CN108950209A - 一种火法炼铜工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种火法炼铜工艺,(S1)将造渣剂、硫化铜精矿和固体燃料分别通过节能造锍熔炼炉的第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗加入,物料在混料室内经研磨混合后进入到预热室进行预热,预热后的物料进入节能造锍熔炼炉内;(S2)自节能造锍熔炼炉排出的铜锍进入到复合式吹炼精炼炉内进行吹炼和精炼;(S3)自节能造锍熔炼炉排出的阳极铜制成阳极铜板供电解精炼使用。本发明实现了在不增大炉体体积的情况下实现吹炼工序和精炼工序真正的合二为一;可以在不改变现有的吹炼炉或熔炼炉体积大小的情况下进行升级改造,节约投资成本。
Description
技术领域
本发明涉及铜冶炼技术领域。具体地说是火法炼铜工艺。
背景技术
目前火法炼铜工艺在造锍熔炼环节采用向炉体内添加焦炭、石英砂以及铜原料混合熔炼获得铜锍。但目前的炉体结构使得焦炭、石英砂与铜原料混合物在炉内熔炼时间较长,而且炉渣内还夹带有较多的未被熔炼的铜原料,这些铜原料需要进行分离再回炉熔炼,提高了造锍熔炼的能耗,并且焦炭、石英砂和铜原料组成的混合料混合程度一致性较差,导致了出锍量有较大的波动。
现有技术中为了解决造锍熔炼、吹炼和精炼分炉进行而导致的生产过程不连续、占地面积大、能耗高、以及二氧化硫烟气污染等缺点,开发了造锍熔炼、吹炼和精炼一体化炼铜工艺及设备,如中国专利文献CN103952571A 和CN104988332A。中国专利文献CN103952571A实质上相当于把造锍熔炼炉、铜锍吹炼炉和精炼炉三者做成一个整体的大炉子,造锍熔炼区、吹炼区和精炼区相互之间用挡墙隔离开,其并没有从根本上减小炼铜设备的占地面积,而且在同样产量的情况下,这种回转炉的整体体积及工作时的重量非常大,实现炉体转动需要托辊、电机、齿轮等部件的可靠性极高,不仅设备初期投资的成本大大增加,而且运营及维护的成本也很高。中国专利文献 CN104988332A中的一体化炉是自上而下分为造锍熔炼区、吹炼区和精炼区,造锍熔炼区、吹炼区和精炼区相互之间没有挡墙进行隔离,为了使得铜锍从熔炼区自然沉降至吹炼区、粗铜从吹炼区自然沉降值精炼区并最终生产出符合要求的阳极铜,必须将炉子的纵向高度做得足够大,否则根本无法实现分区冶炼,这会使得炉体比较高大,不仅设备投资成本高、而且生产过程中具有一定的安全隐患;从火法炼铜的工艺角度考虑,造锍熔炼工序耗氧量最大、反应最剧烈、出渣量最大,而吹炼和精炼工序出渣量相对要小很多、并且反应剧烈程度远远低于造锍熔炼工序,如果造锍熔炼区与吹炼区、精炼区不进行物理隔离,造锍熔炼过程中的物料及产生的渣会在剧烈反应过程中进入到吹炼区和精炼区,并且吹炼区和精炼区产生的渣上浮必须要通过造锍熔炼区,这就使得吹炼区和精炼区的渣上浮难度加大,在连续生产过程中为了确保阳极铜的质量,必须要加大吹炼区和精炼区的供气量、加高炉体高度、延长物料在炉体中的停留时间以便促进渣上浮。
此外,火法冶炼铜工艺的电解精炼环节的电极通常需要提前制备,而且依靠单一阴极来沉积析出的铜不仅耗时长而且耗能多,并且单一槽腔使得粗铜中析出的杂质比较容易沉积在阴极,使得精炼铜的质量下降。
发明内容
为此,本发明所要解决的技术问题在于提供一种在不增大炉体体积的情况下实现吹炼工序和精炼工序合二为一的火法炼铜工艺。
为解决上述技术问题,本发明提供如下技术方案:
一种火法炼铜工艺,其特征在于,包括如下步骤:
(S1)将造渣剂、硫化铜精矿和固体燃料分别通过节能造锍熔炼炉的第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗加入,物料在混料室内经研磨混合后进入到预热室进行预热,预热后的物料进入节能造锍熔炼炉内,向节能造锍熔炼炉内鼓入的富氧气体中氧气的体积分数为60-80%、进气压力为 0.3-1.0Mpa,炉内温度为1150-1250℃;造渣剂为石灰石和石英砂,石灰石、石英砂、硫化铜精矿所含铁元素三者的质量比为(0.4-0.5):(0.55-0.65): 1;
