CN104232925B

CN104232925B - 多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法

Info

Publication number: CN104232925B
Application number: CN201410520261.6A
Authority: CN
Inventors: 王富源; 张虎; 姚小龙; 李立清; 张晓峰; 曹佐英; 肖克
Original assignee: JIYUAN XINXIN INDUSTRIAL CO LTD; Central South University
Current assignee: JIYUAN XINXIN INDUSTRIAL CO LTD; Central South University
Priority date: 2014-09-30
Filing date: 2014-09-30
Publication date: 2016-03-09
Anticipated expiration: 2034-09-30
Also published as: CN104232925A

Abstract

本发明公开了一种多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法，包括按照铜精矿的含铜量、废杂铜的含铜量、黄铜矿精炼渣的含铜量的质量比为1∶0.30～0.45∶0.002～0.006进行配料，将铜精矿、废杂铜和黄铜矿精炼渣加入到熔炼炉中，并向熔炼炉中加入占铜精矿、废杂铜和黄铜矿精炼渣的总质量5％～19％的无烟煤，在富氧空气下熔炼生成白冰铜。本发明的方法投资规模小、能耗低、连续作业、可实现铜资源的循环利用。

Description

多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法

技术领域

本发明属于重有色冶金技术领域，涉及一种利用低品位铜矿熔炼白冰铜的方法，具体涉及一种多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法。

背景技术

金属铜的冶炼技术已有几千年的历史，发展至今日，铜已成为当今工业中仅次于钢铁、铝的第三大金属必需品。在现代铜冶炼工艺技术中，受经济指标、技术指标、环境指标等因素的影响，铜冶炼企业一方面要考虑以最少的生产成本最大限度的提高产量，另一方面，也要力求对环境的零污染。因此，其对铜冶炼工艺又提出了新的要求。

在铜冶炼过程中，白冰铜的生产是主要的冶炼工艺之一。提高白冰铜的品位，可以降低单位生产能耗，提高铜产出率，进而降低企业的生产成本。迄今为止，国内外很多企业已在富氧条件下生产出高品位的白冰铜。如美国犹他铜矿采用诺兰达法冶炼制得白冰铜品位可达65％～70％，奥斯麦特和艾萨法所产白冰铜品位在56％～62％之间，湖南水口山冶炼厂冶炼得到的白冰铜品位在67％以上等。然而，采用上述方法存在一定的缺陷：制得的白冰铜还渣量较高，部分生产工艺的烟尘率较高，设备比较复杂。

随着社会经济的发展，世界对于铜产品的需求日益加大，有限的资源使得铜矿石的供应日趋紧张，价格不断上涨。鉴于此，利用黄铜矿精炼渣、矿渣、废杂铜等低品位原料进行铜冶炼，从而实现资源循环利用已成为该行业发展的趋势。国内根据原料中含铜品位高低将冶炼方法分为三种：对于铜含量大于98％的高品位铜采用一步法直接加工成铜材；对于铜含量90％～98％左右的较高品位的原料采用火法熔炼-精炼处理；而对于铜含量小于90％的原料则采用熔炼-火法熔炼-精炼处理。除一步法处理高品位废杂铜的工艺和技术比较成熟外，其他较低品位的含铜原料处理技术都比较落后。特别是对于大部分的黄铜矿精炼渣、矿渣等原料，其铜含量只有百分之零点几至百分之几，大多还采用鼓风炉等淘汰落后的工艺设备进行处理，能耗高、投资成本大，而且会对环境产生严重的污染。

对黄铜矿精炼渣、矿渣、废杂铜等低品位的原料进行铜冶炼的技术，由于原料来源广，不同批次的原料中铜含量不一，在加料过程中加料量会因为这些差异而产生很大的不同，从而导致冶炼过程中的热力学性能不稳定，影响白冰铜的品位。因此，在冶炼过程中还需考虑物料平衡的问题。

对于多源复杂低品位铜矿的处理至今还没有一个有效的办法。国外有少数几家公司尝试对低品位铜矿进行处理，如德国的凯撒冶炼厂、美国柯麦柯厂、南阿斯顿厂等，但由于投资较大、能耗偏高、间歇作业、操作频繁、冶炼炉寿命短、渣含铜量高等缺点，这些处理技术至今还没有获得大范围的推广。因此，亟需寻求一种新的方法来处理低品位的铜矿。

发明内容

本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种投资规模小、能耗低、连续作业、可实现铜资源循环利用的多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案为一种多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法，包括以下步骤：按照铜精矿的含铜量、废杂铜的含铜量、黄铜矿精炼渣的含铜量的质量比为1∶0.30～0.45∶0.002～0.006进行配料，将铜精矿、废杂铜和黄铜矿精炼渣加入到熔炼炉中，并向熔炼炉中加入占铜精矿、废杂铜和黄铜矿精炼渣的总质量5％～19％的无烟煤，在富氧空气下熔炼生成白冰铜。

