1~2):4，还原温度为1200~1300℃，还原时间为2~4h。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于冶金技术领域，具体涉及复杂金精矿多元素综合回收的方法。
背景技术
[0002]随着全球黄金需求的不断上升，金精矿资源的开发和利用步伐也随之加快，随着优质金精矿储量的逐渐缩减，复杂金精矿资源已经成为众多国家黄金来源的关键部分。尽管这些复杂金精矿对开发和提炼技术要求更为严格，但它们为黄金生产提供了重要的补充，并确保了黄金供应的持续性。
[0003]在处理复杂金精矿时，由于这些矿石通常含有大量如砷、锑和铋等有害物质，在运用火法冶炼技术富集金的过程中，这些元素会对冶炼产生一系列负面影响，特别是对最终产品的回收率和质量造成显著影响，也存在有价元素回收率低的问题。
[0004]在复杂金精矿的熔炼过程中，脱杂是一个至关重要的步骤，它基于铜对氧的亲合力小于杂质元素对氧的亲合力的原理，通过向熔体中注入富氧空气，铜首先被氧化成氧化亚铜，随后与杂质元素发生反应，从而达到脱杂的目的。然而，在脱杂过程中，熔体内氧化亚铜达到饱和状态所需时间相对较长，在此期间，部分杂质元素被氧化成氧化物并挥发至烟气中，而另一部分则形成铜盐，溶解于熔体中。这些铜盐在高温下会对炉体的耐火材料造成严重腐蚀，导致炉体耐火材料使用寿命缩短和消耗量增加。
[0005]此外，在高砷锑铋铜阳极板的电解过程中，容易出现“钝化”现象，这会导致电解过程中铜离子贫化和杂质离子浓度升高。当电解液中杂质离子浓度较高时，电解液的密度会增加，阳极泥的沉降速度会减慢，导致阳极泥沉降不完全，这种不完全的沉降会使得阴极铜中的杂质含量升高;更进一步，电解液中杂质离子浓度的增加会导致电解液电阻增大，进而引起槽电压上升，槽电压的上升会降低电流效率，并增加残极率，从而对整个电解过程产生不利影响。
[0006]为了确保后续产品的质量和提高回收率，必须严格控制铜阳极板中砷、铋和锑的含量。通常采取的措施包括：首先，通过重复氧化还原过程，使部分砷、锑氧化成As2O3和Sb2O3并挥发以去除。在还原过程中，砷、锑的高价氧化物如As2O5和Sb2O5及其盐类被还原为低价氧化物，随后再次挥发除去。通过多次重复这一过程，可以去除大部分砷、锑。其次，添加碱性熔剂与砷、锑反应，生成不溶于铜的砷酸盐和锑酸盐，通过扒渣法将其除去。然而，铋与铜具有互溶性，不易形成化合物或固溶体。铋容易氧化成Bi2O3，与砷、锑的氧化物形成化合物溶于铜液中。由于Bi2O3不与SiO2或Na2CO3造渣，因此在火法精炼过程中去除铋较为困难。此外，上述两种方法对于去除高含量的砷和锑也存在一定的局限性。
发明内容
[0007]本发明针对上述现有技术存在的不足，提供一种复杂金精矿多元素综合回收的方法，对复杂金精矿中的多种元素进行综合回收，避免了复杂金精矿中的砷、锑、铋元素随熔炼精炼富集在铜阳极板中导致铜阳极板在后续电解过程中产生“钝化”现象。
[0008]具体技术方案如下：
复杂金精矿多元素综合回收的方法，包括如下步骤：
S1 将复杂金精矿和辅料在富氧空气气氛中进行底吹熔炼获得冰铜、底渣和烟气;所述辅料为石英石和石灰石;
S2 将冰铜和辅料在空气气氛中进行顶吹吹炼获得粗铜、烟气和吹炼渣;所述辅料为石灰石;
S3 将粗铜与碳酸盐在空气气氛下进行精炼，结束后，通入六氟化硫气体在空气气氛下进行反应，反应结束后通入甲烷气体在惰性气氛下进行还原，获得铜阳极板。
[0009]具体地，复杂金精矿中含有金精矿、银精矿和铜精矿，还可含有黄铜矿、黄铁矿中的一种或两种;其中，铜精矿中含有CuS、Fe3O4、FeS2、CuFeS2，黄铜矿中含有CuFeS2;黄铁矿中含有FeS2;金精矿和银精矿中含有FeS2、CuFeS2以及SiO2。
