CN1043667C - 铜的吹炼 - Google Patents

铜的吹炼 Download PDF

Info

Publication number
CN1043667C
CN1043667C CN95193730A CN95193730A CN1043667C CN 1043667 C CN1043667 C CN 1043667C CN 95193730 A CN95193730 A CN 95193730A CN 95193730 A CN95193730 A CN 95193730A CN 1043667 C CN1043667 C CN 1043667C
Authority
CN
China
Prior art keywords
slag
copper
blister copper
matte
oxygen
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 - Lifetime
Application number
CN95193730A
Other languages
English (en)
Other versions
CN1151190A (zh
Inventor
J·S·爱德华兹
S·扎翰莎海
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Mount Isa Mines Ltd
Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO
Original Assignee
Mount Isa Mines Ltd
Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Mount Isa Mines Ltd, Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO filed Critical Mount Isa Mines Ltd
Publication of CN1151190A publication Critical patent/CN1151190A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN1043667C publication Critical patent/CN1043667C/zh
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00—Obtaining copper
    • C22B15/0026—Pyrometallurgy
    • C22B15/0028—Smelting or converting
    • C22B15/003—Bath smelting or converting

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本专利描述一种将硫化铜冰铜以及硫化铜精矿吹炼成粗铜的方法。这种方法包含以下几个工序：将冰铜和/或精矿，以及适当的溶剂加入到含有熔融的渣相和溶融的金属相的搅拌熔池中；用埋入式氧枪喷吹氧化性气体，该气体能与冰铜或精矿反应形成含硫低的粗铜相、炉渣以及二氧化硫；控制氧化性气体的喷吹，使得相当大的一部分气体能与粗铜相接触；将粗铜从熔池中分离出来。对于炉渣中铜的百分比一定的情况下，成品粗铜中的硫含量在平衡值的两倍以内。