(S2)自节能造锍熔炼炉排出的铜锍进入到复合式吹炼精炼炉内进行吹炼和精炼;向复合式吹炼精炼炉内鼓入的富氧空气中氧气的体积分数为70-80%、进气压力为0.5-1Mpa;向复合式吹炼精炼炉内鼓入的还原气体为天然气、进气压力为0.2-0.4Mpa;复合式吹炼精炼炉内的温度为1220-1250℃,同时向复合式吹炼精炼炉内加入石灰石和石英砂作为造渣剂,以铜锍中的铁元素含量为标准,配料质量比为,石灰石:石英砂:铜锍所含铁元素=(0.45-0.8): (0.18-0.85):1;复合式吹炼精炼炉,所述复合式吹炼精炼炉包括吹炼精炼炉体、第一吹气元件、第二吹气元件、吹炼精炼炉底和吹炼精炼炉盖,所述吹炼精炼炉盖安装在所述吹炼精炼炉体的顶端开口处,所述吹炼精炼炉底安装在所述吹炼精炼炉体的底部,所述第一吹气元件和所述第二吹气元件分别位于所述吹炼精炼炉底的上表面上,并且所述第一吹气元件环绕所述第二吹气元件设置;
(S3)自节能造锍熔炼炉排出的阳极铜制成阳极铜板供电解精炼使用,电解质溶液中无水硫酸铜的加入量为70-170g/L、98wt%浓硫酸的加入量为 60-120mL/L,并且每吨阳极铜向电解液中加入硫脲20-50g、聚丙烯酰胺 20-30g、明胶50-100g、干酪素30-70g、以及25wt%的盐酸200-300mL;电解液温度为60-70℃,电流密度为200-255A/m2。
上述火法炼铜工艺,所述第二吹气元件由圆柱形供气本体和半球形吹气端头组成,所述吹炼精炼炉底中心开设有安装中心孔,所述圆柱形供气本体位于在所述安装中心孔内并与所述安装中心孔过盈配合,并且所述圆柱形供气本体的上表面与所述吹炼精炼炉底的上表面平齐,所述半球形吹气端头的球直径与所述圆柱形供气本体的底面直径相等;所述圆柱形供气本体的轴向中心设置有互不导通的第二氧化供气通道和第二还原供气通道,所述第二氧化供气通道和所述第二还原供气通道同轴且所述第二还原供气通道环绕所述第二氧化供气通道;所述半球形吹气端头上开设有第二氧化吹气通道和第二还原吹气通道,所述第二氧化吹气通道和所述第二还原吹气通道均沿所述半球形吹气端头的球体半径方向设置,所述第二氧化吹气通道的直径随着所述第二氧化吹气通道与所述吹炼精炼炉体轴线夹角的变大而逐渐变大,所述第二还原吹气通道的直径随着所述第二还原吹气通道与所述吹炼精炼炉体轴线夹角的变大而逐渐变大;所述第二氧化吹气通道与所述吹炼精炼炉底的上表面的夹角B大于或等于45°、所述第二还原吹气通道与所述吹炼精炼炉底的上表面的夹角A大于或等于15°且小于45°;所述第二氧化吹气通道与所述第二氧化供气通道流体导通,所述第二还原吹气通道与所述第二还原供气通道流体导通。
上述火法炼铜工艺,所述第一吹气元件的厚度自所述吹炼精炼炉体内壁至所述半球形吹气端头线性变薄,并且所述第一吹气元件上分别设置有互不导通的第一氧化吹气通道和第一还原吹气通道,所述第一氧化吹气通道占据所述第一吹气元件径向外侧半区,所述第一还原吹气通道占据所述第一吹气元件径向内侧半区;所述第一氧化吹气通道的直径沿所述第一吹气元件径向由外至内依次变大,所述第一还原吹气通道的直径沿所述第一吹气元件径向由外至内也依次变大;所述第一氧化吹气通道下方的所述吹炼精炼炉底上设置有氧化供气室,第一还原吹气通道下方的所述吹炼精炼炉底上设置有还原供气室;所述第一氧化吹气通道依次通过所述氧化供气室、所述吹炼精炼炉底上的氧化气体通道与所述第二氧化供气通道流体导通,所述第二还原吹气通道依次通过所述还原供气室、所述吹炼精炼炉底上的还原气体通道与所述第二还原供气通道流体导通;所述第二还原供气通道与外部还原气体供气总管流体导通,所述第二氧化供气通道与外部氧化气体供气总管流体导通。
上述火法炼铜工艺,所述第一吹气元件为圆环形,并且其沿所述吹炼精炼炉体轴向的横截面为直角三角形,所述直角三角形邻近所述半球形吹气端头的角C为20~45°。
上述火法炼铜工艺,所述吹炼精炼炉盖中心开设有进料口,并且所述吹炼精炼炉盖的边沿上开设有废气出口;所述第一吹气元件的底部开设有阳极铜排放口。
上述火法炼铜工艺,所述火法炼铜工艺还包括节能造锍熔炼炉和节能电解精炼铜设备,所述节能造锍熔炼炉的出锍口与所述复合式吹炼精炼炉的进料口导通;所述复合式吹炼精炼炉的阳极铜排放口排出的铜液冷却后制成阳极板作为所述节能电解精炼铜设备的阳极制备精铜。