[0010]更具体地，复杂金精矿主要含量：Au含量15~100g/t，Ag含量100~500g/t，Cu含量9.0wt%~25wt%，S含量20wt%~35wt%，Fe含量20wt%~35wt%，As含量≤5.0wt%，Sb含量≤4.0wt%，Bi含量≤3.0wt%，Te含量≤1.0wt%，Pd含量0.02~5g/t，Pt含量0.02~5g/t。
[0011]本发明的反应机理如下：
本发明为回收复杂金精矿中的有价元素，将复杂金精矿依次进行底吹熔炼以及顶吹吹炼;随后将获得的粗铜先在碳酸盐与氧气的参与下进行精炼，初步氧化脱除砷和锑，其中的砷、锑与碱性熔剂反应生成不溶于铜的砷酸盐和锑酸盐通过扒渣除去;然后再次通入六氟化硫气体进行反应，进一步氧化除去砷和锑，特别是除掉铋;最后利用甲烷气体将其中的氧化亚铜还原为铜单质，经浇铸获得铜阳极板。
[0012]在步骤S1中，复杂金精矿和辅料在高温环境下与鼓入炉内的富氧空气发生物理化学反应，生成冰铜、底渣和烟气。主要反应为：
FeS2→FeS+S;
S+O2→SO2;
4CuFeS2+5O2→2(Cu2S·FeS)+2FeO+4SO2;
2CuS+O2→Cu2S+SO2;
2FeS+3O2→2FeO+2SO2;
2FeO+SiO2→2FeO·SiO2;
FeS+3Fe3O4+5SiO2→5(2FeO·SiO2)+SO2;
CaCO3→CaO+CO2。
[0013]复杂金精矿中的杂质元素含量较多，包括砷、锑、铋等，其中的砷元素在熔炼过程中对炉体的腐蚀尤为严重;本发明通过控制熔炼过程中的工艺流程并配以底吹熔炼，使得砷元素大部分以气态形式进入烟气，最终以三氧化二砷形式得到回收。优选地，步骤S1中，底吹熔炼温度为1150℃~1250℃，复杂金精矿中S/Cu质量比≥1.3;控制S/Cu质量比一方面是为了S燃烧放热提供热量，矿粉熔化发生物理化学反应，另一方面是为了生成冰铜。优选地，底吹熔炼过程中，采用连续进料，每隔25~35min放底渣一次，每隔1.3~1.6h放冰铜一次。优选地，步骤S1中，辅料石英石、石灰石的用量分别以底渣中SiO2、CaO计，底渣中Fe/SiO2的质量比为(1.2~2.0):1，底渣中CaO/SiO2的质量比为(0.12~0.16):1;石英石用于造渣，石灰石反应生成的CaO用以调整底渣的粘度和流动性。
[0014]其中，冰铜品位为45wt%~75wt%，冰铜中含砷≤0.35wt%，底渣中含铜≤4.0wt%。
[0015]优选地，步骤S1中，富氧空气的氧气体积分数为70%~85%。
[0016]其中，步骤S1中，底渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可返回步骤S1中进行底吹熔炼。
[0017]其中，步骤S1中，烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统、砷回收系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰、三氧化二砷以及硫酸，锅炉灰可返回步骤S1中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金。
[0018]在步骤S2中，冰铜和辅料在高温环境下与鼓入炉内的空气发生物理化学反应获得粗铜、烟气和吹炼渣。主要反应为：
CaCO3→CaO+CO2;
3FeS+5O2→Fe3O4+3SO2;
4FeS+7O2→2Fe2O3+4SO2;
2CaO+Fe2O3→2CaO·Fe2O3;
2Cu2S+3O2→2Cu2O+2SO2;
Cu2S+2Cu2O→6Cu+SO2。
[0019]优选地，步骤S2中，顶吹吹炼温度为1150℃~1250℃;顶吹吹炼过程中，间隔1.3~1.6h进料一次，每隔3.5~4.5h放吹炼渣一次，每隔7.5~8.5h放粗铜一次。
[0020]优选地，步骤S2中，辅料石灰石的用量以吹炼渣中CaO计，吹炼渣中CaO/Fe2O3的质量比为(0.8~1.0):1;石灰石反应生成的CaO用以造渣。