Description

铜的吹炼
                          发明领域
本发明涉及使用埋入式氧枪生产粗铜的方法。
                          发明背景
从含铜矿中提炼铜的传统工艺涉及熔炼形成冰铜然后吹炼形成粗铜。
冰铜的冶炼是在皮尔斯-史密斯式转炉中进行的，这种工艺越来越难以达到环保要求。皮尔斯-史密斯式转炉生产的铜通常含硫量低(＜0.1wt％S)。
近年来，发展起来了氧枪技术，它有利于使炉子在相对低的投资费用下有高的产量，并且在满足环保要求方面，投资少，见效快。
这种技术已经用于在分开的炉子中连续进行，或者在一个炉子中相继进行熔炼和吹炼。
这种工艺之一，是采用非埋入式垂直氧枪吹炼大直径、浅熔池的表面，使硫化铜冰铜连续氧化生成粗铜和炉渣(“Mitsubishi工艺”)。在一般操作条件下，粗铜中含硫量范围为0.1到1.0wt％。
人们期望将粗铜中的硫含量减至最小，因为硫含量的少量增长都会对吹炼的下步工序--阳极炉--有不利影响。使用Mitsubishi工艺可以使硫含量降低，但是，通常会增加铜转化到炉渣中的百分比，并且必须进行回收，这样就降低了该工艺的总体效率。
对于炉渣中铜含量一定的情况下，理论证明，粗铜中的硫含量有一个平衡浓度。但是，至今还没有能使氧枪工艺达到低硫含量(也就是说硫含量接近理论计算平衡值)，并且，对于任意给定的炉渣中铜含量情况下，粗铜中的硫含量一般都比理论计算的平衡硫含量要高两倍。
                          发明的公开
本发明的目的是提供一种使用氧枪的工艺，它能在炉渣中铜含量一定的情况下，生产出比当前使用的工艺生产的粗铜有更低的硫含量的粗铜。
本发明优选实施方案的目的是提供一种控制使用氧枪的铜吹炼工艺的方法，以便可靠生产出理想的低硫含量的粗铜。
其中的一方面，本发明包括将硫化铜冰铜和/或硫化铜精矿吹炼成粗铜的方法，它包含以下工序：
将冰铜和/或精矿，以及适当的溶剂加入到含溶融的渣相和溶融的金属相的搅拌熔池中；
用埋入式氧枪喷吹氧化性气体，该气体能与冰铜或精矿反应形成含硫低的粗铜相、炉渣以及二氧化硫；
控制氧化性气体的喷吹，使得相当大的一部分气体能与粗铜相接触；
以及，将粗铜从熔池中分离出来。
控制工序最好能有调整氧枪端部相对于粗铜层表面高度的浸入深度的步骤。本发明的优选实施方案中最好是熔池深度相对于其宽度较深，例如，深度和直径比率一般要大于0.2。
其中的第二方面，本发明包括将硫化铜冰铜和/或硫化铜精矿吹炼成粗铜的方法，它包含以下工序：
将冰铜和/或精矿，以及适当的熔剂加入到包括熔融的渣相和熔融的金属相的搅拌熔池中；
用埋入式氧枪喷吹氧化性气体，该气体能与冰铜或精矿反应形成含硫低的粗铜相、炉渣以及二氧化硫；
选取一个炉渣中铜含量的目的浓度，并调整氧枪端部的浸入深度，在渣中铜含量的目的浓度下，使粗铜中的硫含量减至最小；以及将粗铜从熔池中分离出来。
                       本发明优选实施例
通常，反应在炉子中进行，粗铜在炉子底部形成一层，炉渣浮在顶部。优选地，炉渣被充分氧化并且其主要组分为氧化铜、氧化钙、铁及亚铁氧化物，和二氧化硅的熔体。
加入熔池中的硫化铜冰铜通常是Cu2S和FeS的混合物，优选是使用硫化铜精矿在熔炼炉中生产的。
加入的冰铜优选在加入熔池之前经粒化处理。粒化的冰铜和精矿的颗粒尺寸一般小于25mm，更理想的是小于10mm。冰铜可以用水、或缓冷和破碎进行粒化处理。冰铜和/或精矿最好从熔池的顶部表面加入。
熔剂一般为石灰石，在某些情况下也加入二氧化硅，而氧化性气体通常是空气或富氧空气。使用一根或多根氧枪，优选“Sirosmelt”氧枪(如US专利号4251271所述)，将氧化性气体向下垂直吹入到炉渣表层以下。氧化性气体有助于使熔池维持搅动条件。煤和/或油也可作为燃料喷入，以达到化学计量的需要量。氧的化学计量比优选90％到120％，最理想的是105％到110％。
优选地，炉渣层深度较大，使加入熔池的硫化铜冰铜或硫化铜精矿与炉渣有充分的反应时间。所用温度通常大约为1200到1300℃。炉渣中CaO/Fe的比率大约为0.15到0.7,CaO/SiO2比率大约为5到10，残留的MgO+Al2O3大约为3.5到4.5wt％。
氧枪端部位置优选在熔池中邻近粗铜层的炉渣层位置。通过向粗铜层喷吹大量的氧化性气体，与之接触的铜被转化为氧化铜，流动到炉渣层与粗铜层的界面，并与到达界面的硫化铜冰铜或精矿反应，或任选地氧化铜溶解或弥散在渣中与冰铜或精矿反应。氧化铜也有助于铜的脱硫，并通过使硫伴随粗铜中硫含量和渣中铜的损失减少而提高氧的利用。
冰铜优选在炉渣相中保持弥散状态。通过维持冰铜的弥散状态，扩大了炉渣和冰铜的反应并减小了粗铜和冰铜的反应。要达到这一目的，工艺操作最优选将冰铜以颗粒的形式加到熔池表面，保持深的熔池相，确保喷入的气体能很好地搅动炉渣，并通过深埋的氧枪喷入大量的氧气到粗铜相。
将块煤加入熔池，在炉渣中开辟发生还原反应的反应区，是有益的。深层氧枪的使用保证了炉渣循环流动模式，为大部分炉渣熔体与还原反应区提供足够的接触。在粗铜中含硫量一定条件下，显著降低了炉渣中的铜含量。
人们希望能将粗铜中的硫含量降到0.1wt％以下。通过向炉子中铜层直接深层喷吹氧气可以得到含硫量低的粗铜。得到的含铜产物可以直接用于传统的阳极炉进行火法精炼，而不必用额外的氧化时间来除去残余的硫。
渣中铜和粗铜中硫的平衡可以用下列化学反应式表示：
图1表示在SO2分压为0.26atm时，粗铜中硫与炉渣中铜的平衡含量。行业专家可以看出平衡曲线与SO2的分压有关。使用商业化的热化学软件，在假定吹炼条件适宜，铜表现为亚规则溶液，炉渣表现为规则溶液的条件下，计算了理论浓度。但是，使用氧枪的工艺，在具有重现性的基础上，过去一直没有能使硫含量达到甚至接近理论计算值。
使用本发明，对于炉渣中铜的百分比一定的情况下，能够得到含硫wt％在平衡值的两倍以内的粗铜。
优选实施例中，能在中试规模(大于200kg一炉)下，可靠地达到这种低硫含量并具有重现性。在某些情况下，粗铜中硫的wt％含量比从考虑整个平衡而预测的硫含量还要低，这表明在不同的条件下有不同的局域平衡。
                       附图的简要说明
本发明将通过举例详细进行描述，参见下列实施例和图，其中：
图1是在SO2分压为0.26atm时，铁酸钙炉渣中的铜与粗铜中硫的理论含量的相互关系的图；
图2实施例中使用的1公斤级的Sirosmelt设备的简图；
图3是在吹炼过程中炉渣组成(wt％或wt比率)随时间的函数关系图，其特定条件列于实施例1的实验1中；
图4是在吹炼过程中粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例1的实验1中；
图5是在吹炼过程中炉渣组成(wt％或wt比率)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例1的实验2中；
图6是在吹炼过程中粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例1的实验2中；
图7是在吹炼过程中炉渣组成(wt％或wt比率)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例1的实验3中；
图8是在吹炼过程中粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例1的实验3中；
图9是在吹炼过程中炉渣组成(wt％或wt比率)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例2的实验1中；
图10是在吹炼过程中粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例2的实验1中；
图11是在吹炼过程中炉渣组成(wt％或wt比率)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例2的实验2中；
图12是在吹炼过程中粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例2的实验2中；
图13是在吹炼过程中炉渣组成(wt％或wt比率)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例2的实验3中；
图14是在吹炼过程中粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图，其特定条件列于实施例2的实验3中；
图15是在实施例2的实验1、2、3中采用的不同的氧枪深度，其中“---------”为在渣中1-2cm,---”为在金属中3-4cm，及“
Figure C9519373000091
”为在金属中0-1cm条件下，粗铜中硫含量(wt％)与时间的函数关系图；以及
图16是在实施例4中根据本发明进行实验时，粗铜中硫含量与炉渣中铜含量的关系图，并与两个Mitsubishi吹炼工艺公开发表的数据作对比。
                         实施例1
实验在如图2所示的1公斤Sirosmelt设备中进行。从图2中可以看出，设备包括一个含高三氧化二铝的瓶状陶瓷坩埚1和三氧化二铝试管12，与之相连的烟道2可以排放气体，冷却后送至袋收尘室(没有画出)收集烟气。一个三氧化二铝氧枪3(外径5mm)插入烟道2中。一个装在三氧化二铝热电偶套管中的热电偶4(Pt/Pt-13％Rh)，与在坩埚1顶部有一定角度的孔6粘结，热电偶端部距离坩埚1底部2cm。在实验中坩埚由两个碳化硅坩埚盛装，这两个坩埚分别用Kaowool毯9和三氧化二铝泡沫10包裹。坩埚底部放在耐火砖11上。铜管放在设备外围作水冷用。此外，还有一个轧制的铜片感应线圈14。
含铜冰铜经过轻度破碎并筛分除去大块矿和细小颗粒，含有＜0.01wt％Al2O3、0.16wt％CaO、43.0wt％Cu、27.9wt％Fe、9.7wt％Fe3O4、0.08wt％MgO、0.27wt％Pb、22.6wt％S、0.58wt％SiO2、0.27wt％Zn。坩埚内装入铜和铁酸钙炉渣。开始时使用的铜金属包括铜屑(取自固体棒和洁净铜管)和从先前实验回收的粗铜。铁酸钙由工业用方解石(纯度＞99％)，氧化铁和铁粉制成，然后按一定比例混和，配成希望的Fe2+/Fe3+比率。制备方解石熔剂球团，并在105℃下烘干。
采用不同的氧枪深度进行了三次实验。在加入和吹炼冰铜之前，先准备好铜和炉渣组成的熔池。将用氮气保护的，盛有铜的坩埚从底座(用射频加热)由热辐射从外部加热，升温至需要温度。当达到预设温度后，喷吹氮气搅拌熔融铜的熔池，并且将起始炉渣慢慢加入，用足够长的时间使熔池达到平衡。然后，将含铜冰铜和熔剂从烟道加入，并用氧枪按照预定速率吹入氧气，开始吹炼。固体料速通过在每分钟加入固定重量的物料来控制，气体流速用预先校准的质量流控制器控制。每10分钟采集金属试样和炉渣试样。取样时间间隔是考虑到如果系统不是处于稳定状态，加入足够的料来改变粗铜/炉渣的化学性质。在吹炼间隙开始之前，要在吹入空气前几秒钟加入冰铜和熔剂，使冰铜有足够的时间被加热并熔化。在吹炼间隙的最后三十秒，当所有冰铜和熔剂都已加入熔池，只有熔炼用空气喷入熔池中。这样保证了正确的空气喷入容积。在每次间歇的最后，在开始取炉渣相和铜相的试样之前，有一段短暂的沉积时间。取样结束后开始吹炼，总的加料时间为一至两小时。
粗铜相的取样是将一个石英试管浸入金属相，并用容量式吸管施加少许抽力。取样5到10克并迅速淬火。金属试样表面经过抛光，而且将试样棒切开以确保没有冰铜或炉渣进入试样。不能满足分析要求的金属试样返回坩埚中。炉渣用浸入钢棒取样，然后在水中淬火。粗铜中的硫含量用LecoCS-44碳/硫分析仪进行分析。将炉渣粉化并测定其带走的金属铜。使用感应耦合等离子体技术(ICP)分析炉渣中主要的氧化物和硫。亚铁形式的全铁比例采用标准的湿化学方法确定。滴定法的结果因阻止液态Cu+和Fe3+在酸溶解时发生反应进行了修正。
在每次实验中产生的热气体和烟气，通过钢管，进入袋收尘器，在袋收尘器颗粒物质聚集在玻璃纤维滤纸上。在每次实验后，收集沉积在导管和滤纸上的烟气和灰尘。
实验的实施详情列于下表中(所有的实验都在1300℃下进行)：
实验 起始熔池 固体加料速率 O2化学计量比 气体流速     喷吹
金属g 炉渣g 冰铜g/h 方解石g/h 化学计量比％ PO2atm. O2l/h N2l/h 深度cm 相
    123 400400400  400800400  250250250  707070     949494  0.210.210.21  53.453.453.4  200.4200.4200.4     1-23-41-2 渣渣金属
