CN105087950B - 从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法及造粗铜的炉窑 - Google Patents

Abstract

从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法及造粗铜的炉窑，该方法将熔融高磁性铜氧化渣排放至可水平转动的炉窑内进行还原熔炼，加入熔剂调整高磁性铜氧化渣的Fe/SiO₂比为1.5～1.8；在还原熔炼过程通入氮气搅拌高磁性铜氧化渣，投入高磁性铜氧化渣重量15～20％的冰铜或高磁性铜氧化渣重量30～45％的铜精矿进行熔炼还原后，将炉内熔体澄清分离后扒渣；之后将风口切换通入压缩富氧空气，转动炉窑，对炉内熔体进行吹炼，使炉内冰铜氧化得到粗铜；然后再次使熔体沉降分离后扒渣，最后排放粗铜。本发明可降低高磁性铜氧化渣含铜及其磁性铁含量，提高氧化渣的流动性，便于氧化渣中铜的沉降分离，从而提高冶炼铜直收率，降低冶炼过程能耗，提高产量。

Description

从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法及造粗铜的炉窑

技术领域

本方法属于有色冶金工艺及设备技术，是一种从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法及其造粗铜的炉窑。

背景技术

目前顶吹吹炼炉、底吹炉或闪速吹炼炉产出的高磁性铜氧化渣含铜高、渣磁性铁含量高，炉内本身不具备渣还原或沉降分离能力，导致渣含铜较高，大量渣含铜在冶炼流程内循环，从而导致了铜冶炼能耗高等问题。冰铜富氧吹炼是一个强化冶炼过程，物料中的铜被强化成氧化亚铜，而氧化亚铜在铁渣中的溶解度高，极易与铁渣形成高磁性铜氧化渣，从物相分析来看，其主要是铜铁的共熔体，化学式为CuFe₂O₄，铁为磁性铁形式结合氧化亚铜，结合力较强，其含Cu约20％，含铁约45％。行业里对其处理方法主要有：渣缓冷后选矿法、沉降电炉还原硫化贫化法、水淬后返熔炼配料等，这些方法的缺点是选矿回收率低、铜损失大，电炉还原效率低、炉底易起冻结层、能耗高，水淬返熔炼带来能耗增高、系统内铜循环量大。

发明内容

本发明的目的是为了解决上述现有技术存在的问题，提供一种可对高磁性铜氧化渣进行还原、一步产出粗铜、降低还原渣含铜、减少冶炼系统内循环的铜量，从而降低冶炼能耗及相关成本的从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法及其造粗铜的炉窑。

本发明的目的通过如下技术方案实现：

从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法，方法步骤如下：

1)将熔融高磁性铜氧化渣排放至可水平转动的炉窑内进行还原熔炼，加入熔剂调整高磁性铜氧化渣的Fe/SiO₂比为1.5～1.8，炉窑炉膛温度保持在1300℃～1320℃，高磁性铜氧化渣熔体保持1250℃～1270℃；

2)在还原熔炼过程，从炉窑的底部风口通入氮气，搅拌接收的高磁性铜氧化渣，防止炉结生成；投入高磁性铜氧化渣重量15～20％的冰铜、2～4％的石英砂、1～2％的还原煤进行熔炼还原，或投入高磁性铜氧化渣重量30～45％的铜精矿、5～8％的石英砂、1～2％的还原煤进行熔炼还原，通过风口的氮气搅拌，使冰铜或铜精矿与高磁性铜氧化渣发生交互反应，反应结束后，转动炉窑炉体，至炉窑的风口位于炉内熔体表面之上，经9～11min的澄清分离后进行扒渣，还原结束控制目标渣的Fe/SiO₂比例在1.5～2.0；

3)完成还原扒渣后，将炉窑风口切换通入压缩富氧空气，转动炉窑，对炉内熔体进行吹炼，使炉内冰铜氧化得到粗铜；

4)吹炼至烟气含SO₂浓度降低至1％以下时，倾转炉体至风口远离熔体，使熔体在相对静态条件下沉降分离9～11min后扒渣，扒渣结束后通过炉体的出铜口排放粗铜。

上述步骤2)所述冰铜品位为55～60％，所述铜精矿品位为20～25％。

采用本发明所述的从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法的造粗铜的炉窑，炉窑的炉体为水平安装于座圈上并可沿轴向转动的圆柱形炉体，炉体的顶部和底部分别设置有进料口和风口，炉体的前端上部设置有接渣口，炉体的后端设置有烧嘴，炉壁上部设置有粗铜排放口。