[0021]其中，粗铜品位≥96.5wt%，吹炼渣中含铜≤4.5wt%。
[0022]其中，步骤S2中，烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰以及硫酸;锅炉灰可返回步骤S1中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金。
[0023]其中，步骤S2中，吹炼渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可返回步骤S1中进行底吹熔炼。
[0024]在步骤S3中，对粗铜进行两步氧化脱杂及还原以去除粗铜中含有的砷、锑、铋，避免砷、锑、铋元素富集在铜阳极板中生成高砷锑铋铜阳极板以致在后续电解过程中产生“钝化”现象;优选地，所述碳酸盐为碳酸钠或碳酸钾，更优选地，所述碳酸盐为碳酸钠;主要反应为：
4Cu3As+5O2+2Na2CO3→2(Na2O·As2O5)+2CO2+12Cu;
4Cu3Sb+5O2+2Na2CO3→2(Na2O·Sb2O5)+2CO2+12Cu;
2Cu3As+O2+SF6→2AsF3+SO2+6Cu;
2Cu3Sb+O2+SF6→2SbF3+SO2+6Cu;
2Bi2O3+2SF6→4BiF3+2SO2+O2;
4Cu2O+CH4→8Cu+CO2+2H2O。
[0025]优选地，步骤S3中，碳酸盐与粗铜中砷、锑总量的质量比为(1.5~5.0):1，精炼温度为1150~1200℃，精炼时间为4~6h;六氟化硫与粗铜中铋总量的质量比为(0.4~1.0):1，反应时间为2~4h，反应温度为1150~1200℃;甲烷与粗铜中铜总量的摩尔比为(1~2):4，还原温度为1200~1300℃，还原时间为2~4h。
[0026]其中，铜阳极板中As含量≤0.1wt%，Sb含量≤0.1wt%，Bi含量<0.01wt%。
[0027]进一步，步骤S3中，在精炼结束后经扒渣可获得炉渣，炉渣可返回步骤S2中进行顶吹吹炼。
[0028]进一步，将步骤S3中的铜阳极板电解获得阴极铜和铜阳极泥，并将铜阳极泥返回稀贵回收系统回收金、银、碲、铋、钯、铂以及三氧化二锑。
[0029]本发明的有益效果如下：
本发明通过底吹熔炼、顶吹吹炼将复杂金精矿中的砷、铁与其中的铜、金、银等元素分离，后者共同以粗铜形式存在;后续通过两步氧化脱杂除去粗铜中的砷、锑、铋，避免了复杂金精矿中的砷、锑、铋元素随熔炼精炼富集在铜阳极板中进而导致铜阳极板在后续电解过程中产生“钝化”现象;并且本发明的回收方法工艺简单且回收率高。
附图说明
[0030]图1为具体实施方式中复杂金精矿多元素综合回收的方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0031]以下结合实例对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。下述实施例中所使用的实验方法如无特殊说明，均为常规方法。下述实施例中所用的材料、试剂等，如无特殊说明，均可从商业途径获取。
实施例1
[0032]复杂金精矿多元素综合回收的方法，其中，
复杂金精矿中含有黄铜矿、黄铁矿、金精矿、银精矿和铜精矿;复杂金精矿主要含量为Au含量15.21g/t，Ag含量101.24g/t，Cu含量24.58wt%，S含量34.25wt%，Fe含量20.58wt%，As含量0.25wt%，Sb含量0.14wt%，Bi含量0.57wt%，Te含量0.14wt%，Pd含量0.02g/t，Pt含量0.02g/t;其中，复杂金精矿中S/Cu质量比为1.39。
[0033]包括如下步骤：