实验1：
初始熔池中有398克炉渣和400克铜，将空气以253.8l/h的速率喷吹，其氧气化学计量比为94％，氧气分压为0.21atm。空气喷吹埋入渣中1-2em。连续加料1小时，然后在氮气保护下搅拌0.5小时。整个实验过程中炉渣的组成如图3所示。粗铜中硫的含量如图4所示。
可以看出终渣中铜的含量很低，大约8wt％，但粗铜中硫含量高，大约1.3wt％。108g铜以冰铜的形式加入，最后冰铜中铜含量为20g。有4g铜进入炉渣。回收的总铜量为73g，相应于70％的回收率。
吹炼中炉渣组成为Cu6.4％、Fe3+/Fe全0.83、CaO/Fe 0.625、以及S0.57％。
实验2：
初始熔池中有800克炉渣和400克铜，将空气以253.8l/h的速率喷吹，其氧气化学计量比为94％，氧气分压为0.21atm。空气喷吹埋入金属中3-4cm。连续加料2小时，然后在氮气保护下搅拌0.5小时。整个实验过程中炉渣的组成如图5所示。粗铜中硫的含量如图6所示。
可以看出终渣中铜的含量很低，大约7wt％，但粗铜中硫含量高，大约1.0wt％。204g铜以冰铜的形式加入，最后冰铜中铜含量为30g。有22g铜进入炉渣。回收的总铜量为156g，相应于72％的回收率。未必就达到了稳态。
吹炼中炉渣组成为Cu7.1％、Fe3+/Fe全0.91、CaO/Fe0.625以及S0.33％。
实验3：
初始熔池中有400克炉渣和400克铜，将空气以253.8l/h的速率喷吹，其氧气化学计量比为94％，氧气分压为0.21atm。空气喷吹埋入金属中1-2cm。连续加料1小时，然后在氮气保护下搅拌0.5小时。整个实验过程中炉渣的组分如图7所示。粗铜中硫的含量如图8所示。
可以看出终渣中铜的含量很低，大约3wt％，但粗铜中硫含量高，大约0.8wt％。108g铜以冰铜的形式加入，最后冰铜中铜含量为6g。没有铜进入炉渣。回收的总铜量为106g，相应于95％的回收率。未必就达到了稳态。
吹炼中炉渣组成为Cu7.5％、Fe3+/Fe全0.87、CaO/Fe 0.59、以及S0.29％。
在每次实验中，铁酸钙炉渣中溶解的三氧化二铝高速8％，它主要来源于氧枪热端部和坩埚材料的溶解。二氧化硅分析表明其含量一般大约为5wt％，其主要来源是由于坩埚和用于取金属试样的试管的污染。对比实验结果表明氧枪埋入深度影响氧气利用率和铜的回收率。增大氧枪在渣相的埋入深度表现为增进Fe3+的比率，但是对铜的回收率几乎没有影响。空气喷入铜相提高了氧气的利用率和铜回收率，并由于残留冰铜量的减少，导致了Fe3+/Fe全比率的降低。
                          实施例2
除了用带陶瓷盖防渗镁制坩埚替代陶瓷坩埚外，使用的公斤级装置如图1所示。实验步骤实际上也与实施例1一样。初始铜熔池用工业用固体铜棒形成。铁酸钙炉渣用工业用方解石(纯度＞99％)、氧化铁和氧化铜制备。这些材料通过烘干、混和、然后在1000℃下烧结，形成坚固的结块。制备的方解石熔剂球团在105℃下烘干。进行了三次实验，实验条件及工艺参数总结在下表中：
实验 温度 固体加料速率 O2化学计量比 气体流速 喷吹
℃ 冰铜g/h 方解石g/h    化学计量比％ PO2atm     O2l/h     N2l/h 深度cm 相
123 130013001300 250250250 707070 105105105 0.210.210.21 57.157.157.1 217.1217.1217.1 1-22-30-1 渣渣金属
铜试样中的硫含量用Leco CS-44碳/硫分析仪进行分析。将炉渣粉化并筛分以去除进入试样中的大部分金属。使用感应耦合等离子体技术(ICP)分析炉渣中主要的氧化物和硫。亚铁形式的全铁比例采用标准的温化学方法确定。滴定法的结果因液态Cu+和Fe3+在酸溶解时发生反应的干涉进行了修正。
实验1：
初始熔池中有440克炉渣和370克铜，将空气以274.2l/h的速率喷吹，其氧气化学计量比为105％，氧气分压为0.21atm。空气喷吹埋入渣中1-2cm。吹炼进行2小时，然后在氮气保护下搅拌0.5小时。整个实验过程中炉渣分析如图9所示。整个实验过程粗铜中硫的含量如图10所示。
可以看出终渣中铜的含量很低，大约8wt％，但粗铜中硫含量高，大约1.4wt％。
铜的平衡如下：
初始金属铜：370g
初始炉渣中含铜：60g
加入的冰铜含铜：215g
终渣中含铜：64g
最终铜：498g
铜的分配比：59％转化为金属
吹炼中炉渣组成为Cu8.1％、Fe3+/Fe全0.94、CaO/Fe0.625、以及
实验2：
初始熔池中有400克炉渣和400克铜，将空气以274.2l/h的速率喷吹，其氧气化学计量比为105％，氧气分压为0.21atm。空气喷吹埋入渣中2-3cm。吹炼进行1.83小时，然后在氮气保护下搅拌0.5小时。整个实验过程中炉渣分析如图11所示。整个实验过程粗铜中硫的含量如图12所示。
可以看出终渣中铜的含量很低，大约9wt％，但粗铜中硫含量高，大约1.Swt％。
铜的平衡如下：
初始金属铜：370g
初始炉渣中含铜：62g
加入的冰铜含铜：215g
终渣中含铜：68g
最终冰铜中含铜：12g
最终铜：548g
铜的分配比：82％转化为金属
吹炼中炉渣组成为Cu9.9％、Fe3+/Fe全0.91、CaO/Fe 0.617、以及S0.33％。
实验3
初始熔池中有400克炉渣和400克铜，将空气以274.8l/h的速率喷吹，其氧气化学计量比为105％，氧气分压为0.21atm。空气喷吹埋入金属中0-1cm。吹炼进行1.33小时，然后在氮气保护下搅拌0.5小时。整个实验过程中炉渣分析如图13所示。整个实验过程粗铜中硫的含量如图14所示。
可以看出终渣中铜的含量很低，大约7wt％，但粗铜中硫小于1.0wt％左右。由于过度氧枪破裂实验未完成。
铜的平衡如下：
初始金属铜：370g
初始炉渣中含铜：63g
加入的冰铜含铜：143g
终渣中含铜：76g
最终铜：445g
铜的分配比：52％转化为金属
吹炼中炉渣组成为Cu9.9％、Fe3+/Fe全0.97、CaO/Fe0.613、以及S0.6％。
氧气利用率大约为97％。初始渣中氧化镁水平始终为2％。炉渣中硫含量一般在0.3到0.6％的范围内。初始渣中氧化镁含量恒定为2％。渣中平均硫含量在0.3-0.6wt％。渣中二氧化硅的含量小于1％，主要来源于加入的冰铜。对比三次实验的结果表明，粗铜相中初始硫的水平低，但在实验中慢慢升高。粗铜中吸收硫的速率取决于氧气的利用率。吸收硫的速率慢表明有更多的硫以SO2的形式从系统中释放掉，因此氧的利用率更高。在三种不同的氧枪埋入深度下，粗铜吸收硫的速率如图15所示。初期硫的转变速率是线性的。随着氧枪埋入深度的增加，硫的去除增加，从而提高了氧气利用率。在每次实验中进入炉渣中的铜量没有显著差别。
                           实施例3
采用如实施例2所述的相同的公斤级Sirosmelt装置，用来评定直接吹炼精矿生产粗铜而不生成冰铜相中间产物的可行性。在实验1中采用钢制氧枪，但在其后的实验中采用三氧化二铝制氧枪。
铜精矿经过烘干，然后用含10％硫酸铜的溶液作为粘结剂进行球团化。制成的湿球团在130℃经4小时烘干。球团直径为2-7cm之间，组成为28.4wt％Cu、28.0wt％Fe、0.17wt％Ca、30.6wt％S、1.65wt％Si、和0.35wt％Al。方解石熔剂(纯度＞99％)使用水作粘结剂也进行球团化，湿球团在130℃下进行4小时烘干。初始熔池由铁酸钙炉渣和铜金属在氧化镁制坩埚中制备。炉渣由氧化铁、方解石粉、石英粉和三氧化二铝粉制备，加热后组成为300g Cu、57.3％三氧化二铁、26％氧化钙、7％二氧化硅、1.7％三氧化二铝、5％氧化亚铁、2.4％氧化镁。在实验4、5、6和7中，在初始熔池中加入CuO。铜金属相由铜棒、铜管屑和先前实验回收的铜制备。
将烘干的粉末混和，与每次实验的初始铜装入氧化镁坩埚中。炉渣组成由每次实验因铜精矿中的杂质元素，氧枪三氧化二铝的溶解和从坩埚中溶解的氧化镁维持。初始熔池中的亚铁含量由被铜金属还原的氧化铁决定。在实验4、5、6和7中还在初始熔池中添加38.1g的CuO。
采用不同的氧枪深度进行七次实验。实验的进行与实施例1和2类似。在每次实验开始前先准备初始熔池。在氮气保护下将初始材料加热到起始温度。达到设定温度之后，用氮气搅拌10分钟左右，使得金属相和渣相达到平衡。在每次实验开始前，先取炉渣和粗铜的试样，并且将氧枪高度调到所需深度。通过烟道添加铜精矿和熔剂，并用氧枪按照预定速率喷入氧气，开始吹炼。每20分钟加入已称重的铜精矿和熔剂，气体喷入速率由已校准的质量流量控制器控制。吹炼持续3小时。然后，移去氧枪，并在氮气保护下使铜沉积。在实验中，每20分钟取一次金属试验和炉渣试样。在取样间歇的最后一分钟，当所有的精矿和熔剂都已加入后，只用空气吹入熔池。这样确保在取样前，所有的精矿都已熔化并已反应。在20分钟后，移去氧枪，使熔池有1分钟的沉积和取样时间。取样后，在加入精矿、熔剂、喷吹空气的同时继续吹炼。采用与实施例1和2相同的方法收集试样并进行分析。粗铜试样立即进行分析，为熔池的氧化势提供反馈信息。这样可以在每次实验期间对空气流量以及氧气的化学计量比进行调整，来控制粗铜硫含量约为0.1wt％，使粗铜相不至于过氧化。改变一个参数后大约60分钟后可以达到稳定状态。实验进行的详细情况见下表：
实验No. 温度(℃)     起始熔池(g) 供料速率(g/h) 起始空气流 氧枪位置
新加铜 回收铜 沪渣 精矿 方解石 化学计量比 (l/min)
1  1240  300     0     300     250     82.9     105     6.3 深
2  1240  174     126     300     250     82.9   107.5     6.5 深
3  1240  98     202     300     250     82.9     105     6.3 深
4  1200  7     293     300     250     82.9     105     6.3 深
5  1200  20     280     300     250     66     103     6.2 深
6  1240  300     0     300     250     82.9     105     6.3 浅
7  1240  300     0     300     250     82.9     110     6.6 浅
实验1
在本实验中，氧枪深度为深入粗铜3-4cm，氧气的化学计量比为105-110％，炉渣中CaO含量为20-26％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间(分钟) ％氧气化学计量比   Cu中的S  CaO  SiO2  Al2O3     Cu     MgO     Si  Fe全  Fe2+  Fe3+
    020406080100120140160180200220224304     10510510510510511011011011011011010700     0.062.100.901.602.201.401.600.400.400.100.020.02-0.05  30.2224.0624.2024.2023.2225.3224.6223.3623.3622.3819.8719.8720.9920.71     4.583.493.663.914.344.114.004.004.043.984.042.893.703.79     1.441.663.044.445.205.356.525.715.865.355.054.765.355.33     2.077.979.2810.706.868.3610.7011.0011.2014.3014.8021.1020.2019.10     1.821.791.621.281.381.010.901.080.950.860.900.810.610.73     0.200.940.700.770.410.321.020.370.250.230.231.050.330.22  42.0041.3037.5036.5038.1037.4036.1037.8037.8037.4034.2033.8032.6034.10  9.3117.8013.8016.2012.5011.6015.209.0411.4014.7017.9019.9019.0017.80  32.6923.5023.7020.3025.6025.8020.9028.7626.4022.7016.3013.9013.6016.30