上述的方法中，优选的，所述熔炼过程中，所述熔炼炉的炉温控制在1130℃～1210℃。

上述的方法中，优选的，所述富氧空气中氧气的体积浓度为60％～95％。

上述的方法中，优选的，所述废杂铜的粒度控制在≤100mm，所述黄铜矿精炼渣的粒度控制在≤100mm。

上述的方法中，更优选的，所述废杂铜的粒度为55mm～100mm，所述黄铜矿精炼渣的粒度为45mm～100mm。

上述的方法中，优选的，所述废杂铜的铜含量(即铜的质量分数，下同)≤40％。更优选的，所述废杂铜的铜含量为25％～40％。

上述的方法中，优选的，所述黄铜矿精炼渣中的铜含量≤1％。

本发明的方法中，根据铜精矿的含铜量、废杂铜的含铜量、黄铜矿精炼渣的含铜量的质量比可知，铜精矿、废杂铜、黄铜矿精炼渣中的铜含量均大于0。

本发明的方法中所涉及的主要化学反应如下：

2CuO+C＝2Cu+CO₂ΔG＝-515.702kJ/mol(1)

2Cu+FeS＝Cu₂S+FeΔG＝-21.62kJ/mol(2)

Fe+Fe₃O₄＝4FeOΔG＝-63.62kJ/mol(3)

2FeO+SiO₂＝2FeO·SiO₂ΔG＝-135.6kJ/mol(4)

总反应为：

2CuO+C+FeS+Fe₃O₄+SiO₂＝Cu₂S+2FeO·SiO₂+CO₂+2FeO

从上述化学反应关系式看出，对于黄铜矿精炼渣中含有的氧化铜首先与无烟煤反应生成单质铜。之后，生成的单质铜与铜精矿、废杂铜(Cu)一起与硫化亚铁(FeS)反应，生成白冰铜，并将四氧化三铁(Fe₃O₄)还原为低价态的氧化亚铁(FeO)。最后，利用氧化亚铁与石英进行造渣，使得渣与白冰铜分离。由此可见，在上述反应过程中，不但可以实现还原白冰铜中的FeS，提高白冰铜的品位，而且可以回收黄铜矿精炼渣等低品位铜矿中的铜元素，实现了铜元素的资源循环利用。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

1.在现有的白冰铜制造工艺过程中，不但加入了废杂铜，而且加入了低品位的黄铜矿精炼渣，其按照一定比例进行混合，可以实现对于黄铜矿精炼渣中的低品位铜的回收。

2.在现有的铜精矿熔炼过程中，加入了低品位的黄铜矿精炼渣、废杂铜等原料一起熔炼生成白冰铜，低品位的黄铜矿精炼渣中的铜可以通过碳进行还原，还原得到的单质铜与废杂铜一起熔炼，节省了因处理黄铜矿精炼渣、废杂铜的设施投资。

3.由于在白冰铜制造过程中，所存在的反应均为放热反应，因此，可以充分利用反应过程中的反应热，减少冷铜料熔化所需要的燃料量，从而可以降低单位生成过程的能耗。

4.由于在本过程中单质铜同时来源于废杂铜与黄铜矿精炼渣。因此，可以促使单质铜与硫化铁、四氧化三铁等磁性铁材料反应，进一步降低渣中的铜含量。

5.在传统的冶炼过程中，由于锍与炉渣相互溶解度很小且密度不同，所以需要不断地摆动转炉倾倒炉渣，延长了工作周期，增加了劳动强度。用本发明的方法，可以实现一次造渣，缩短了生产周期，降低了劳动强度。

具体实施方式

以下结合具体优选的实施例对本发明作进一步描述，但并不因此而限制本发明的保护范围。

将铜精矿粉、废杂铜、黄铜矿精炼渣按照一定的含铜比例混合熔炼，同时加入一定量的无烟煤作为反应物与燃料，在富氧条件下熔炼生成白冰铜。

实施例1：

一种本发明的多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法，其所用到的铜精矿、废杂铜、黄铜矿精炼渣的成分如下，含量均表示该元素的质量分数：

