CN101886154B - 一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法 - Google Patents
一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101886154B CN101886154B CN2010102161334A CN201010216133A CN101886154B CN 101886154 B CN101886154 B CN 101886154B CN 2010102161334 A CN2010102161334 A CN 2010102161334A CN 201010216133 A CN201010216133 A CN 201010216133A CN 101886154 B CN101886154 B CN 101886154B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- iron
- copper
- additive
- cao
- iron ore
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 290
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 139
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 118
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 114
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 112
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 51
- 230000009467 reduction Effects 0.000 title claims abstract description 46
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 33
- 238000002844 melting Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 230000008018 melting Effects 0.000 title claims abstract description 22
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 52
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims abstract description 51
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims abstract description 37
- 239000007921 spray Substances 0.000 claims abstract description 18
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 17
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 16
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 9
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 claims abstract description 3
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 claims description 67
- 239000002956 ash Substances 0.000 claims description 67
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N nitrogen Substances N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 19
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 17
- 230000004927 fusion Effects 0.000 claims description 13
- 229910004261 CaF 2 Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 9
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 8
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 claims description 8
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 claims description 6
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 claims description 5
- 238000002347 injection Methods 0.000 claims description 5
- 239000007924 injection Substances 0.000 claims description 5
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 4
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 3
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 claims description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000013467 fragmentation Methods 0.000 claims 1
- 238000006062 fragmentation reaction Methods 0.000 claims 1
- QJGQUHMNIGDVPM-UHFFFAOYSA-N nitrogen group Chemical group [N] QJGQUHMNIGDVPM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 claims 1
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 abstract description 54
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 11
- 238000007865 diluting Methods 0.000 abstract description 4
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 abstract description 2
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 2
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 2
- 229910001634 calcium fluoride Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 abstract 2
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 235000010216 calcium carbonate Nutrition 0.000 abstract 1
- 230000001808 coupling effect Effects 0.000 abstract 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 abstract 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 17
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 13
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 10
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 9
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000008878 coupling Effects 0.000 description 4
- 238000010168 coupling process Methods 0.000 description 4
- 238000005859 coupling reaction Methods 0.000 description 4
- 229910001873 dinitrogen Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052840 fayalite Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 4
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 230000009471 action Effects 0.000 description 2
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 2
- 235000019634 flavors Nutrition 0.000 description 2
- 238000009413 insulation Methods 0.000 description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 description 2
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical group [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001062472 Stokellia anisodon Species 0.000 description 1