上述火法炼铜工艺,节能造锍熔炼炉包括炉体、吹气装置和隔板,所述炉体的上端设有进料斗、混料室、预热室、出渣口和烟道,所述炉体的下端设有吹气孔和出锍口;所述混料室内设有研磨搅拌构件,所述研磨搅拌构件与搅拌电机的输出轴传动连接;所述进料斗设置在所述混料室的上方且所述进料斗的出料口与所述混料室的进料口导通连接;所述混料室设置在所述预热室的上方且与所混料室的出料口与所述预热室的进料口导通连接,所述预热室设置在所述炉体的熔炼腔上方且所述预热室的出料口位于所述熔炼腔的正上方,所述熔炼腔位于所述出锍口的上方;所述烟道绕所述预热室室壁、所述混料室室壁和所述进料斗外壁螺旋设置;所述隔板设置在所述预热室出料口的正下方且所述隔板至少有一侧边与所述炉体内壁固定连接,所述隔板为波纹板;所述吹气装置与所述熔炼腔通过所述吹气孔流体导通连接。
上述火法炼铜工艺,在所述炉体轴向上,所述波纹板的波长由上至下逐渐增大;在所述熔炼腔内设置有2个以上所述波纹板,两个所述波纹板交叉连接于所述炉体中心轴处;所述波纹板与所述炉体炉壁围成分炼腔,位于所述分炼腔的所述炉体炉壁上设有至少一个所述吹气孔;所述进料斗内设有分隔板,所述分隔板将所述进料斗分隔成第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗;所述吹气孔出气端孔壁上沿所述吹气孔周向设置有至少3个与所述吹气孔同轴的螺旋凸起;所述吹气孔出气端为沿所述炉体外壁至所述炉体内壁收缩的锥形孔;所述锥形孔进气口直径D与所述锥形孔出气口直径d之比为1:0.92~1:0.97。
上述火法炼铜工艺,节能电解精炼铜设备包括电解槽、阳极和阴极,所述电解槽包括内槽和外槽,所述内槽槽壁上设置有导液槽;所述阴极包括主阴极和副阴极,所述主阴极和所述副阴极均包括铜制沉积构件、密封绝缘胶塞、导线和导电柱,所述导线的一端穿过所述密封绝缘胶塞与所述导电柱电连接,所述导电柱设在所述铜制沉积构件上的安装用盲孔内且与所述铜制沉积构件电连接,所述密封绝缘胶塞的下端设置在所述安装用盲孔内且与所述安装用盲孔内壁密封配合;所述阳极设置在所述内槽内,所述主阴极和所述副阴极分别设置在所述外槽内,所述内槽设置在所述外槽内且通过所述导液槽流体导通连接。
上述火法炼铜工艺,所述内槽的槽底上设置有与所述内槽同轴的锥形槽;所述密封绝缘胶塞的上端设置在所述安装用盲孔外侧;所述安装用盲孔包括上孔和下孔,所述上孔为通孔,所述下孔为盲孔,且所述上孔的直径大于所述下孔的直径;所述密封绝缘胶塞下端设置在所述上孔内且与所述上孔内壁密封配合,所述导电柱设置在所述下孔内;所述密封绝缘胶塞上端侧壁上设置有限位构件;所述内槽上设置有耐酸泵,所述耐酸泵进液端设置在所述外槽内,所述耐酸泵出液端设置在所述内槽内壁上;所述主阴极邻近所述导液槽出液口设置,所述副阴极邻近所述耐酸泵进液端设置;所述耐酸泵出液端包括主出液端和副出液端,所述主出液端设置在位于所述导液槽下方所述内槽内侧壁上,所述副出液端设置在所述内槽槽底上;位于所述导液槽下方的所述内槽内侧壁上设置有螺旋凹槽,所述主出液端设置所述螺旋凹槽内且出液方向沿所述螺旋凹槽向下;所述副出液端的出液口设置有单向止流盖板,所述单向止流盖板的一侧与所述副出液端铰接;在所述副出液端内流体的的推动下所述单向止流盖板向上打开。
本发明的技术方案取得了如下有益的技术效果:
1.在节能造锍熔炼炉中:利用研磨搅拌构件和搅拌电动机对焦炭、石英砂及石灰石和铜原料的研磨混合,使得混合料中焦炭、石英砂及石灰石、铜原料分布均匀,便于在炉体内被熔炼形成铜锍和岩渣,减少石英砂及石灰石集中带来的造渣能力下降带来的额外能耗;利用烟道对预热室内的混合物进行预热,可以提高废气中余热的利用率;利用隔板将混合物分散加热熔炼,降低混合物团聚带来的加热熔炼不便,提高焦炭等能源的利用率,缩短熔炼时间,提高熔炼效率;而且波纹板的特殊结构有利于混合物在下落过程中进行分散,同时便于已经形成的铜锍表面的物料脱落;利用特殊结构的吹气孔结构对下落的混合物进行吹扫,容易使混合物分散,可以消除在预热室内发生团聚的混合物。