S1 将复杂金精矿、石英石和石灰石混合后通过皮带连续输送到底吹炉内，持续通过底部喷枪向炉内鼓入氧气体积分数为85%的富氧空气，在1150℃下进行连续底吹熔炼，每隔25min从放渣口放底渣一次，底渣可从放渣口自动流出，每隔1.3h从放铜口放冰铜一次，冰铜可从放铜口自动流出;其中，冰铜品位为45.21wt%，冰铜中含砷0.20wt%，底渣中含铜3.95wt%;采用X荧光光谱仪分别检测底渣中的总Si、Ca元素含量，并将其换算为SiO2、CaO质量，底渣中Fe/SiO2质量比为1.2:1，底渣中CaO/SiO2质量比为0.12:1;底吹熔炼过程中获得的烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统、砷回收系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰、三氧化二砷以及硫酸，并将锅炉灰送往底吹炉中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金，在余热回收系统获得的蒸汽可利用其余热进行发电;底渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可送往底吹炉中进行底吹熔炼;
S2 将步骤S1获得的冰铜和石灰石混合后通过溜槽直接流入顶吹炉内，每隔1.3h进料一次，并持续通过顶部喷枪向炉内鼓入空气，在1150℃下进行顶吹吹炼，每隔3.5h从放渣口放吹炼渣一次，吹炼渣可从放渣口自动流出，每隔7.5h从放铜口放粗铜一次，粗铜可从放铜口自动流出;其中粗铜品位为96.65wt%，吹炼渣中含铜4.48wt%;采用X荧光光谱仪分别检测吹炼渣中的总Ca、Fe元素含量，并将其换算为CaO、Fe2O3质量，吹炼渣中CaO/Fe2O3质量比为0.9:1;顶吹吹炼过程中获得的烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰以及硫酸，并将锅炉灰送往底吹炉中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金，在余热回收系统获得的蒸汽可利用其余热进行发电;吹炼渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可送往底吹炉中进行底吹熔炼;
S3 将步骤S2获得的粗铜转移至阳极炉内，按照碳酸钠与粗铜中砷、锑总量的质量比为1.5:1的比例加入碳酸钠，持续鼓入空气，在1150℃下精炼4h，结束后经扒渣获得炉渣，炉渣返回步骤S2中进行顶吹吹炼;然后按照六氟化硫与粗铜中铋总量的质量比为0.4:1的比例通入六氟化硫气体，在空气气氛下于1150℃反应2h;反应结束后，按照甲烷与粗铜中铜的摩尔比1:4通入甲烷气体，在1200℃下氮气气氛中还原4h，最后经浇铸获得铜阳极板;将铜阳极板送往电解系统电解获得阴极铜和铜阳极泥，并将铜阳极泥返回稀贵回收系统回收得到金锭、银锭、碲锭、铋锭、海绵钯、海绵铂以及三氧化二锑。
实施例2
[0034]复杂金精矿多元素综合回收的方法，其中，
复杂金精矿中含有黄铜矿、黄铁矿、金精矿、银精矿和铜精矿;复杂金精矿主要含量为Au含量99.84g/t，Ag含量499.21g/t，Cu含量9.21wt%，S含量20.47wt%，Fe含量34.27wt%，As含量4.81wt%，Sb含量3.87wt%，Bi含量2.54wt%，Te含量0.94wt%，Pd含量4.85g/t，Pt含量4.97g/t;其中，复杂金精矿中S/Cu质量比为2.22。
[0035]包括如下步骤：