- 229910000928 Yellow copper Inorganic materials 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 239000008280 blood Substances 0.000 description 1
- 210000004369 blood Anatomy 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 230000001684 chronic effect Effects 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000005336 cracking Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000007499 fusion processing Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 230000008676 import Effects 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 238000005649 metathesis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 1
- 230000000153 supplemental effect Effects 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法，含有以下工艺步骤：高温熔融铜渣先置于还原炉内，一定量的造渣剂CaO、CaCO3等磨碎至一定粒度，加入至还原炉，充分熔融后，熔池静置10min。铁矿石、定量添加剂CaF2、CaO分别磨碎至一定粒度后均匀混合，加入至还原炉并升高炉温至1600℃-1700℃，炉内物料完全熔融后熔池静置20min。还原剂煤破碎至一定粒度，以惰性气体为载气将其用喷枪喷入到熔池中，铜渣、铁矿石的混合熔融还原反应开始发生。本发明充分利用了铜渣、铁矿石及添加剂之间各组分的相互耦合作用及铁矿石还原所得铁水对铜渣还原所得铁水中高铜含量的稀释作用，大大降低了单方面铜渣熔融还原所得铁水中的铜较高的缺点，且适用性较为广泛。
Description
技术领域
本发明涉及一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法，属于资源与环境领域。
背景技术
近几年中国钢铁工业发展的速度很快，我国的钢铁工业在世界上的钢铁产业中占有举足轻重的地位，十多年来其钢铁生产总量在全球各国的钢铁产业中一直占据首位。但是，我国的铁矿石资源状况远远不能满足钢铁产业的需求，且资源分布具有以下特点：一是贫矿多，贫矿储量占总储量的80％；二是多元素共生的复合矿石较多；三是我国铁矿石资源缺乏，品位低，且全国钢企产能巨大，需求量逐年上升，进口依存度日趋增大，但我国对进口铁矿石却没有定价权，近几年铁矿石价格飞涨，直接导致了炼铁成本的剧增，削弱了钢铁产业的利润空间，严重影响了中国钢铁产业的发展。
因此，寻找一种铁矿石的补充资源作为炼铁原料不失为解决中国铁矿石资源长期短缺的一个有效的解决方式。
据统计，生产一吨铜产生2.2吨的铜渣，中国2007年的铜产量为350万吨，相应的产出铜渣的量770万吨，2008年中国的铜产量约为371万吨，经计算产出铜渣的量为816万吨。铜渣中约含有40％的铁，在这数量巨大的铜渣中含有具有相当回收价值的铁。
铁在铜冶金渣中主要以2FeO·SiO2(铁橄榄石)和Fe3O4(磁铁矿)的形式存在，铜在铜冶金渣中主要以黄铜矿CuFeS2和冰铜Cu2S的形式存在，元素铜的质量百分含量大约为0.74％。目前对从铜渣中回收富集铁的研究主要有两种方法：
第一：将铜渣在非熔融状态下对其进行氧化焙烧，将铜渣中主要以2FeO·SiO2(铁橄榄石)形式存在的铁转变为主要以Fe3O4(磁铁矿)形式存在的铁，其后对焙烧铜渣进行破碎磁选，将富铁相和其余渣相分离，达到富集铁的目的。有关文献证明，通过此方法回收铜渣中的铁，能使渣中铁在磁铁矿中的富集度达到85％以上，但此种方法存在以下缺点：
1、将水淬铜渣冷却后再高温氧化焙烧，过程中造成了热量的浪费。铜渣的出炉温度为1150℃-1250℃，铜渣的比热容大约为1.1kJ·kg-1·k-1，经计算将铜渣由出炉温度冷却到室温25℃时，我国铜熔融还原厂2008年损失的热量大约为：1.1×1013-1.2×1013kJ，将发热量进行经济衡算，按照标煤的热值：29271.2kJ·kg-1计算，结合目前标煤的价格，每年我国因铜渣的热量损失而造成的经济损失至少为2.1亿人民币，将之推广至世界范围，其经济损失更为巨大；
2、通过氧化焙烧-破碎磁选工艺，将铁富集在磁铁矿中，此工艺存在铁回收率低、后续处理工艺复杂的缺点。有关文献证实，通过此工艺回收铜渣中的铁，其回收率最高保持在85％左右，且富集的铁集中在磁铁矿中，对其进行还原炼铁，需再将其投入高炉中进行炼铁，整个过程程序过于复杂。
第二：借鉴熔融还原炼铁的思想，将铜渣中主要以2FeO·SiO2(铁橄榄石)和Fe3O4(磁铁矿)形式存在的铁利用还原剂直接熔融还原为金属铁，在熔融状态下实现渣铁分离的回收铜渣中铁的工艺。此工艺虽然流程较为简单，达到了一定的节能效果。但此工艺存在着铜渣熔融还原后所得铁水中铜过高(平均铜含量高于1.5％)的缺点，而若铁中铜含量高于0.2％，则会对铁的质量带来较为严重的危害，易产生铜脆现象。