2.在复合式吹炼精炼炉中:第一氧化吹气通道和第二氧化吹气通道的设置方式能够确保铜锍料在炉内中上部被充分吹炼;第一还原吹气通道第二还原吹气通道的出气口位于谷底、且夹在第一氧化吹气通道和第二氧化吹气通道之间,还原气体上浮行程较氧化气体上浮行程较长,确保吹炼产生的粗铜下沉至谷底的过程中能够与还原气体充分接触;从而实现了在不增大炉体体积的情况下实现吹炼工序和精炼工序真正的合二为一;可以在不改变现有的吹炼炉或熔炼炉体积大小的情况下进行升级改造,节约投资成本。
3.在节能电解精炼铜设备中:利用主阴极和副阴极的分散设置,可以使电解液中的铜离子更快地沉积析出,并且还可以进一步降低阴极附近铜离子的浓度,进而加快阳极附近铜离子向阴极进行扩散运动,从而加快电解精炼速度;利用锥形槽有利于粗铜中析出的其他金属杂质回收;利用螺旋凹槽和耐酸泵有利于内槽溶液形成扰动,在电解精炼前期和中期有利于粗铜中析出的杂质内所吸附的铜离子的脱吸附,提高粗铜的出铜率。
附图说明
图1为本发明中节能造锍熔炼炉的结构示意图;
图2为本发明中节能造锍熔炼炉的吹气孔的结构示意图;
图3为本发明中复合式吹炼精炼炉的内部结构示意图;
图4为本发明中复合式吹炼精炼炉的内部结构示意图;
图5为本发明中复合式吹炼精炼炉的第二吹气元件内部结构示意图;
图6为本发明中复合式吹炼精炼炉的第二吹气元件俯视结构示意图;
图7为本发明中复合式吹炼精炼炉的第一吹气元件俯视结构示意图;
图8为本发明中节能电解精炼铜设备的结构示意图;
图9为本发明中节能电解精炼铜设备的主阴极的结构示意图;
图10为本发明中节能电解精炼铜设备的电解槽的结构示意图。
图中:1-1-炉体;1-2-进料斗;1-3-混料室;1-4-预热室;1-5-隔板; 1-6-吹气孔;1-7-吹气装置;1-8-分隔板;1-9-研磨搅拌构件;1-10-烟道; 1-11-出锍口;1-12-锥形孔;1-13-螺旋凸起。
2-1-吹炼精炼炉体;2-2-吹炼精炼炉底;2-3-吹炼精炼炉盖;2-4-第一吹气元件;2-5-第二吹气元件;2-6-圆柱形供气本体;2-7-半球形吹气端头;2-8-第二氧化吹气通道;2-9-第一氧化吹气通道;2-10-氧化供气室;2-11- 氧化气体通道;2-12-进料口;2-13-废气出口;2-14-阳极铜排放口;2-15- 第二氧化供气通道;2-16-排渣口;
3-1-第二还原供气通道;3-2-第二还原吹气通道;3-3-第一还原吹气通道;3-4-还原供气室;3-5-还原气体通道;
4-1-外槽;4-2-内槽;4-3-主阴极;4-4-导液槽;4-5-副阴极;4-6- 导线;4-7-阳极;4-8-铜制沉积构件;4-9-导电柱;4-10-密封绝缘胶塞; 4-11-限位构件;4-12-耐酸泵;4-13-出液端;4-14-副出液端;4-15-螺旋凹槽。
具体实施方式
本实施例火法炼铜工艺包括如下步骤:
(S1)将造渣剂、硫化铜精矿和固体燃料分别通过节能造锍熔炼炉的第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗加入,物料在混料室1-3内经研磨混合后进入到预热室1-4进行预热,预热后的物料进入节能造锍熔炼炉内,向节能造锍熔炼炉内鼓入的富氧气体中氧气的体积分数为60%、进气压力为 0.6Mpa,炉内温度为1250℃;造渣剂为石灰石和石英砂,石灰石、石英砂、硫化铜精矿所含铁元素三者的质量比为0.5:0.65:1;
(S2)自节能造锍熔炼炉排出的铜锍进入到复合式吹炼精炼炉内进行吹炼和精炼;向复合式吹炼精炼炉内鼓入的富氧空气中氧气的体积分数为80%、进气压力为1Mpa;向复合式吹炼精炼炉内鼓入的还原气体为天然气、进气压力为0.4Mpa;复合式吹炼精炼炉内的温度为1250℃,同时向复合式吹炼精炼炉内加入石灰石和石英砂作为造渣剂,以铜锍中的铁元素含量为标准,配料质量比为,石灰石:石英砂:铜锍所含铁元素=0.45:0.85:1;复合式吹炼精炼炉,所述复合式吹炼精炼炉包括吹炼精炼炉体2-1、第一吹气元件、第二吹气元件、吹炼精炼炉底2-2和吹炼精炼炉盖2-3,所述吹炼精炼炉盖 2-3安装在所述吹炼精炼炉体2-1的顶端开口处,所述吹炼精炼炉底2-2安装在所述吹炼精炼炉体2-1的底部,所述第一吹气元件2-4和所述第二吹气元件2-5分别位于所述吹炼精炼炉底2-2的上表面上,并且所述第一吹气元件2-4环绕所述第二吹气元件2-5设置;