S1 将复杂金精矿、石英石和石灰石混合后通过皮带连续输送到底吹炉内，持续通过底部喷枪向炉内鼓入氧气体积分数为70%的富氧空气，在1250℃下进行连续底吹熔炼，每隔35min从放渣口放底渣一次，底渣可从放渣口自动流出，每隔1.6h从放铜口放冰铜一次，冰铜可从放铜口自动流出;其中，冰铜品位为74.65wt%，冰铜中含砷0.35wt%，底渣中含铜3.24wt%;采用X荧光光谱仪分别检测底渣中的总Si、Ca元素含量，并将其换算为SiO2、CaO质量，底渣中Fe/SiO2质量比为2.0:1，底渣中CaO/SiO2质量比为0.16:1;底吹熔炼过程中获得的烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统、砷回收系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰、三氧化二砷以及硫酸，并将锅炉灰送往底吹炉中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金，在余热回收系统获得的蒸汽可利用其余热进行发电;底渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可送往底吹炉中进行底吹熔炼;
S2 将步骤S1获得的冰铜和石灰石混合后通过溜槽直接流入顶吹炉内，每隔1.6h进料一次，并持续通过顶部喷枪向炉内鼓入空气，在1250℃下进行顶吹吹炼，每隔4.5h从放渣口放吹炼渣一次，吹炼渣可从放渣口自动流出，每隔8.5h从放铜口放粗铜一次，粗铜可从放铜口自动流出;其中粗铜品位为97.24wt%，吹炼渣中含铜3.58wt%;采用X荧光光谱仪分别检测吹炼渣中的总Ca、Fe元素含量，并将其换算为CaO、Fe2O3质量，吹炼渣中CaO/Fe2O3质量比为0.8:1;顶吹吹炼过程中获得的烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰以及硫酸，并将锅炉灰送往底吹炉中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金，在余热回收系统获得的蒸汽可利用其余热进行发电;吹炼渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可送往底吹炉中进行底吹熔炼;
S3 将步骤S2获得的粗铜转移至阳极炉内，按照碳酸钠与粗铜中砷、锑总量的质量比为5.0:1的比例加入碳酸钠，持续鼓入空气，在1200℃下精炼6h，结束后经扒渣获得炉渣，炉渣返回步骤S2中进行顶吹吹炼;然后按照六氟化硫与粗铜中铋总量的质量比为1.0:1的比例通入六氟化硫气体，在空气气氛下于1200℃反应4h;反应结束后，按照甲烷与粗铜中铜的摩尔比2:4通入甲烷气体，在1250℃下氮气气氛中还原2h，最后经浇铸获得铜阳极板;将铜阳极板送往电解系统电解获得阴极铜和铜阳极泥，并将铜阳极泥返回稀贵回收系统回收得到金锭、银锭、碲锭、铋锭、海绵钯、海绵铂以及三氧化二锑。
实施例3
[0036]复杂金精矿多元素综合回收的方法，其中，
复杂金精矿中含有黄铜矿、黄铁矿、金精矿、银精矿和铜精矿;复杂金精矿主要含量为Au含量60.21g/t，Ag含量280.14g/t，Cu含量14.21wt%，S含量26.57wt%，Fe含量29.32wt%，As含量2.31wt%，Sb含量1.58wt%，Bi含量1.74wt%，Te含量0.54wt%，Pd含量1.21g/t，Pt含量1.09g/t;其中，复杂金精矿中S/Cu质量比为1.87。
[0037]包括如下步骤：
S1 将复杂金精矿和、石英石和石灰石混合后通过皮带连续输送到底吹炉内，持续通过底部喷枪向炉内鼓入氧气体积分数为78.25%的富氧空气，在1200℃下进行连续底吹熔炼，每隔30min从放渣口放底渣一次，底渣可从放渣口自动流出，每隔1.5h从放铜口放冰铜一次，冰铜可从放铜口自动流出;其中，冰铜品位为58.24wt%，冰铜中含砷0.15wt%，底渣中含铜3.87wt%;采用X荧光光谱仪分别检测底渣中的总Si、Ca元素含量，并将其换算为SiO2、CaO质量，底渣中Fe/SiO2质量比为1.6:1，底渣中CaO/SiO2质量比为0.14:1;底吹熔炼过程中获得的烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统、砷回收系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰、三氧化二砷以及硫酸，并将锅炉灰送往底吹炉中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金，在余热回收系统获得的蒸汽可利用其余热进行发电;底渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可送往底吹炉中进行底吹熔炼;