发明内容
本发明的目的是提供一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法。它充分利用了铜渣、铁矿石及添加剂之间各组分的相互耦合作用及铁矿石还原所得铁水对铜渣还原所得铁水中高铜浓度的稀释作用，大大降低了单方面铜渣熔融还原所得铁水中的铜含量较高的缺点，为以后铜渣中铁资源的有效回收利用提供新方法。
本发明的技术方案工艺步骤是：
高温熔融铜渣先置于还原炉内，将一定的造渣剂CaO、CaCO3等磨碎至一定粒度后加入至还原炉内，其充分熔融后静置10min，此后将铁矿石及定量添加剂CaF2、CaO分别磨碎至一定粒度后均匀混合，加入至还原炉内，升高炉温至1600℃-1700℃。炉内物料处于完全熔融状态时，将还原剂煤破碎至一定粒度，以惰性气体为载气将其用喷枪喷入到熔池中，铜渣、铁矿石的混合熔融还原熔融还原反应开始发生。一段时间后，铁的熔融还原反应基本完成。熔池静置，待渣铁完全分离，高温低铜铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出。另高温烟气经二次燃烧室后通过余热锅炉进行余热回收，此后通过旋风收尘对其进行除尘处理，最后通过洗涤装置除去烟气中所含二氧化硫、氮氧化物等有害气体，达到排空要求后，排入大气。
本发明上述工艺步骤中的具体工艺参数为：(1)所喷吹气体是氮气、氩气等惰性气体，喷吹压力为0.5MPa～1.5MPa；(2)添加剂分为两个步骤添加，第一步骤，铜渣在还原炉内完全处于熔融状态时，将添加剂一加入到熔池中，添加剂一为CaO、CaCO3等；第二步骤，添加剂一与还原炉内铜渣充分进行熔融反应熔池静置10min后，将铁矿石和添加剂二分别磨碎至一定粒度并均匀混合后加入到还原炉内，添加剂二为CaO、CaF2两者混合物；(3)混合熔融还原过程中，铜渣与铁矿石的物料配比应满足
(4)各种添加剂、煤及铁矿石的破碎粒度为0.4mm～3.5mm；(5)添加剂的加入量按种类及加入次序应满足以下关系：添加剂一：CaO、CaCO3或其两者混合物，其加入量应满足以下关系式，
添加剂二：CaO-CaF2，其中CaO的添加质量
应满足如下碱度关系式：
添加剂二中CaF2的质量百分含量为11.2％-14.9％；(6)煤的喷出量满足其中固定碳质量mC与熔池中的全铁含量mFe满足
(7)熔融还原过程中反应炉温保持在1600℃～1700℃。
上述各符号中，
指添加剂一中、铜渣中所含的CaO的物质的量；nFeO指铜渣中所含的FeO的物质的量；
m铜渣、m铁矿石分别指铜渣和铁矿石的添加质量；
指铁矿石中所含CaO、MgO、SiO2的质量；
本发明的熔炼过程如下：
高温铜渣先置于还原炉内，其完全处于熔融状态时，将添加剂一CaO或CaCO3或CaO、CaCO3两者混合物磨碎至粒度为0.4mm～3.5mm，加入到反应熔池中，进行熔融状态下CaO对铜渣中2FeO·SiO2里(FeO)的置换作用。待添加剂一完全处于熔融状态并将熔池静置10min后，将所配加铁矿石和添加剂二CaF2、CaO等分别磨碎至一定粒度并均匀混合后，加入到还原炉内。静置一段时间，使铜渣、铁矿石、及添加剂各组分充分发生耦合作用。炉内物料处于熔融状态，将喷枪插入熔池至一定深度进行喷煤工艺，喷煤结束后将喷枪位置下移至某特定深度继续向熔池中鼓入惰性气体氮气、氩气等，改善反应动力学条件。一段时间后，铁的还原反应基本完成。熔池静置，待渣铁完全分离，高温低铜铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出。另高温烟气经二次燃烧室后通过余热锅炉进行余热回收，此后通过旋风收尘对其进行除尘处理，最后通过洗涤装置除去烟气中所含二氧化硫、氮氧化物等有害气体，达到排空要求后，排入大气。
以添加剂一CaO-CaCO3、添加剂二CaO-CaF2为例，添加剂一加入熔池后有如下反应：
CaCO3＝CaO+CO2 (1)
2FeO·SiO2(s)+2CaO(s)＝2CaO·SiO2(s)+2FeO(s) (2)
添加剂中组分CaCO3加入到熔池以后，其发生分解反应，产生的CO2气体在上浮过程中对熔池有较强的搅拌作用，促进了添加剂在熔池中的熔融和反应(2)的发生，反应(2)中添加剂CaO将FeO从络合物2FeO·SiO2(铁橄榄石)置换出来，提高了FeO参与后续熔融还原反应的活度，同时一定造渣剂的加入亦降低了渣的粘度，改善了渣的流动性，优化了FeO参与还原反应的动力学条件。待添加剂一完全处于熔融状态并将熔池静置一段时间后，将所配加铁矿石和添加剂二CaF2-CaO分别磨碎至一定粒度并均匀混合后，加入到还原炉内。添加剂二加入到还原炉后，由于铁矿石的主要含铁组分为Fe2O3、Fe3O4，其加入到熔池以后熔池中流体的粘度瞬间变大，而CaF2的加入，其分解出的氟离子可以破坏2CaO·SiO2等硅酸盐赖以结合的化学键，使之离解成简单离子，降低渣的粘度，有利于后续熔融还原反应的进行。炉内物料处于熔融状态并静置一段时间后，将喷枪插入熔池至一定深度进行喷煤工艺，在煤的还原作用下，有如下反应发生：
[C]+Fe3O4＝(FeO)+CO (3)
[C]+(FeO)＝[Fe]+CO (4)
[C]+(Fe2O3)＝[Fe]+CO (5)
CO+(FeO)＝[Fe]+CO2 (6)
CO2+[C]＝2CO (7)