可以看出，终渣中含有20％的铜，粗铜中有＜0.1％的S。这个结果很接近平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：330g；
精矿中含铜：253g；
终渣中含铜：154g；
最终铜：429g；
铜的分配比：74％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 5％、MgO 1％、Fe 37％、Fe3+/Fe全(修正)0.96、CaO/Fe 0.6以及S＜0.1％。
实验2
在本实验中，氧枪深度为深入粗铜3-4cm，氧气的化学计量比为105-107％，炉渣中CaO含量为19-26％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间(分钟) ％氧气化学计量比   Cu中的S  CaO  SiO2 Al2O3     Cu     MgO     S  Fe全 Fe2+ Fe3+
   020406080100120140160180200220     10710710710710710710710510510500     .01.5.1.1.2.03.04.02.02.04.04.05  24.9023.3621.9622.1021.8220.8517.9117.9119.3118.7520.5720.01     5.206.275.435.715.955.956.276.786.165.756.916.99     1.742.272.702.782.893.162.992.993.183.383.994.12     7.4812.81513.914.314.310.617.321.716.817.517.9     0.980.780.700.650.650.630.710.610.710.930.600.75     0.120.250.170.160.170.140.130.120.120.120.560.34     40.741.739.239.737.937.43738.432.934.131.833.4     11.311.91614.811.616.61418.718.318.816.216.5     29.429.823.224.926.320.82319.714.615.315.616.9
100分钟后，系统达到稳定状态。可以看出，终渣中含有18％的铜，粗铜中有＜0.05％的S。这个结果很接近平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：330.5g；
精矿中含铜：215.3g；
终渣中含铜：106g；
最终铜：440g；
铜的分配比：81％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 3-4％、MgO 0.7-1.0％、Fe 37-38％、Fe3+/Fe全(修正)0.98、CaO/Fe 0.6以及S＜0.1％。
实验3
在本实验中，氧枪深度为深入粗铜3-4cm，氧气的化学计量比为105-110％，炉渣中CaO含量为21-26％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间(分钟) ％氧气化学计量比 Cu中的S  CaO  SiO2 Al2O3  Cu     MgO     S  Fe全 Fe2+ Fe3+
   020406080100120140160180200220240260280     10510510510510510510310310310310310010000  0.010.470.420.310.110.20.240.040.090.090.070.020.060.050.03  25.4623.5023.3623.2222.8022.6622.3821.9621.9619.5921.9621.1220.5721.4021.40     5.244.095.015.395.995.585.655.905.826.185.825.935.735.935.15     1.591.812.102.232.822.822.933.273.363.013.353.253.293.363.33   6.9013.3013.4013.8010.5014.4014.5016.0015.6011.6015.4018.2014.3017.7017.60     0.710.830.760.750.860.660.650.650.610.710.660.660.800.700.75     0.120.220.20.220.160.190.170.150.160.130.170.170.150.150.15     40.838.138.637.938.537.937.136.337.137.13635.636.435.736.5     1016.51315.81415.514.416.715.115.312.718.315.917.415.7     30.821.60.622.124.522.422.719.62221.823.317.320.518.320.8
可以看出，终渣中含有18％的铜，粗铜中有＜0.05％的S。这个结果很接近平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：330.5g；
精矿中含铜：284g；
终渣中含铜：110g；
最终铜：505g；
铜的分配比：82％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 2-4％、MgO 0.6-0.8％、Fe 36-38％、Fe3+/Fe全(修正)0.95、CaO/Fe 0.6以及S＜0.2％。
实验4
在本实验中，氧枪深度为深入粗铜3-4cm，氧气的化学计量比为105-100％，炉渣中CaO含量为21-23％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间分钟 ％氧气化学计量比  Cu中的S  CaO  SiO2 Al2O3  Cu  MgO  S  Fe全  Fe2+ Fe3+
  020406080100120140160180200220240260280     10510510510510510310310310010010010010000     0.010.060.080.040.020.020.020.060.030.050.030.030.030.040.03  22.9422.2423.6422.9422.3821.9621.4021.4021.4020.9920.8521.2621.2621.1221.26     3.913.643.963.813.724.194.134.094.304.432.354.684.534.454.47     2.102.122.552.612.723.123.213.363.444.064.335.105.545.615.75  15.5017.0014.7015.9017.8018.7019.3018.9018.6018.3019.0018.4017.7018.0017.40  0.780.600.760.610.550.850.850.830.781.621.611.621.561.591.62     0.130.420.240.200.180.140.140.140.140.150.140.150.160.140.14  38.8038.8039.0039.3037.4035.2035.6035.3035.0035.0035.0035.3034.3034.0033.80  14.6018.1014.8016.2017.4016.6017.9016.0017.7018.4014.8016.0015.7014.9015.20  24.2020.7024.2023.1020.0018.6017.7019.3017.3016.6020.2019.3018.6019.1018.60
经过大约100分钟后，系统达到稳定状态。可以看出，终渣中含有19％的铜，粗铜中有＜0.05％的S。这个结果很接近平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：330.5g；
初渣中含铜：33.8g
精矿中含铜：284g；
终渣中含铜：144g；
最终铜：504g；
铜的分配比：78％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 3-6％、MgO 1-2％、Fe 34-36％、Fe3+/Fe全(修正)1.00、CaO/Fe 0.6以及S＜0.16％。
实验5
在本实验中，氧枪深度为深入粗铜3-4cm，氧气的化学计量比为103-95％，炉渣中CaO含量为17-21％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间分钟 ％氧气化学计量比 Cu中的S  CaO SiO2 Al2O3  Cu  MgO  S  Fe全 Fe2+ Fe3+
   020406080100120140160180200220240260280     103103103103103103103103959595959500  0.020.040.030.030.020.010.020.010.030.040.080.090.070.080.08  18.8917.0718.3319.0319.3118.8918.6118.3319.1719.5920.2920.7120.4320.7121.12  3.893.193.814.534.564.604.604.534.774.885.015.095.095.245.22  1.461.321.612.122.402.512.592.652.953.163.353.764.184.254.31  21.3026.1021.7018.4018.2018.9019.3020.1017.6016.3014.3012.9013.5013.6013.50     0.510.170.200.800.650.550.530.500.480.460.480.500.430.380.30     0.140.340.380.160.170.140.140.140.140.160.180.160.160.160.16     36.938.736.239.539.237.237.938.438.237.440.939.941.439.640.5     19.225.522.719.618.718.418.419.716.917.817.41414.915.112.5     17.713.213.519.920.518.819.518.721.319.623.525.926.524.528
经过大约60分钟后，系统达到稳定状态。可以看出，终渣中含有20％的铜，粗铜中有＜0.05％的S。将氧气的化学计量比降至95％，使得粗铜中硫含量升高至0.1wt％，炉渣中的铜含量降至13wt％。这个结果很接近平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：332.7g；
初渣中含铜：33.8g
精矿中含铜：284g；
终渣中含铜：91.3g；
最终铜：520g；
铜的分配比：60％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 2.0-4.5％、MgO 0.2-0.7％、Fe 37-39％、Fe3+/Fe全(修正)0.93、CaO/Fe 0.5以及S＜0.2％。
实验6
在本实验中，氧枪深度为深入炉渣1-2cm，氧气的化学计量比为105％，炉渣中CaO含量为21-24％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间分钟 ％氧气化学计量比 Cu中的S  CaO  SiO2 Al2O3  Cu  MgO     S  Fe全 Fe2+ Fe3+