(S3)自节能造锍熔炼炉排出的阳极铜制成阳极铜板供电解精炼使用,电解质溶液中无水硫酸铜的加入量为90g/L、98wt%浓硫酸的加入量为80mL/L,并且每吨阳极铜向电解液中加入硫脲20g、聚丙烯酰胺25g、明胶70g、干酪素60g、以及25wt%的盐酸300mL;电解液温度为65℃,电流密度为250A/m2。
所述节能造锍熔炼炉的出锍口1-11与所述复合式吹炼精炼炉的进料口 2-12导通;所述复合式吹炼精炼炉的阳极铜排放口2-14排出的铜液冷却后制成阳极板作为所述节能电解精炼铜设备的阳极制备精铜。
如图1~2所示,节能造锍熔炼炉包括炉体1-1、吹气装置1-7和隔板 1-5,所述炉体1-1的上端设有进料斗1-2、混料室1-3、预热室1-4、出渣口和烟道1-10,所述炉体1-1的下端设有吹气孔1-6和出锍口1-11;所述混料室1-3内设有研磨搅拌构件1-9,所述研磨搅拌构件1-9与搅拌电机的输出轴传动连接;所述进料斗1-2设置在所述混料室1-3的上方且所述进料斗1-2的出料口与所述混料室1-3的进料口导通连接;所述混料室1-3设置在所述预热室1-4的上方且与所混料室1-3的出料口与所述预热室1-4的进料口导通连接,所述预热室1-4设置在所述炉体1-1的熔炼腔上方且所述预热室1-4的出料口位于所述熔炼腔的正上方,所述熔炼腔位于所述出锍口 1-11的上方;所述烟道1-10绕所述预热室1-4室壁、所述混料室1-3室壁和所述进料斗1-2外壁螺旋设置;所述隔板1-5设置在所述预热室1-4出料口的正下方且所述隔板1-5两个侧边与所述炉体1-1内壁固定连接,所述隔板1-5为波纹板;所述吹气装置1-7与所述熔炼腔通过所述吹气孔1-6流体导通连接。其中,为了控制物料的配比,本实施例中,在所述进料斗1-2内设有分隔板1-8,所述分隔板1-8将所述进料斗1-2分隔成第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗,这样可以将焦炭粉料、石英砂及石灰石、铜精矿粉料选择其中一个进料分斗进行加料。
鉴于造锍熔炼过程中形成的铜锍会吸附一部分炉渣、焦炭颗粒、石英砂及石灰石或者铜精矿粉料并将之携带至所述炉体1-1底部,这一部分在所述炉体1-1底部熔炼难度将会增加,这就会造成炉渣中含铜量增加,从而需要将炉渣中的铜精矿粉料进行再次分离,故而,在本实施例中,在所述炉体 1-1轴向上,所述波纹板的波长由上至下逐渐增大,这样当铜锍下坠过程中,铜锍会撞击在所述波纹板上,从而将炉渣、焦炭、石英砂及石灰石或者铜精矿粉料震落,进而被从所述吹气孔1-6中吹出的气体携带至所述炉体1-1炉腔中部或者上部进行反应。而为了避免从所述预热室1-4内出来的混合物发生团聚不易分散,本实施例中,在所述熔炼腔内设置有3个所述波纹板,两个所述波纹板交叉连接于所述炉体1-1中心轴处,从而将所述炉体1-1内部空腔分隔成六个部分,即六个由所述波纹板与所述炉体1-1炉壁围成的分炼腔,位于所述分炼腔的所述炉体1-1炉壁上设有一个所述吹气孔1-6,这样从所述预热室1-4内出来的混合物会撞击在所述波纹板顶部发生分散,然后再撞击到所述波纹板上进行进一步分散,此时在风力吹送下混合物在所述炉体1-1中上部发生反应,消除了物料团聚带来的炉渣中含铜量较高的问题。
现有造锍熔炼炉的吹气孔1-6中吹出的气流主要是对从所述炉体1-1上方加入的物料进行吹送,使得物料在气流的作用下在所述炉体1-1的炉腔中上部进行反应,而气流对物料中发生团聚的部分无法使之分散,由于鉴于此,本实施例中,在所述吹气孔1-6出气端孔壁上沿所述吹气孔1-6周向设置有 5个与所述吹气孔1-6同轴的螺旋凸起1-13,并将所述吹气孔1-6出气端为沿所述炉体1-1外壁至所述炉体1-1内壁收缩的锥形孔1-12,而且所述锥形孔1-12进气口直径D与所述锥形孔1-12出气口直径d之比为1:0.94,从本发明上的所述吹气孔1-6吹出的气流为边缘部分带有旋转的气流,此种气流除了能够为物料提供足够的推力之外,还可以使物料颗粒发生转动,进而使物料之间的摩擦增加,从而使团聚的物料之间的碰撞加剧,并使团聚物料撞在所述波纹板上的概率增加,从而使团聚的物料减少。
经采用同样的铜精矿粉料、石英砂及石灰石和焦炭进行造锍熔炼,与现有造锍熔炼炉相比,利用本发明进行造锍熔炼所产生的炉渣中铜含量降低了 65%以上,除去炉渣上沾带的铜锍,炉渣中铜含量降低了87%以上。