所述圆柱形炉体的转动角度为90°～270°。炉体的接渣口外接溜槽的出口端，溜槽的入口端位于吹炼炉的出渣口1下方。在炉窑上方设置有进料皮带。

本发明实现了在同一炉窑内，通过还原熔炼、一次澄清分离、排渣、吹炼、二次澄清分离、排铜的过程，将顶吹吹炼炉、底吹炉或闪速吹炼炉产出的含Cu约20％、含铁约45％的高磁性铜氧化渣一步还原成粗铜，使还原渣含磁性铁量降低至20％以下，显著改善还原渣的流动性、降低还原渣的粘度，便于渣中铜的沉降分离，还原渣含铜可一步降低至3％以下甚至更低，较低品位的还原渣经缓冷后可送渣选矿系统回收其中的有价金属铜。从而提高冶炼铜直收率，减少冶炼系统流程内循环的高磁性铜氧化渣量，降低冶炼过程能耗，提高产量。

附图说明

图1为本发明从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的装置示意图。

具体实施方式

实施例1

图1所示为实现本发明方法的一种炉窑的示意图。该炉窑的炉体1为水平安装于座圈2上并可沿轴向转动的圆柱形炉体，炉体顶部设置有进料口3，炉体底部设置有直线排列的风口4，风口内部设置有旋风片，风口可用于切换喷射压缩富氧空气、氮气。炉体的前端上部设置有接渣口5，炉体的后端设置有烧嘴6，炉壁上部设置有粗铜排放口7，用于扒渣后排放粗铜。圆柱形炉体1的转动角度为90°～270°。实际生产中，可将炉体的接渣口5通过溜槽8与吹炼炉9的出渣口10连接，溜槽8的出口端位于接渣口5上方，溜槽8的入口端位于吹炼炉9的出渣口10下方，直接将吹炼炉产生的高磁性铜氧化渣送入炉窑的炉体1内。省时省力，高效安全。在炉窑上方设置有进料皮带14，用于输送熔剂仓11、铜精矿仓或冰铜仓12、细颗粒还原煤仓13。在炉窑底部放置还原渣接收渣包15。炉体依靠驱动装置16驱动转动。

高磁性铜氧化渣自顶吹炉1的出渣口10，经溜槽3排放进炉窑的接渣口4进入炉体1内，炉窑接收高磁性铜氧化渣的接渣口4同时还是炉窑冶炼过程的烟气排放口，烟气经该排放口排放至环保烟气处理系统后送烟囱排放。进料口3是铜精矿或冰铜以及还原煤\熔剂等的进料口又是扒渣口。炉窑烧嘴6燃烧柴油、重油或天然气等均可，使用富氧助燃，保持炉窑炉膛温度在1300℃～1320℃，高磁性铜氧化渣熔体保持1250℃～1270℃。高磁性铜氧化渣的Fe/SiO₂比例控制在1.5～1.8，以保持氧化渣中含有一定量的游离石英。冰铜仓12预先装好100吨品位55～60％的冰铜，准备用于氧化渣的还原。待炉窑接收完300吨左右高磁性铜氧化渣后，通过进料皮带14向炉体内投入冰铜60吨、石英砂熔剂6吨、还原煤3吨，保持炉体风口4吹入氮气搅拌熔池10min后，使加入的冰铜与炉内的高磁性铜氧化渣充分反应，完成高磁性铜氧化渣混合冰铜或铜精矿还原熔炼过程。

本实施例中，冰铜的投入量控制在高磁性铜氧化渣重量的15～20％，石英砂的投入量控制在高磁性铜氧化渣重量的2～4％，还原煤的投入量控制在高磁性铜氧化渣重量的1～2％。当窑接收的高磁性铜氧化渣为300吨时，冰铜的投入量可控制在45～60吨，石英砂的投入量可控制在6～12吨，还原煤的投入量可控制在3～6吨。