产生的气体从渣层中逸出，引起熔池的扰动；熔池的剧烈扰动增大了炉渣层和还原剂与渣层上方高温区域的接触，强化了熔融铜渣还原动力学条件。生成的铁水由于自身的重力且比渣的密度大迅速沉降到熔池底部，厚厚的高温渣覆盖在铁水熔池的上部，从而使还原出的铁水避免了再次被氧化的可能，同时也对熔池起到了保温作用，实现了渣铁分离，随着反应的不断进行，间歇提高惰性气体搅拌抢的位置，使之对熔池的搅拌达到最佳。反应完成后，将熔融还原出的高温铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出。
本发明的有益效果：
本发明的目的是提供一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法。它充分利用了铜渣、铁矿石及添加剂之间各组分的相互耦合作用及铁矿石还原所得铁水对铜渣还原所得铁水中高铜浓度的稀释作用，克服了单方面铜渣熔融还原所得铁水中的铜浓度较高的缺点，此工艺具有以下优点：
1)通过铜渣与铁矿石的混合熔融还原，设定铜渣与铁矿石的物料配比，利用了铜渣、铁矿石及添加剂之间各组分的相互耦合作用及铁矿石还原所得铁水对铜渣还原所得铁水中高铜浓度的稀释作用，克服了单方面铜渣熔融还原所得铁水中的铜浓度较高的缺点；
2)反应过程中，按照一定的次序向铜渣中添加特定的造渣剂，提高了铜渣中铁参与还原反应的活度，并通过降低反应中熔渣粘度的方式改善熔融还原反应发生的动力学条件，促进了铁熔融还原反应的发生；
3)还原剂煤通过喷枪的惰性气体载入方式加入到熔池中，一方面将煤直接加入到熔池液面以下，避免了与空气中氧的接触，从而减少了由于煤的燃烧而带来的煤损；另一方面，借助惰性气体对熔池的搅拌作用，改善还原发生的动力学条件，促进铁还原率和煤的利用效率的提高；
4)此工艺适用性较为广泛，此技术可间接推广到有色冶金渣和铁矿石的混合熔融还原，实现铁资源的有效回收。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图以实例进一步说明本发明的实质内容，但本发明的内容并不限于此。
实施例1
还原炉内铜渣(铜渣中各组分的质量百分含量为：FeO＝49.6％，Fe3O4＝5.1％，CaO＝2.72％，SiO2＝28.23％)处于完全熔融状态时，将添加剂一CaO研磨至粒度0.4mm左右(造渣剂CaO的加入量满足
加入到熔池内，其完全熔融后，熔池静置10min。期间将所配加铁矿石和第二批添加剂CaF2、CaO等分别磨碎至0.9mm并均匀混合(其中CaO的添加质量
应满足如下碱度关系式：
添加剂二中CaF2的质量百分含量为12.8％)，加入到还原炉内。静置20min，使铜渣、铁矿石、及添加剂各组分充分发生耦合作用。炉内物料处于完全熔融状态，将喷枪插入熔池深度0.3倍处进行喷粉煤工艺(粉煤粒度为＜1mm)，喷煤量满足C/Fe＝1.5。喷煤结束后将喷枪位置下移至熔池深度0.42倍处，继续向熔池中鼓入惰性气体氮气，氮气的鼓入压力保持为0.7MPa)，改善反应动力学条件。喷煤工艺结束熔池保温40min，铁的还原反应基本完成。停止向熔池中鼓入氮气，熔池静置3h，渣和铁水完全分离，高温低铜铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出。反应过程中炉温保持为1700℃。所得铁水中Cu含量经分析为0.05％，远远低于铜脆现象发生的铁水中铜含量0.2％，符合我国对炼钢生铁的要求。
实施例2
还原炉内铜渣(铜渣中各组分的质量百分含量为：FeO＝48.5％，Fe3O4＝5.7％，CaO＝2.83％，SiO2＝28.62％)处于完全熔融状态时，将添加剂一CaO、CaCO3两者混合物研磨至粒度0.38mm左右(造渣剂CaO的加入量满足
CaCO3的量在添加剂一中是按照最后分解为CaO的量来衡量的。加入到熔池内，其完全熔融后，熔池静置10min。期间将所配加铁矿石和添加剂二CaF2、CaO分别磨碎至1.2mm并均匀混合(其中CaO的添加质量应满足如下碱度关系式：
添加剂二中CaF2的质量百分含量为11.7％)，加入到还原炉内。静置25min，使铜渣、铁矿石、及添加剂各组分充分发生耦合作用。炉内物料处于完全熔融状态，将喷枪插入熔池深度为0.32倍处进行喷粉煤工艺(粉煤粒度为＜1mm)，喷煤量满足C/Fe＝1.47。喷煤结束后将喷枪位置下移熔池深度为0.4倍处继续向熔池中鼓入惰性气体氮气，氮气的鼓入压力保持为0.8MPa，改善反应动力学条件。喷煤工艺结束42min后，铁的还原反应基本完成。停止向熔池中鼓入氮气，熔池静置3.5h，渣和铁水完全分离，高温低铜铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出。反应过程中炉温保持为1650℃。所得铁水中Cu含量经分析为0.047％，远远低于铜脆现象发生的铁水中铜含量0.2％，符合我国对炼钢生铁的要求。
实施例3
还原炉内铜渣(铜渣中各组分的质量百分含量为：FeO＝49.3％，Fe3O4＝6.2％，CaO＝2.79％，SiO2＝27.85％)处于完全熔融状态时，将添加剂一CaO研磨至粒度0.42mm左右(造渣剂CaO的加入量满足
加入到熔池内，其完全熔融后，熔池静置10min，期间将所配加铁矿石和添加剂二CaF2、CaO分别磨碎至0.37mm并均匀混合，加入到还原炉内(其中CaO的添加质量
应满足如下碱度关系式：