如图3~7所示,所述复合式吹炼精炼炉包括吹炼精炼炉体2-1、第一吹气元件、第二吹气元件、吹炼精炼炉底2-2和吹炼精炼炉盖2-3,所述吹炼精炼炉盖2-3安装在所述吹炼精炼炉体2-1的顶端开口处,所述吹炼精炼炉底2-2安装在所述吹炼精炼炉体2-1的底部,所述第一吹气元件2-4和所述第二吹气元件2-5分别位于所述吹炼精炼炉底2-2的上表面上,并且所述第一吹气元件2-4环绕所述第二吹气元件2-5设置;所述第二吹气元件2-5 由圆柱形供气本体2-6和半球形吹气端头2-7组成,所述吹炼精炼炉底2-2 中心开设有安装中心孔,所述圆柱形供气本体2-6位于在所述安装中心孔内并与所述安装中心孔过盈配合,并且所述圆柱形供气本体2-6的上表面与所述吹炼精炼炉底2-2的上表面平齐,所述半球形吹气端头2-7的球直径与所述圆柱形供气本体2-6的底面直径相等;所述圆柱形供气本体2-6的轴向中心设置有互不导通的第二氧化供气通道2-15和第二还原供气通道3-1,所述第二氧化供气通道2-15和所述第二还原供气通道3-1同轴且所述第二还原供气通道3-1环绕所述第二氧化供气通道2-15;所述半球形吹气端头2-7 上开设有第二氧化吹气通道2-8和第二还原吹气通道3-2,所述第二氧化吹气通道2-8和所述第二还原吹气通道3-2均沿所述半球形吹气端头2-7的球体半径方向设置,所述第二氧化吹气通道2-8的直径随着所述第二氧化吹气通道2-8与所述吹炼精炼炉体2-1轴线夹角的变大而逐渐变大【如图6所示】,所述第二还原吹气通道3-2的直径随着所述第二还原吹气通道3-2与所述吹炼精炼炉体2-1轴线夹角的变大而逐渐变大【如图6所示】,所述第二氧化吹气通道2-8和所述第二还原吹气通道3-2的最大直径均为0.8毫米、最小直径均为0.08毫米;所述第二氧化吹气通道2-8与所述吹炼精炼炉底2-2 的上表面的夹角B大于或等于45°、所述第二还原吹气通道3-2与所述吹炼精炼炉底2-2的上表面的夹角A大于或等于15°且小于45°;所述第二氧化吹气通道2-8与所述第二氧化供气通道2-15流体导通,所述第二还原吹气通道3-2与所述第二还原供气通道3-1流体导通;所述第一吹气元件 2-4的厚度自所述吹炼精炼炉体2-1内壁至所述半球形吹气端头2-7线性变薄,并且所述第一吹气元件2-4上分别设置有互不导通的第一氧化吹气通道2-9和第一还原吹气通道3-3,所述第一氧化吹气通道2-9占据所述第一吹气元件2-4径向外侧半区,所述第一还原吹气通道3-3占据所述第一吹气元件2-4径向内侧半区;所述第一氧化吹气通道2-9的直径沿所述第一吹气元件2-4径向由外至内依次变大【如图7所示】,所述第一还原吹气通道3-3 的直径沿所述第一吹气元件2-4径向由外至内也依次变大【如图7所示】,所述第一氧化吹气通道2-9和所述第一还原吹气通道3-3的最大直径均为 0.8毫米、最小直径均为0.08毫米;所述第一氧化吹气通道2-9下方的所述吹炼精炼炉底2-2上设置有氧化供气室2-10,第一还原吹气通道3-3下方的所述吹炼精炼炉底2-2上设置有还原供气室3-4;所述第一氧化吹气通道2-9依次通过所述氧化供气室2-10、所述吹炼精炼炉底2-2上的氧化气体通道2-11与所述第二氧化供气通道2-15流体导通,所述第二还原吹气通道3-3依次通过所述还原供气室3-4、所述吹炼精炼炉底2-2上的还原气体通道3-5与所述第二还原供气通道3-1流体导通;所述第二还原供气通道 3-1与外部还原气体供气总管流体导通,所述第二氧化供气通道2-15与外部氧化气体供气总管流体导通;所述第一吹气元件2-4为圆环形,并且其沿所述吹炼精炼炉体2-1轴向的横截面为直角三角形,所述直角三角形邻近所述半球形吹气端头2-7的角C为33°;所述吹炼精炼炉盖2-3中心开设有进料口2-12,并且所述吹炼精炼炉盖2-3的边沿上开设有废气出口2-13;所述第一吹气元件2-4的底部开设有阳极铜排放口2-14。