   020406080100120140160180200220240     10510510510510510510510510510510500     0.0010.831.260.991.251.171.41.31.31.31.31.31.1  21.3622.5823.8824.1519.8224.1923.5423.3523.5924.3823.6621.1924.19     3.594.094.264.264.214.454.534.414.384.363.834.384.24     2.172.382.823.102.653.253.233.273.163.183.192.803.33  17.0410.2610.4610.448.967.807.378.637.748.428.276.837.77  1.531.311.191.080.830.960.850.860.800.780.750.580.73     0.070.30.30.30.20.20.20.20.20.40.30.30.3     36.238.641.541.640.140.441.340.241.840.841.740.541.3     15.713.311.512.812.28.37.28.57.210.911.48.19.6     20.525.33028.827.932.134.131.734.629.930.332.431.7
粗铜中硫含量在系统达到稳定状态时其值约为1.3％，表明有冰铜生成。渣中含有9％的铜。这个结果高于平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：330g；
初渣中含铜：33.8g
精矿中含铜：237g；
终渣中含铜：46g；
最终铜：555g；
铜的分配比：92％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 2-4％、MgO 0.6-1.2％、Fe 40％、Fe3+/Fe全(修正)0.99、CaO/Fe 0.6以及S＜0.4％。
实验7
在本实验中，氧枪深度为深入炉渣1-2cm，氧气的化学计量比为110％，炉渣中CaO含量为21-24％。整个实验过程中金属和炉渣的分析如下表所示：
炉渣分析Wt％
时间分钟 ％氧气化学计量比 Cu中S  CaO  SiO2 Al2O3  Cu  MgO  S  Fe全 Fe2+ Fe3+
   020406080100120140160180200220240     11011011011011311311311311611611600     00.310250.20.710.320.130.120.080.120.080.040.05     20.7519.4321.8222.3723.6921.5220.6420.6120.2720.8520.3817.5720.22     3.494.044.094.194.324.344.243.854.344.194.004.154.09     1.912.127.762.993.213.043.013.042.973.083.042.613.04     18.1011.5613.2813.9612.1212.7814.4114.8813.6915.6217.0815.0317.25     1.451.171.101.041.040.880.930.960.930.960.980.871.02     0.080.200.210.232.700.200.180.180.160.170.130.080.10     36.937.637.937.438.7837.538.436.536.635.835.235.735.5     15.611.514.113.322.711.311.312.712.712.911.414.112.3     21.326.123.824.116.0826.227.123.823.922.923.821.623.2
粗铜中硫含量在系统达到稳定状态时其值约为0.08％。炉渣中含有15％的铜。这个结果很接近化学平衡浓度。铜的平衡如下：
初始金属铜：330.5g；
初渣中含铜：33.8g
精矿中含铜：237g；
终渣中含铜：113g；
最终铜：488g；
铜的分配比：81％转化为金属。
吹炼过程中炉渣组成为Al2O3 2-4％、MgO 1.0％、Fe 34-38.5％、Fe3+/Fe全(修正)1.00、CaO/Fe 0.6以及S＜0.2％。
所有实验的氧气利用率大于95％，渣中氧化镁的浓度小于2％。熔池中三氧化二铝浓度的增加是由于氧枪的侵蚀，但仍低于6％。在实验1中有镍的富集，是由于实验的前面部分使用不锈钢氧枪造成的。通过实验结果分析，可以看出，温度的变化对炉渣中的铜含量和粗铜中的硫含量都没有影响。通过对比实验2和实验6、7的结果可以确定氧枪埋入氧化状态的粗铜相和炉渣相的深度的作用大小。在氧气的化学计量比为105％(实验2和6)时，埋入深度浅的空气喷吹使得较多的炉渣氧化(较高的Fe3+/Fe全)，并且粗铜中硫含量升高，炉渣中铜含量降低。这表明氧气在炉渣中富集，但是不能有效地传送到粗铜相与硫反应。尽管在实验7中硫含量降低为0.08％，并且炉渣中的铜含量接近平衡浓度，但它必须使氧气的化学计量比提高为116％，喷吹速率为7 l/min。这样，相应地使得比使用氧枪埋入更深(实验五中喷吹速率为5.7 l/min)而得到粗铜含硫量相同的实验需要高出22％的空气流量。
实施例4
对用Mitsubishi方法与本发明方法生产铜中的硫含量水平进行了对比。在一个250kg的炉子中进行了实验。含铜冰铜组成为47.59wt％Cu、23.89wt％Fe、23.46wt％S、0.21wt％SiO2、0.05wt％MgO、0.10wt％As、0.12wt％Co、和7.93wt％Fe3O4。使用的石灰石熔剂组成为0.40wt％Cu、0.84wt％Fe、50.29wt％CaO、0.01wt％S4.01wt％SiO2、0.74wt％Al2O3、0.51wt％MgO、0.05wt％As、和0.19wt％Fe3O4。使用的精矿为用传统的破碎和浮选技术生产的铜精矿，其组成为26.05wt％Cu、28.12wt％Fe、0.30wt％CaO、30.30wt％S、7.28wt％SiO2、0.53wt％Al2O3、0.74wt％MgO、0.21wt％As、0.14wt％Co、和0.48wt％Fe3O4。使用的捣制精矿是铜精矿与吹炼炉渣精矿的混合物，其组成为30.03wt％Cu、23.43wt％Fe、0.40wt％CaO、25.37wt％S、10.27wt％SiO2、0.62wt％Al2O3、0.96wt％MgO、0.20wt％As、0.12wt％Co、和1.39wt％Fe3O4。使用的石英熔剂组成为0.03wt％Cu、1.22wt％Fe、0.37wt％CaO、96.17wt％SiO2、0.27wt％Al2O3、和0.78wt％Fe3O4。进行的22次实验采用氧枪喷入氧化性气体，使得大部分气体与粗铜相接触。每次实验的实验条件和每次实验的炉渣与粗铜分析列于下列表中：
250kg级连续吹炼铜试车实验条件
实验号 供料率含铜          石灰冰铜         石熔剂kg/h          kg/h 空气流量NM3/h 氧气流量Nm3/h 油流量l/h 温度(℃) 化学计量比％* 生成炉渣中的目标组成Fe3+/       Cu2OCao/Fe     Fe2+      /Fe 含铜冰铜总供料量kg 生产的粗铜kg 生成的炉渣kg
12345678910121314     200     31.5     232     19.5     8.3  1220     132     0.34     1.23     0.34     200     46.1     19.0
    200     31.5     60     33.5     0  1210     117     0.34     1.23     0.34     250     101.3     149.0
    200     31.5     115     25     0  1220     125     0.34     1.23     0.34     200     44.1     157.0
    200     13.9     135     15     0  1210     110     0.20     1.23     0.34     250      -     -
    200     17.3     155     21     0  1270     136     0.24     1.23     0.34     250     95.5     81.1
    200     24.0     150     20     0  1220     131     0.34     1.23     0.34     250     83.0     91.5
    200     19.8     120     25     0  1185     127     0.17     1.23     0.34     250     0.0     261.5
    200     19.8     120     25     0  1240     127     0.17     1.23     0.34     200     0.0     209.1
    200     19.8     120     20     0  1190     115     0.17     1.23     0.34     150     33.0     65.0
    200     19.8     105     20     0  1205     107     0.17     1.23     0.34     300     49.0     -
    200     19.8     100     25     0  1210     117     0.17     1.23     0.34     400     37.5     100.0
    200     39.6     75     30     0  1200     116     0.34     1.23     0.34     200     74.5     144.0
    100     0.0     115     7     0  1260     158     0.00     0.90     0.34     200     0.2     146.0
*化学计量比：实际喷入炉渣的氧气与将铁氧化成FeO及将硫氧化成SO2的化学计算量的比率，要根据存在的磁铁矿和油量进行调整。
     250kg级直接吹炼铜试车的实验条件
实验号 供料速率石灰       二氧化铜精矿       石熔剂      硅熔剂kg/h          kg/h        kg/h 氧化空气       氧气                                化学计流量       流量     油流量         温度，      量比％      目标Nm3/h      Nm3/h       l/h         ℃           *         CaO/Fe 还原空气流量          煤        油流量       温度，Nm3/h         kg/h        l/h         ℃ 铜精矿总供料kg 生产的粗铜kg 生成的炉渣kg 带走kg
 15**16**1718192122a22b     100     28.3     0     98     25     10  1230     117  0.53     -    -     -     -      200     0.0     169.5     9.7
    100     28.3     0     95     25     0  1220     114  0.53     65     15     7.5     1250      150     29.2     69.4     13.8
    150     47.3     0     120     25     5  1205     101  0.50     66     15     6.8     1240      150     31.1     48.0     4.4
    150     47.3     0     113     25     5  1230     97  0.50     -     -     -      -      200     8.5     122.0     7.2