S2 将步骤S1获得的冰铜和石灰石混合后通过溜槽直接流入顶吹炉内，每隔1.5h进料一次，并持续通过顶部喷枪向炉内鼓入空气，在1200℃下进行顶吹吹炼，每隔4.0h从放渣口放吹炼渣一次，吹炼渣可从放渣口自动流出，每隔8.0h从放铜口放粗铜一次，粗铜可从放铜口自动流出;其中粗铜品位为97.29wt%，吹炼渣中含铜3.69wt%;采用X荧光光谱仪分别检测吹炼渣中的总Ca、Fe元素含量，并将其换算为CaO、Fe2O3质量，吹炼渣中CaO/Fe2O3质量比为1:1;顶吹吹炼过程中获得的烟气依次返回余热回收系统、电除尘系统以及硫酸回收系统回收锅炉灰、电除尘灰以及硫酸，并将锅炉灰送往底吹炉中进行底吹熔炼，电除尘灰送往烟尘回收系统回收得到砷铁合金，在余热回收系统获得的蒸汽可利用其余热进行发电;吹炼渣返回渣选系统回收铜精矿和铁精粉，铜精矿可送往底吹炉中进行底吹熔炼;
S3 将步骤S2获得的粗铜转移至阳极炉内，按照碳酸钠与粗铜中砷、锑总量的质量比为2.5:1的比例加入碳酸钠，持续鼓入空气，在1175℃下精炼5h，结束后经扒渣获得炉渣，炉渣返回步骤S2中进行顶吹吹炼;然后按照六氟化硫与粗铜中铋总量的质量比为0.6:1的比例通入六氟化硫气体，在空气气氛下于1175℃反应3h;反应结束后，按照甲烷与粗铜中铜的摩尔比1.5:4通入甲烷气体，在1300℃下氮气气氛中还原3h，最后经浇铸获得铜阳极板;将铜阳极板送往电解系统电解获得阴极铜和铜阳极泥，并将铜阳极泥返回稀贵回收系统回收得到金锭、银锭、碲锭、铋锭、海绵钯、海绵铂以及三氧化二锑。
对比例1
[0038]具体步骤参见实施例1，区别在于：步骤S3中不加入碳酸钠。
对比例2
[0039]具体步骤参见实施例1，区别在于：步骤S3中不通入六氟化硫气体。
测试
[0040]检测实施例1~3与对比例1~2获得的铜阳极板中的砷、锑、铋含量，结果如表1所示;计算实施例1~3与对比例1~2中各有价金属的回收率，结果如表2所示。
[0042]表1 铜阳极板中的砷、锑、铋含量
含量(wt%)实施例1实施例2实施例3对比例1对比例2As0.0970.0890.0940.120.14Sb0.0810.0920.0780.110.13Bi0.0050.0080.0060.0100.16
[0043]表2 有价金属的回收率
总回收率(%)实施例1实施例2实施例3对比例1对比例2Au98.5898.5798.5998.6998.57Ag98.6198.5998.6498.5498.61Cu98.5298.5798.5195.3695.02Te85.6585.3485.9485.2186.21Pd88.6889.2488.7488.6988.27Pt89.2489.1788.9589.0188.65Bi92.1591.8792.0291.5991.26Sb93.2594.2193.8893.5893.61
如表1和表2所示，在复杂金精矿冶炼粗铜精炼过程中加入碳酸钠和六氟化硫作为除杂剂后，实施例1~3获得的铜阳极板中的砷、锑、铋含量明显比对比例1~2含量低，并且实施例1~3的铜回收率明显比对比例1~2铜回收率高，均高3%以上，说明以碳酸钠和六氟化硫作为除杂剂，在复杂金精矿冶炼精炼过程中可以有效提高杂质元素砷、锑、铋的脱除率。
[0044]以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