冰铜还原高磁性铜氧化渣过程主要发生以下反应：

4CuFe₂O₄+6C+4SiO₂(游离石英)+Cu₂S＝6Cu+4(2FeO·SiO₂)+6CO+SO₂；

2CO+O₂＝2CO₂。

在还原过程，铜铁共熔体化合物被还原解离，解离出来的成分有氧化亚铜和氧化亚铁，氧化亚铜与冰铜中的硫化亚铜发生强烈交互反应，一步造出粗铜，粗铜将沉淀于炉底；而解离出来的氧化亚铁则与原高磁性铜氧化渣中过剩的游离石英发生造渣反应，结合生成铁橄榄石渣相。此外，炉内冰铜中的硫化亚铁还可将解离出来的氧化亚铜发生流化还原反应，将氧化亚铜还原成硫化亚铜，而硫化亚铜将于氧化亚铜发生交互反应，也同样一步造出粗铜。还原煤和冰铜同时对高磁性铜氧化渣进行还原过程，根据渣型实际情况确定加熔剂量，控制还原渣的Fe/SiO₂比例控制在1.5～1.8即可，磁性铁含量可一步降低至20％以下，还原渣含铜降低至3％以下。

完成还原后，切换风口的氮气为富氧压缩空气，转动炉窑，对炉内的熔体进行吹炼过程，使炉内的冰铜快速氧化生产粗铜，提高吹炼效率。当所设置的烟气SO₂在线分析仪检测到烟气含SO₂浓度降低至1％以下时，即可将风口远离熔池，熔体在相对静态条件下沉降分离10min后，倾转炉体，将还原渣经炉窑进料口3扒渣至渣包15内。还原渣扒干净后，即可将炉内粗铜经铜排放口7排放至粗铜精炼炉或一步浇铸粗铜锭，每炉期可还原产出>97.5％品位的粗铜约72吨。

实施例2

如图1所示，高磁性铜氧化渣自顶吹炉9的出渣口10，经溜槽8排放到炉窑的接渣口5进入炉体1内，接渣口同时也是炉窑冶炼过程的烟气排放口，烟气经该排放口排放至环保烟气处理系统后送烟囱排放。炉窑烧嘴6燃烧柴油、重油或天然气等均可，使用富氧助燃，保持炉窑炉膛温度在1300℃～1320℃，高磁性铜氧化渣熔体保持1250℃～1270℃。高磁性铜氧化渣的Fe/SiO₂比例控制在1.5～1.8，保持氧化渣中含有一定量的游离石英。铜精矿仓12预先装好150吨品位20～25％的铜精矿进行氧化渣的还原。待炉窑接收完300吨左右高磁性铜氧化渣后，通过进料皮带14输送向炉内投入铜精矿120吨，熔剂石英砂23吨、还原煤5吨，保持炉窑风口使用氮气搅拌熔池9～11min后，通过炉窑风口4通入氮气，使加入的铜精矿与炉内的高磁性吹炼渣充分反应，完成高磁性铜氧化渣混合冰铜或铜精矿还原熔炼过程。

本实施例中，铜精矿的投入量控制在高磁性铜氧化渣重量的30～45％，石英砂的投入量控制在高磁性铜氧化渣重量的5～8％，还原煤的投入量控制在高磁性铜氧化渣重量的1～2％。当窑接收的高磁性铜氧化渣为300吨时，铜精矿的投入量可控制在90～135吨，石英砂的投入量可控制在15～24吨，还原煤的投入量可控制在3～6吨。