    150     47.3     0     102     25     5  1250     91  0.50     105     20     12     1250      200     44.0     13.0     7.9
    150     0.0     5.6     98     22     0  1250     106  NA     123     10     10     1215      150     0.7     79.4     4.4
    150     47.3     0     108     33     9  1190     95  0.50     -     -      -      -      150     0.0     84.6     7
    150     47.3     0     115     30     7.5  1200     98  0.50     -     -      -      -      170     0.0     22.1     3.9
*化学计量比：实际喷入炉渣的氧气与将铁氧化成FeO及将硫氧化成SO2的化学计算量的比率，要根据存在的磁铁矿和油量进行调整。
**实验使用与炉渣精矿捣制的精矿。
    250kg级试验工作的每次试验的炉渣分析
实验号     方法     Cu％     Fe％     CaO％     S％ SiO2％  Al2O3％     MgO％     Aa％     Co％  Fe3O4％  CaO/Fe
12345678910121314     连续吹炼 24.48  38.69     13.06     0.04     1.52     0.77     0.41     0.07     0.18     26.64     0.34
    连续吹炼 24.87  39.70     13.17     0.04     1.41     0.54     0.38     0.10     0.21     24.69     0.33
    连续吹炼 26.27  38.79     11.47     0.05     1.28     0.37     0.44     0.06     0.18     28.25     0.30
    连续吹炼 17.85  47.60     9.89     1.31     1.13     0.26     0.15     0.02     0.14     58.91     0.21
    连续吹炼 14.18  51.57     9.80     0.48     1.25     0.26     0.10     0.03     0.19     70.21     0.19
    连续吹炼 19.11  46.86     10.47     0.22     1.28     0.32     0.18     0.06     0.26     54.65     0.22
    连续吹炼 37.03  34.09     6.58     0.08     1.02     0.18     0.15     0.07     0.15     9.95     0.19
    连续吹炼 46.95  26.04     5.54     0.04     0.82     0.29     0.40     0.07     0.14     8.39     0.21
    连续吹炼 35.30  36.03     7.03     0.06     1.06     0.19     0.31     0.09     0.21     25.16     0.20
    连续吹炼 21.10  39.36     11.67     0.99     4.77     0.46     0.36     0.07     0.16     39.05     0.30
    连续吹炼 33.84  37.43     5.78     0.09     0.87     0.19     0.34     0.06     0.24     31.67     0.15
    连续吹炼 27.65  38.05     11.33     0.19     1.39     0.31     0.36     0.10     0.24     26.65     0.30
    连续吹炼 41.80  32.72     2.36     0.02     0.45     0.17     0.52     0.04     0.21     26.20     0.07
15161718192122A22B     直接吹炼铜 27.39  35.28     9.23     0.01     5.05     0.50     0.51     0.08     0.12     22.66     0.26
    直接吹炼铜 22.62  36.41     10.81     0.01     6.84     0.65     0.56     0.09     0.10     31.75     0.30
    还原 3.01  47.07     17.82     -     11.95     1.16     0.63     0.03     0.10     38.42     0.38
    直接吹炼铜 23.04  36.35     11.53     0.01     6.86     0.78     1.07     0.08     0.13     35.03     0.32
    还原 1.42  45.55     22.07     -     12.56     1.50     1.22     0.01     0.15     5.57     0.48
    直接吹炼铜 22.85  35.01     15.32     0.11     8.13     0.91     1.22     0.11     0.18     47.54     0.44
    直接吹炼铜 9.75  39.18     21.14     0.05     11.56     1.26     1.24     0.07     0.17     35.26     0.54
    还原 3.74  42.38     23.12     -     12.86     1.56     1.32     0.01     0.11     4.57     0.55
    直接吹炼铜 20.61  38.38     5.02     0.12     14.48     0.89     1.03     0.07     0.17     47.71     0.13
    还原 23.28  37.68     3.73     -     12.78     0.89     1.04     0.06     0.17     44.78     0.10
    直接吹炼铜 19.64  34.95     14.06     0.04     8.40     0.91     1.31     0.12     0.18     33.27     0.41
    直接吹炼铜 23.41  31.95     15.11     0.11     8.16     0.91     1.44     0.14     0.17     28.96     0.48
   250kg级试车生产的铜的分析，包括微量元素的分析
实验号 方法   Auppm   Znppm   Pbppm   Snppm   Pppm   Feppm   Nippm   Teppm   Asppm   Seppm   Sbppm   Cdppm   uippm   Agppm   Coppm   gppm
2356910121314 连续吹炼     15     0     350     ＜5     ＜5     29     64     22   278     18     24     ＜2     142     163     6     1030
连续吹炼     65     32     275     ＜5     ＜5     370     40     65   80     26     24     ＜2     92     312     6     440
连续吹炼     19     55   ＞1500     40     7     45     144     21   1170     15     360     ＜2     222     194     24     5200
连续吹炼     5     17     246     7     ＜5     116     56     15   608     12     33     ＜2     126     158     12     520
连续吹炼     3     5     30     33     ＜5     46     21     ＜3   96     2    ＜3     ＜2     30     120     4     110
连续吹炼     5     15     540     13     ＜5     204     66     ＜3   911     8     53     ＜2     138     125     11     4100
连续吹炼     3     19     62     10     ＜5     144     35     16   167     6     13     3     53     201     11     120
连续吹炼     4     11     173     6     146     50     41     0   143     15     12     ＜2     103     178     8     185
连续吹炼     ＞150     1160     ＜5   ＞1200     ＜5     800     320     420   1700     143     560     ＞150   ＞300     296     170     ＞5200
1617181921 直接吹炼铜     9     22     860     50     ＜5     304     154     22   1570     1     234     ＜2     108     225     7      -
直接吹炼铜     3     404  ＞1500     125     ＜5   ＞1050     448     4 ＞3000     3     300     ＜2     98     148     366     310
直接吹炼铜     5     9     71     5     ＜5     55     26     ＜3   95     7     7     ＜2     25     283     5     130
直接吹炼铜     8     1023  ＞1500     115     ＜5   ＞1050     433     19 ＞3000     8     172     ＜2     89     162     ＞1500     381
直接吹炼铜     ＜2     11    140     20     ＜5     41     67     8   2000     2     137     ＜2     140     238     4     110
这个250kg炉子曾用于熔化含铅熔渣会造成制备的铜有些杂质。
每次实验炉渣中铜含量与铜中硫含量的关系示于图16中。图中还包括从小试模规的结果和工业上Mitsubishi连续吹炼炉公开的数据。
从图16可以看出，随着炉渣中铜含量的升高，粗铜中硫含量降低。对于任意给定的炉渣中铜的百分比，特别是在低硫含量的条件下，用本发明制备的粗铜其硫含量一般比其他使用氧枪的连续吹炼方法所公开的数据要低。
本发明对吹炼硫化铜冰铜和精矿有用。
虽然本发明以参考实施例的方式进行了描述，我们可以看出本发明可以以许多其他的形式体现。