添加剂二中CaF2的质量百分含量为12％)。静置20min，使铜渣、铁矿石、及添加剂各组分充分发生耦合作用。炉内物料处于完全熔融状态，将喷枪插入熔池至熔池深度0.38倍处进行喷粉煤工艺(粉煤粒度为＜2mm)，喷煤量满足C/Fe＝1.5。喷煤结束后将喷枪位置下移至熔池深度0.41倍处继续向熔池中鼓入惰性气体氮气，氮气的鼓入压力保持为1.0MPa，改善反应动力学条件。喷煤工艺结束35min后，铁的还原反应基本完成。停止向熔池中鼓入氮气，熔池静置3.5h，渣和铁水完全分离，高温低铜铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出。反应过程中炉温保持为1680℃。所得铁水中Cu含量经分析为0.052％，远远低于铜脆现象发生的铁水中铜含量0.2％，符合我国对炼钢生铁的要求。
Claims (1)
1.一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法，其特征在于含有以下工艺步骤：将铜渣放于还原炉内处于完全熔融状态时，将添加剂一：CaO、CaCO3或其两者混合物磨碎加入至还原炉，熔池静置10min；此后，将铁矿石、添加剂二：CaF2、CaO分别磨碎并均匀混合，加入至还原炉并升高炉温至1600℃～1700℃，炉内物料完全熔融后熔池静置20min；之后，将还原剂煤破碎，以惰性气体为载气将其用喷枪喷入到熔池中；喷煤工艺结束后，喷枪位置下移至炉内特定深度，继续向熔池鼓入惰性气体，一段时间后，熔池静置，待渣铁完全分离，高温低铜铁水和炉渣分别由出铁口和出渣口放出；另高温烟气经二次燃烧室后通过余热锅炉进行余热回收，此后通过旋风收尘对其进行除尘处理洗涤；
所述惰性气体为氮气、氩气惰性气体，喷吹压力为0.5MPa～1.5MPa；铜渣与铁矿石的物料配比应满足
熔融还原过程中炉温保持在1600℃～1700℃；
所述的添加剂一、添加剂二、煤及铁矿石的破碎的粒度为0.4mm～3.5mm；添加剂一的加入量按种类及加入次序应满足以下关系：添加剂一：CaO、CaCO3或其两者混合物，其加入量应满足以下关系式，
添加剂二：CaO-CaF2，其中CaO的添加质量
应满足如下碱度关系式：
添加剂二中CaF2的质量百分含量为11.2％-14.9％，
上述各符号中，指添加剂一中、铜渣中所含的CaO的物质的量；nFeO指铜渣中所含的FeO的物质的量；
m铜渣、m铁矿石分别指铜渣和铁矿石的添加质量；
分别指添加剂一中、添加剂二中的CaO的质量；
所述的喷煤量满足以下关系式：其中mC指煤中固定碳质量，mFe指熔池中全铁含量；喷枪的插入深度：喷煤时，喷枪距熔渣液面高度为熔池深度的0.3～0.4倍，鼓入惰性气体对熔池进行搅拌时，喷枪距熔渣液面高度为熔池深度的0.35～0.43倍。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN2010102161334A CN101886154B (zh) | 2010-07-02 | 2010-07-02 | 一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN2010102161334A CN101886154B (zh) | 2010-07-02 | 2010-07-02 | 一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN101886154A CN101886154A (zh) | 2010-11-17 |
| CN101886154B true CN101886154B (zh) | 2012-06-20 |
Family
ID=43072244
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN2010102161334A Expired - Fee Related CN101886154B (zh) | 2010-07-02 | 2010-07-02 | 一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN101886154B (zh) |
Families Citing this family (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102417991B (zh) * | 2011-11-25 | 2016-02-24 | 昆明理工大学 | 铜渣熔融氧化氯化-还原回收铜并制得合格铁水的方法 |
| CN102952952B (zh) * | 2012-09-26 | 2014-08-20 | 东北大学 | 一种从冶炼铜渣中直接还原回收铜铁的方法 |
| CN103334014B (zh) * | 2013-07-23 | 2016-01-27 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 铜冶炼熔融炉渣贫化的方法 |
| CN106676281B (zh) * | 2017-03-15 | 2019-05-10 | 中南大学 | 一种铜冶炼熔融渣矿相重构综合回收铜、铁的工艺 |
| CN107653381B (zh) * | 2017-10-10 | 2021-12-21 | 东北大学 | 含锌与铁的熔渣熔融还原生产的方法 |
| CN107699700A (zh) * | 2017-10-10 | 2018-02-16 | 东北大学 | 一种由含镍冶炼熔渣回收有价组分的方法 |
| CN113502363A (zh) * | 2021-07-19 | 2021-10-15 | 秦皇岛新特科技有限公司 | 金属物料的还原方法 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4001011A (en) * | 1975-12-29 | 1977-01-04 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical recovery of iron from iron silicate slags |