冰铜还原高磁性铜氧化渣过程主要发生以下反应：

5CuFe₂O₄+6C+5.5SiO₂(游离)+0.5O₂+CuFeS₂＝6Cu+5.5(2FeO·SiO₂)+6CO+2SO₂；

2CO+O₂＝2CO₂。

还原过程中，铜铁共熔体化合物被还原解离，解离出来的成分有氧化亚铜和氧化亚铁，氧化亚铜与铜精矿自热反应生成的硫化亚铜(也叫冰铜相)发生强烈交互反应，一步造出粗铜，粗铜将沉淀于炉底；而解离出来的氧化亚铁则与原高磁性铜氧化渣中过剩的游离石英发生造渣反应，结合生成铁橄榄石渣相。此外，炉内铜精矿自热反应生成的硫化亚铁还可将解离出来的氧化亚铜发生流化还原反应，将氧化亚铜还原成硫化亚铜，而硫化亚铜将于氧化亚铜发生交互反应，也同样一步造出粗铜。本还原煤和铜精矿同时对高磁性铜氧化渣进行还原过程，根据渣型实际情况确定加熔剂量，控制还原渣的Fe/SiO₂比例控制在1.8～2.0即可，磁性铁含量可一步降低至20％以下，还原渣含铜降低至3％以下。

还原结束后，将风口的氮气切换为富氧压缩空气，并将炉窑倾角增大10度，使压缩风将过剩冰铜吹炼成粗铜相。当烟气含SO₂浓度降低至1％以下时，即可将炉窑风口远离熔池，熔体在相对静态条件下沉降分离9～11min后，倾转炉子，将还原渣经炉窑进料口3扒渣至渣包15内。还原渣扒干净后，即可将炉内粗铜经铜排放口7排放至粗铜精炼炉或一步浇铸粗铜锭，每炉期可还原产出>97.5％品位的粗铜约72吨。

当顶吹炉1故障，没有高磁性吹炼渣产出时，通过进料皮带14加入铜精矿，炉窑风口4通入富氧压缩空气，进行氧化熔炼过程，当炉内熔体一定量时，倾转窑体，使炉窑风口4置于熔体表面，当炉内熔体沉降10min左右，从进料口3完成扒渣过程，然后倾转窑体，风口仍然使用压缩空气，对炉内冰铜进行吹炼，生产粗铜。也可直接投入冰铜，在该发明炉窑内进行冰铜生产粗铜的冶炼。

本发明将顶吹吹炼炉、底吹炉或闪速吹炼炉产出的高温熔融高磁性铜氧化渣经溜槽排放至水平放置的柱形炉窑内，经还原熔炼、一次澄清分离、排渣、吹炼、二次澄清分离、排铜六个过程，实现了一步生产粗铜。

除非另有说明,本发明所述百分比含量均为质量百分比含量。

Claims (2)

1.从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法，其特征在于，方法步骤如下：

1)将熔融高磁性铜氧化渣排放至可水平转动的炉窑内进行还原熔炼，加入石英砂调整高磁性铜氧化渣的Fe/SiO₂比为1.5～1.8，炉窑炉膛温度保持在1300℃～1320℃，高磁性铜氧化渣熔体保持1250℃～1270℃；

2)在还原熔炼过程，从炉窑的底部风口通入氮气，搅拌接收的高磁性铜氧化渣，防止炉结生成；投入高磁性铜氧化渣重量15～20％的冰铜、2～4％的石英砂、1～2％的还原煤进行熔炼还原，或投入高磁性铜氧化渣重量30～45％的铜精矿、5～8％的石英砂、1～2％的还原煤进行熔炼还原，通过风口的氮气搅拌，使冰铜或铜精矿与高磁性铜氧化渣发生交互反应，反应结束后，转动炉窑炉体，至炉窑的风口位于炉内熔体表面之上，经9～11min的澄清分离后进行扒渣，还原结束控制目标渣的Fe/SiO₂比例在1.5～2.0；

3)完成还原扒渣后，将炉窑风口切换通入压缩富氧空气，转动炉窑，对炉内熔体进行吹炼，使炉内冰铜氧化得到粗铜；

4)吹炼至烟气含SO₂浓度降低至1％以下时，倾转炉体至风口远离熔体，使熔体在相对静态条件下沉降分离9～11min后扒渣，扒渣结束后通过炉体的出铜口排放粗铜。

2.根据权利要求1所述的从高磁性铜氧化渣中一步造粗铜的方法，其特征在于，上述步骤2)所述冰铜品位为55～60％，所述铜精矿品位为20～25％。