Claims (19)

1．一种吹炼硫化铜冰铜和/或硫化铜精矿制备粗铜的方法，包括以下工序：
将冰铜和/或精矿与合适的熔剂一起加入到含有连续熔融炉渣相和熔融粗铜相的搅动熔池中，其中冰铜和/或精矿分散在炉渣相中并与之快速反应，连续炉渣相浮在连续熔融粗铜相之上，在连续的炉渣相和连续的粗铜相之间形成一个界面，
通过埋入式氧枪顶吹喷入含氧气体，该气体能与冰铜或精矿反应，形成低硫粗铜相、炉渣和二氧化硫，
氧枪端部深埋入连续炉渣相中相对于炉渣相和粗铜相界面一定深度，使得大部分气体与粗铜相接触，和
从连续炉渣相中分离出粗铜相。
2．根据权利要求1的方法，其中调整氧枪端部在连续炉渣相中的位置使得其端部位于上述炉渣/粗铜相界面的附近。
3．根据权利要求1或2的方法，其特征在于熔池深度与直径的比率通常大于0.2。
4．一种吹炼硫化铜冰铜和/或硫化铜精矿制备粗铜的方法，包括以下工序：
将冰铜和/或精矿与合适的熔剂一起加入到含有连续熔融炉渣相和熔融粗铜相的搅动熔池中，其中冰铜和/或精矿分散在炉渣相中，并与之快速反应，连续炉渣相浮在连续熔融粗铜相之上，在连续炉渣相和连续粗铜相之间形成一个界面；
通过埋入式氧枪顶吹喷入含氧气体，该气体与连续炉渣相和连续粗铜相反应，而连续炉渣相再与冰铜或精矿反应形成低硫粗铜相、炉渣和二氧化硫；
氧枪端部深埋入连续炉渣相中，其深度相对于炉渣/粗铜相界面来调整，从而在一定炉渣中铜浓度条件下降低硫在粗铜相中的含量，调整氧枪端部深度使其在上述界面附近从而保证大部分气体与连续粗铜相接触；和
从连续炉渣相中分离出粗铜。
5．根据权利要求4的方法，其特征在于硫在所述粗铜相中的含量为小于0.1重量％。
6．根据权利要求1的方法，其特征在于炉渣高度氧化，主要由氧化铜、氧化钙、铁和亚铁的氧化物、以及二氧化硅的熔体组成。
7．根据权利要求1的方法，其特征在于加入熔池中的硫化铜冰铜含有Cu2S和FeS的混合物。
8．根据权利要求1的方法，其特征在于硫化铜冰铜是在熔炼炉中熔炼硫化铜精矿而制备的。
9．根据权利要求1的方法，其特征在于硫化铜冰铜在加入熔池之前要粒化。
10．根据权利要求1的方法，其特征在于冰铜和/或精矿的粒径小于25mm。
11．根据权利要求1的方法，其特征在于熔剂是石灰石或石英，含氧气体是空气或富氧空气。
12．根据权利要求1的方法，其特征在于含氧气体用一根或多根氧枪垂直向下喷吹到炉渣表面以下。
13．根据权利要求1的方法，其特征在于含氧气体中氧气的化学计量比为90％到120％。
14．根据权利要求1的方法，其特征在于炉渣含有氧化钙，铁和二氧化硅，炉渣中CaO/Fe的比率为0.15到0.7,CaO/SiO2的比率为5到10。
15．根据权利要求1的方法，其特征在于冰铜在炉渣中保持弥散状态。
16．根据权利要求15的方法，其特征在于通过在工艺操作中将冰铜以颗粒的形式加入熔池表面使冰铜保持弥散状态；维持深的炉渣相，以确保炉渣能被喷吹气体很好地搅拌；通过深埋的氧枪使喷吹的大部分氧气进入粗铜相。
17．根据权利要求1的方法还包含将块煤加入熔池中，在炉渣中开辟可以发生还原反应的另一反应区域。
18．根据权利要求1的方法，其特征在于成品粗铜中硫含量小于0.1重量％。
19．根据权利要求1的方法，其特征在于对于炉渣中铜的百分比一定的情况下，成品粗铜中的硫含量在平衡值的两倍以内。
CN95193730A 1994-06-30 1995-06-27 铜的吹炼 Expired - Lifetime CN1043667C (zh)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AUPM6577 1994-06-30
AUPM6577A AUPM657794A0 (en) 1994-06-30 1994-06-30 Copper converting