自节能造锍熔炼炉的出锍口1-11流出的铜锍从进料口2-12进入到复合式吹炼精炼炉内,氧化气体供气总管内的富氧空气自第二氧化供气通道2-15 分别进入到第一氧化吹气通道2-9和第二氧化吹气通道2-8并吹入吹炼精炼炉体2-1内,还原气体供气总管内的天然气自第一还原吹气通道3-3和第二还原吹气通道3-2并吹入吹炼精炼炉体2-1内,半球形吹气端头2-7沿吹炼精炼炉体2-1轴向的高度为第一吹气元件-2-4沿吹炼精炼炉体2-1轴向的高度的三分之二,半球形吹气端头2-7之间第一吹气元件-2-4形成环形峡谷,吹炼精炼炉体2-1中上部吹炼生成的粗铜向谷底集聚的过程中进行精炼,最终生成阳极铜沉积于半球形吹气端头2-7之间第一吹气元件-2-4形成的环形峡谷的谷底,并由阳极铜排放口2-14排出纯度为99.58%、硫含量低于0.13%的阳极铜,从排渣口2-16排出的炉渣中铜含量低于0.24%。从而实现了在不增大炉体体积的情况下实现吹炼工序和精炼工序真正的合二为一;可以在不改变现有的吹炼炉或熔炼炉体积大小的情况下进行升级改造,节约投资成本。
如图8~10所示,节能电解精炼铜设备包括电解槽、阳极4-7和阴极,所述电解槽包括内槽4-2和外槽4-1,所述内槽4-2槽壁上设置有导液槽4-4;所述阴极包括主阴极4-3和副阴极4-5,所述主阴极4-3和所述副阴极4-5 均包括铜制沉积构件4-8、密封绝缘胶塞4-10、导线4-6和导电柱4-9,所述导线4-6的一端穿过所述密封绝缘胶塞4-10与所述导电柱4-9电连接,所述导电柱4-9设在所述铜制沉积构件4-8上的安装用盲孔内且与所述铜制沉积构件4-8电连接,所述密封绝缘胶塞4-10的下端设置在所述安装用盲孔内且与所述安装用盲孔内壁密封配合;所述阳极4-7设置在所述内槽4-2 内,所述主阴极4-3和所述副阴极4-5分别设置在所述外槽4-1内,所述内槽4-2设置在所述外槽4-1内且通过所述导液槽4-4流体导通连接。为了便于人们将所述密封绝缘胶塞4-10、所述导线4-6和所述导电柱4-9从所述安装用盲孔中取出,本实施例中,将所述密封绝缘胶塞4-10的上端设置在所述安装用盲孔外侧。
其中,为了避免人们在组装所述主阴极4-3和所述副阴极4-5时将所述密封绝缘胶塞4-10完全压入所述安装用盲孔内,本实施例中,所述安装用盲孔包括上孔和下孔,其中,所述上孔为通孔,所述下孔为盲孔,且所述上孔的直径大于所述下孔的直径;所述密封绝缘胶塞4-10下端设置在所述上孔内且与所述上孔内壁密封配合,所述导电柱4-9设置在所述下孔内。而且,在所述密封绝缘胶塞4-10上端侧壁上设置有限位构件4-11,所述限位构件4-11为环形板,所述环形板与所述密封绝缘胶塞4-10上端侧壁固定连接。
为了便于从粗铜中析出的杂质能够被富集然后一同清理出去,如金、银等金属,本实施例中,在所述内槽4-2的槽底上设置有与所述内槽4-2同轴的锥形槽,这样,在电解精炼铜的过程中,从粗铜中析出的杂质会沉降在所述锥形槽内,待所述锥形槽积满之后,则可利用清水将这些杂质从所述锥形槽底部的出泥口排出。
由于电解精炼过程中,所述阴极周围的铜离子浓度越来越小,而所述阳极4-7周围的铜离子浓度越来越大,在形成浓度梯度之后,所述阳极4-7周围的铜离子会向所述阴极扩散,以使铜离子在电解液中均匀分布,然而仅仅依靠铜离子自行扩散,那么对于大型电解精炼设备而言,铜离子的扩散速度显得很慢,这就会延长了电解精炼的时间,增加了能耗,因此人们采用搅拌装置,加速铜离子的扩散,而本实施例中,则在所述内槽4-2上设置有耐酸泵4-12,并将所述耐酸泵4-12进液端设置在所述外槽4-1内,同时将所述耐酸泵4-12出液端设置在所述内槽4-2内壁上,而且在组装本发明时,将所述主阴极4-3邻近所述导液槽4-4出液口设置,以及将所述副阴极4-5 邻近所述耐酸泵4-12进液端设置。通过增设所述耐酸泵4-12,并将所述耐酸泵4-12的进液端设置在所述外槽4-1内以及将所述耐酸泵4-12出液端设置内槽4-2内壁上,同时所述主阴极4-3邻近所述导液槽4-4出液口设置以及将所述副阴极4-5邻近所述耐酸泵4-12进液端设置,不仅促进了所述内槽4-2和所述外槽4-1电解液之间的流动,同时还加快了所述主阴极4-3上铜的析出沉积,而且还利用所述副阴极4-5使得电解液中铜离子的进一步析出,加速了所述阳极4-7上粗铜中铜向铜离子的转变。