| CN101591718A (zh) * | 2009-07-07 | 2009-12-02 | 吴道洪 | 直接还原-磨选处理铜渣及镍渣的炼铁方法 |
| CN101736112A (zh) * | 2009-12-25 | 2010-06-16 | 昆明理工大学 | 惰性气体喷吹从铜渣中熔融还原提铁的方法 |
Family Cites Families (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2007066350A1 (en) * | 2005-12-09 | 2007-06-14 | Council Of Scientific And Industrial Research | A process for recovery of iron from copper slag |
-
2010
- 2010-07-02 CN CN2010102161334A patent/CN101886154B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4001011A (en) * | 1975-12-29 | 1977-01-04 | Kennecott Copper Corporation | Pyrometallurgical recovery of iron from iron silicate slags |
| CN101591718A (zh) * | 2009-07-07 | 2009-12-02 | 吴道洪 | 直接还原-磨选处理铜渣及镍渣的炼铁方法 |
| CN101736112A (zh) * | 2009-12-25 | 2010-06-16 | 昆明理工大学 | 惰性气体喷吹从铜渣中熔融还原提铁的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN101886154A (zh) | 2010-11-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101886154B (zh) | 一种铜渣与铁矿石混合熔融还原制得低铜铁水的方法 | |
| CN101736112B (zh) | 惰性气体喷吹从铜渣中熔融还原提铁的方法 | |
| CN101713007B (zh) | 一种提钒尾渣深度还原直接生产海绵铁的工艺方法 | |
| CN101413055B (zh) | 一种由红土镍矿直接制取镍铁合金粉的工艺 | |
| CN102277462A (zh) | 一种钒钛磁铁矿综合利用的方法 | |
| CN108315559B (zh) | 一种钢铁厂含锌尘泥分离锌的方法 | |
| CN102839278B (zh) | 一种铁矿尾矿强磁预富集深度还原提铁方法 | |
| CN109536727B (zh) | 一种用粉煤灰碳热还原制备硅铁铝合金的方法 | |
| CN102424875B (zh) | 一种用硫酸烧渣制备海绵铁的方法 | |
| CN103243216B (zh) | 一种烧结矿及其生产方法 | |
| CN104141018A (zh) | 一种钢渣回收利用方法 | |
| CN101824505B (zh) | 一种铜渣熔融还原一步制得低硫铁水的方法 | |
| CN101643806B (zh) | 利用高磷低铁难选铁矿石生产铁水的方法 | |
| CN111088434B (zh) | 一种铅锌冶炼渣资源综合利用的方法 | |
| CN106755653A (zh) | 一种含稀土或铌熔渣冶金熔融还原生产的方法 | |
| CN102041400B (zh) | 一种利用低品位锰铁矿生产高锰硅合金的设备和工艺方法 | |
| CN103937960B (zh) | 一种含硼铁精矿的阶段还原方法 | |
| CN105238893B (zh) | 一种含钒固废配矿烧结‑高炉炼铁的方法 | |
| CN102417991B (zh) | 铜渣熔融氧化氯化-还原回收铜并制得合格铁水的方法 | |
| CN102766717A (zh) | 一种利用直接还原工艺处理高磷矿的方法 | |
| CN109897934B (zh) | 一种提高含磷钢渣中磷高效富集效果的方法 | |
| CN106755986A (zh) | 一种赤泥直接还原‑熔分处理工艺 | |
| CN111394588A (zh) | 处理提钒尾渣直接产出铁钒铬合金的方法及装置 | |
| CN109487086A (zh) | 有色金属熔炼和/或选矿尾渣资源化利用回收装置及方法 | |
| CN104846201A (zh) | 一种利用灰分中富含稀土的煤泥富集稀土并制备铁的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C14 | Grant of patent or utility model | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20120620 Termination date: 20150702 |
|
| EXPY | Termination of patent right or utility model |