铜精矿成分为：

元素	Cu	Fe	S	Pb	Al₂O₃	SiO₂	其它
								含量％	28.31	23	32	0.5	0.36	1.8	14.03

废杂铜成分为：

元素	Cu	Zn	Pb	Sn	其它
						含量％	27.27	22.25	23.37	10.06	17.05

黄铜矿精炼渣成分为：

元素	Cu	Fe	CaO	其它
					含量％	0.7	26.59	34.83	37.88

无烟煤成分为：

成分	固定碳	挥发分	灰分	合计
					含量％	72.33	11.78	15.89	100

按照铜精矿的含铜量、废杂铜的含铜量、黄铜矿精炼渣的含铜量的质量比为1∶0.33∶0.004进行配料，废杂铜和黄铜矿精炼渣的粒度均控制在≤100mm(还可以优选废杂铜的粒度为55mm～100mm，黄铜矿精炼渣的粒度为45mm～100mm)。在顶吹炉中加入20t/h铜精矿、6.88t/h含铜品位为27.27％的废杂铜碎料以及2.92t/h含铜量为0.7％的黄铜矿精炼渣，同时加入2.5t/h无烟煤，鼓入60000m³/h氧体积浓度为65％的富氧空气，并加入3.1t/h的石英石(含SiO₂93％)。富氧空气从顶部喷入熔池，炉内的温度控制在1130℃～1210℃。采用连续的排渣和每间隔40min放冰铜20min的排放制度。熔炼生成的白冰铜成分为：Cu77％，Fe2.3％，S20.1％。

通过上述本实施例的方法，可以达到年处理15万吨铜精矿的同时，可附带处理5.16万吨的废杂铜和2.19万吨的黄铜矿精炼渣。冰铜的品位可以提升至77％。

实施例2：

一种本发明的多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法，其所用到的铜精矿、废杂铜、黄铜矿精炼渣的成分如下：

铜精矿成分为：

元素	Cu	Fe	S	Pb	SiO₂	其它
							含量％	34.27	27.26	23.44	0.28	1.08	13.67

废杂铜成分为：

元素	Cu	Zn	Pb	Sn	其它
						含量％	37.18	19.37	28.14	11.57	3.74

黄铜矿精炼渣成分为：

元素	Cu	Fe	CaO	其它
					含量％	0.5	28.99	37.72	32.79

无烟煤成分为：

成分	固定碳	挥发分	灰分	合计
					含量％	72.33	11.78	15.89	100

按照铜精矿的含铜量、废杂铜的含铜量、黄铜矿精炼渣的含铜量的质量比为1∶0.39∶0.002行配料，废杂铜和黄铜矿精炼渣的粒度均控制在≤100mm(还可以优选废杂铜的粒度为55mm～100mm，黄铜矿精炼渣的粒度为45mm～100mm)。在卧式氧气底吹炉加入6t/h铜精矿、2.13t/h含铜为37.18％的废杂铜碎料以及0.92t/h含铜品味为0.5％的黄铜矿精炼渣。同时加入0.65t/h无烟煤，鼓入7000m³/h氧体积浓度为75％的富氧空气，并加入1.1t/h的石英石(含SiO₂93％)。富氧空气采用氧枪从底部喷入熔池，炉内的温度控制在1170℃～1210℃。采用连续的排渣和连续虹吸冰铜排放制度。熔炼生成的白冰铜成分为：Cu79.1％，Fe1.6％，S19.1％。

通过上述本实施例的方法，可以达到年处理5万吨铜精矿的同时，可附带处理1.8万吨的废杂铜和0.77万吨的黄铜矿精炼渣。冰铜的品位可以提升至79.1％。

上述实施例中，石英石是用于白冰铜制成后的制渣过程，以实施例1为例，由反应(4)可知，渣为2FeO·SiO₂，经计算，加入铜精矿和黄铜矿精炼渣中的Fe物质的量共为9.6×10⁴mol；目前国内多使用含SiO₂90％以上的石英石，本实施例取93％，则加入石英石含SiO₂物质的量为4.8×10⁴mol。实际生产中，石英石用量并不严格，允许用量误差。

以上所述仅是本发明的优选实施方式，本发明的保护范围并不仅局限于上述实施例。凡属于本发明思路下的技术方案均属于本发明的保护范围。应该指出，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的改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims

1.一种多源复杂低品位铜矿混合熔炼产出白冰铜的方法，包括以下步骤：按照铜精矿的含铜量、废杂铜的含铜量、黄铜矿精炼渣的含铜量的质量比为1∶0.30～0.45∶0.002～0.006进行配料，将铜精矿、废杂铜和黄铜矿精炼渣加入到熔炼炉中，并向熔炼炉中加入占铜精矿、废杂铜和黄铜矿精炼渣的总质量5%～19%的无烟煤，在富氧空气下熔炼生成白冰铜；

所述熔炼过程中，所述熔炼炉的炉温控制在1130℃～1210℃；

所述废杂铜的粒度控制在≤100mm，所述黄铜矿精炼渣的粒度控制在≤100mm。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述富氧空气中氧气的体积浓度为60%～95%。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述废杂铜的粒度为55mm～100mm，所述黄铜矿精炼渣的粒度为45mm～100mm。

4.根据权利要求1～3中任一项所述的方法，其特征在于，所述废杂铜的铜含量≤40%。

5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述废杂铜的铜含量为25%～40%。

6.根据权利要求1～3中任一项所述的方法，其特征在于，所述黄铜矿精炼渣中的铜含量≤1%。