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN1151190A CN1151190A (zh) 1997-06-04
CN1043667C true CN1043667C (zh) 1999-06-16

Family

ID=3781145

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN95193730A Expired - Lifetime CN1043667C (zh) 1994-06-30 1995-06-27 铜的吹炼

Country Status (11)

Country Link
US (1) US5888270A (zh)
EP (1) EP0771363B1 (zh)
JP (1) JP3907203B2 (zh)
KR (1) KR100387110B1 (zh)
CN (1) CN1043667C (zh)
AU (2) AUPM657794A0 (zh)
BR (1) BR9508162A (zh)
CA (1) CA2193068C (zh)
DE (1) DE69522809T2 (zh)
ES (1) ES2163516T3 (zh)
WO (1) WO1996000802A1 (zh)

Families Citing this family (29)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6042632A (en) * 1996-01-17 2000-03-28 Kennecott Holdings Company Method of moderating temperature peaks in and/or increasing throughput of a continuous, top-blown copper converting furnace
US6210463B1 (en) 1998-02-12 2001-04-03 Kennecott Utah Copper Corporation Process and apparatus for the continuous refining of blister copper
US6231641B1 (en) 1998-02-12 2001-05-15 Kennecott Utah Copper Corporation Enhanced phase interaction at the interface of molten slag and blister copper, and an apparatus for promoting same
WO1999041420A1 (en) * 1998-02-12 1999-08-19 Kennecott Utah Copper Corporation Process and apparatus for the continuous refining of blister copper
US6174492B1 (en) 1998-02-12 2001-01-16 Kennecott Utah Copper Corporation Forebay for am Metallurgical furnace
JP3682166B2 (ja) * 1998-08-14 2005-08-10 住友金属鉱山株式会社 硫化銅精鉱の熔錬方法
BR0016890A (pt) * 2000-01-04 2002-10-08 Outokumpu Oy Método para a produção de cobre blister em reator em suspensão
JP3702764B2 (ja) * 2000-08-22 2005-10-05 住友金属鉱山株式会社 硫化銅精鉱の熔錬方法
US6478847B1 (en) 2001-08-31 2002-11-12 Mueller Industries, Inc. Copper scrap processing system
FI115536B (fi) * 2001-09-21 2005-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä raakakuparin tuottamiseksi
US20060236812A1 (en) * 2003-08-23 2006-10-26 Andreas Flizwieser Method for the pyrometallurgical producing of copper in a converter
BRPI0509349B8 (pt) * 2004-04-07 2023-03-28 Ausmelt Ltd Processo para converter cobre
US8657174B2 (en) * 2008-02-14 2014-02-25 Ethicon Endo-Surgery, Inc. Motorized surgical cutting and fastening instrument having handle based power source
JP5208898B2 (ja) * 2009-09-30 2013-06-12 パンパシフィック・カッパー株式会社 自溶製錬炉の操業方法及び原料供給装置
RU2495944C1 (ru) * 2012-03-12 2013-10-20 Общество с ограниченной ответственностью Научно-технологический центр "Аурум" Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов
CN102605191B (zh) * 2012-04-16 2013-12-25 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜精矿直接生产粗铜的方法
SE537235C2 (sv) * 2012-09-21 2015-03-10 Valeas Recycling Ab Förfarande och arrangemang för återvinning av förångningsbara ämnen ur en slagg medelst plasmainducerad förångning
RU2520292C1 (ru) * 2012-12-06 2014-06-20 Общество С Ограниченной Ответственностью "Медногорский Медно-Серный Комбинат" Способ переработки сульфидных медно-свинцово-цинковых материалов
CN103014370B (zh) * 2012-12-24 2014-02-19 中国恩菲工程技术有限公司 铜锍底吹吹炼工艺和铜锍底吹吹炼炉
CN103014371B (zh) * 2012-12-24 2014-02-19 中国恩菲工程技术有限公司 铜锍底吹吹炼工艺和铜锍底吹吹炼炉
AU2013204818B2 (en) 2013-04-12 2015-02-19 Metso Metals Oy Molten bath temperature measurement for a top submerged lance injection installation
RU2533294C1 (ru) * 2013-04-16 2014-11-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ переработки сульфидного никелевого сырья
WO2015077900A1 (es) 2013-11-28 2015-06-04 Gabriel Angel Riveros Urzúa Método para el procesamiento continuo de mata de cobre o mata de cobre-níquel
RU2556950C1 (ru) * 2013-12-30 2015-07-20 Александр Александрович Веселовский Способ получения черновой меди сплавлением цементных медесодержащих осадков с медным штейном
EP3307917B1 (en) * 2015-06-12 2021-09-15 Glencore Technology Pty Limited Method for treating copper concentrates
RU2639195C1 (ru) * 2016-12-02 2017-12-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" Способ переработки никельсодержащих сульфидных медных концентратов
RU2734613C2 (ru) * 2019-02-08 2020-10-21 Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский и проектный институт обогащения и механической обработки полезных ископаемых "Уралмеханобр" Горизонтальный конвертер и способ совмещенной плавки-конвертирования
CN111334671A (zh) * 2020-04-03 2020-06-26 河南豫光金铅股份有限公司 一种辉铜矿的短流程高回收率冶炼方法
CN112981134A (zh) * 2021-04-22 2021-06-18 中国恩菲工程技术有限公司 连续炼铜工艺和连续炼铜系统

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1062556A (zh) * 1990-11-20 1992-07-08 三菱材料株式会社 连续冶炼铜的方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1922301A (en) * 1929-08-26 1933-08-15 Thomas M Kekich Method of treating liquid matte
SU274915A1 (ru) * 1968-04-24 1977-12-05 Проектный И Научно-Исследовательский Институт "Гипроникель" Способ непрерывного конвертировани металлургических расплавов
CA931358A (en) * 1971-02-01 1973-08-07 J. Themelis Nickolas Process for continuous smelting and converting of copper concentrates
JPS5143015B2 (zh) * 1972-05-04 1976-11-19
FI64190C (fi) * 1979-06-20 1983-10-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer oxidering av smaelt jaernfattig metallsten til raometall
AU573925B2 (en) * 1984-02-10 1988-06-23 Sumitomo Metal Mining Company Limited Production of copper in a converter with top and bottom blowing
CA1322659C (en) * 1987-03-23 1993-10-05 Samuel Walton Marcuson Pyrometallurgical copper refining
US5281252A (en) * 1992-12-18 1994-01-25 Inco Limited Conversion of non-ferrous sulfides

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1062556A (zh) * 1990-11-20 1992-07-08 三菱材料株式会社 连续冶炼铜的方法

Also Published As

Publication number Publication date
DE69522809D1 (de) 2001-10-25
JP3907203B2 (ja) 2007-04-18
KR100387110B1 (ko) 2003-08-25
DE69522809T2 (de) 2002-04-04
CA2193068A1 (en) 1996-01-11
ES2163516T3 (es) 2002-02-01
EP0771363A4 (en) 1997-02-24
BR9508162A (pt) 1998-07-14
AUPM657794A0 (en) 1994-07-21
AU699126B2 (en) 1998-11-26
CN1151190A (zh) 1997-06-04
US5888270A (en) 1999-03-30
WO1996000802A1 (en) 1996-01-11
CA2193068C (en) 2009-11-17
EP0771363B1 (en) 2001-09-19
EP0771363A1 (en) 1997-05-07
JPH10502127A (ja) 1998-02-24
AU2780395A (en) 1996-01-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN1043667C (zh) 铜的吹炼
CN1060818C (zh) 生产水硬粘合料、粗钢、金属和/或合金例如铁铬合金或铁钒合金的方法
CN1029839C (zh) 具有高二氧化锆含量的熔铸耐火材料产品
CN101029345A (zh) 低磷电渣重熔钢的生产方法
CN1268187A (zh) 炼铁和钢的方法
CN1368557A (zh) 生产金属铁的中间体、其制造方法及设备
CN1019136B (zh) 制备炼钢用生铁的方法和设备
CN101076494A (zh) 硅的精制方法以及硅
CN1037858C (zh) 生产钢和水硬活性胶结物的方法
CN111876611A (zh) 一种粗铜火法精炼深度脱除砷、铅、锌、锡的方法
CN1430681A (zh) 制造矿棉的方法和用于此方法的钴基合金及其它应用
CN1786227A (zh) 用含钒生铁或海绵铁直接熔炼钒合金钢或钒钛合金钢的方法
CN1014804B (zh) 处理硫化铅或硫化铅-锌矿石和/或精矿的方法
CN1208475C (zh) 直接熔炼方法
CN1010105B (zh) 硫、氧和氮含量低的铁-钴-和镍-基合金的生产方法
JPWO2005068669A1 (ja) スラグフューミング方法
CN1032034A (zh) 高铬铁水的脱碳方法
CN1013279B (zh) 制造含铬生铁的方法
CN1234889C (zh) 铂族金属硫化矿或其浮选精矿提取铂族金属及铜镍钴
CN1020115C (zh) 生产低硫含铬铁水的方法
CN1071203A (zh) 金属精炼法
CN1028222C (zh) 制备自支承陶瓷材料的方法
CN1188533C (zh) 铜锌钴分离的熔炼法
JP4695488B2 (ja) 溶銑用精錬材および溶銑の精錬方法
CN1015549B (zh) 氧化铁矿石的熔炼还原法

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
REG Reference to a national code

Ref country code: HK

Ref legal event code: GR

Ref document number: 1043803

Country of ref document: HK

CX01 Expiry of patent term

Expiration termination date: 20150627

Granted publication date: 19990616

EXPY Termination of patent right or utility model