鉴于在电解精炼初期电解液中铜离子的含量较高,从粗铜中析出的杂质离子在沉积过程中会吸附携带铜离子,这就会使电解液中的铜离子浓度降低,使得人们为了保持电解精炼的效率不得不频繁向所述电解槽内添加硫酸铜溶液,故而,在本实施例中,将所述耐酸泵4-12出液端设置为主出液端4-13 和副出液端4-14,并在位于所述导液槽4-4下方的所述内槽4-2内侧壁上设置有螺旋凹槽4-15,所述主出液端4-13设置所述螺旋凹槽4-15内且出液方向沿所述螺旋凹槽4-15向下,且所述副出液端4-14设置在所述内槽4-2槽底上,所述主出液端4-13的设置可以促进所述内槽4-2内电解液的混合,加速铜离子的扩散并被携带出所述内槽4-2,而利用所述副出液端 4-14则可以使沉积的杂质在电解液的冲击下发生搅动,并使被杂质吸附的铜离子在铜离子含量较低的电解液的扰动下从杂质上脱吸附重新进入电解液中,避免了随着杂质的析出,铜离子浓度出现较大的降低。经测试,采用本发明电解精炼后排出的阳极泥中铜离子的单位含量比现有电解精炼铜装置排出的阳极泥中铜离子的单位含量低30~40%。
为了避免粗铜中析出的杂质落入所述副出液端4-14内,本实施例中,在所述副出液端4-14的出液口设置有单向止流盖板,所述单向止流盖板的一侧与所述福出液端铰接;在所述副出液端4-14内流体的推动下所述单向止流盖板向上打开。
使用本节能电解精炼铜设备电解精炼铜时,无需专门制作所述阴极,仅需要将制作好的所述铜制沉积构件4-8和所述导线4-6、所述密封绝缘胶塞 4-10以及所述导电柱4-9组装起来即可,不仅节省了制作所述阴极的时间和成本,也降低了所述阴极制备难度。而利用所述外槽4-1和所述内槽4-2 的设置,可以减少粗铜中析出杂质在所述阴极上的沉积,同时利用所述耐酸泵4-12的设置,尤其是所述主出液端4-13和所述副出液端4-14的设置,不仅可以加速电解液中铜离子的扩散,而且还降低了阳极泥中铜离子的含量。
显然,上述实施例仅仅是为清楚地说明所作的举例,而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说,在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引伸出的显而易见的变化或变动仍处于本专利申请权利要求的保护范围之中。
Claims (10)
1.一种火法炼铜工艺,其特征在于,包括如下步骤:
(S1)将造渣剂、硫化铜精矿和固体燃料分别通过节能造锍熔炼炉的第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗加入,物料在混料室(1-3)内经研磨混合后进入到预热室(1-4)进行预热,预热后的物料进入节能造锍熔炼炉内,向节能造锍熔炼炉内鼓入的富氧气体中氧气的体积分数为60-80%、进气压力为0.3-1.0Mpa,炉内温度为1150-1250℃;造渣剂为石灰石和石英砂,石灰石、石英砂、硫化铜精矿所含铁元素三者的质量比为(0.4-0.5):(0.55-0.65):1;
(S2)自节能造锍熔炼炉排出的铜锍进入到复合式吹炼精炼炉内进行吹炼和精炼;向复合式吹炼精炼炉内鼓入的富氧空气中氧气的体积分数为70-80%、进气压力为0.5-1Mpa;向复合式吹炼精炼炉内鼓入的还原气体为天然气、进气压力为0.2-0.4Mpa;复合式吹炼精炼炉内的温度为1220-1250℃,同时向复合式吹炼精炼炉内加入石灰石和石英砂作为造渣剂,以铜锍中的铁元素含量为标准,配料质量比为,石灰石:石英砂:铜锍所含铁元素=(0.45-0.8):(0.18-0.85):1;复合式吹炼精炼炉,所述复合式吹炼精炼炉包括吹炼精炼炉体(2-1)、第一吹气元件、第二吹气元件、吹炼精炼炉底(2-2)和吹炼精炼炉盖(2-3),所述吹炼精炼炉盖(2-3)安装在所述吹炼精炼炉体(2-1)的顶端开口处,所述吹炼精炼炉底(2-2)安装在所述吹炼精炼炉体(2-1)的底部,所述第一吹气元件(2-4)和所述第二吹气元件(2-5)分别位于所述吹炼精炼炉底(2-2)的上表面上,并且所述第一吹气元件(2-4)环绕所述第二吹气元件(2-5)设置;
(S3)自节能造锍熔炼炉排出的阳极铜制成阳极铜板供电解精炼使用,电解质溶液中无水硫酸铜的加入量为70-170g/L、98wt%浓硫酸的加入量为60-120mL/L,并且每吨阳极铜向电解液中加入硫脲20-50g、聚丙烯酰胺20-30g、明胶50-100g、干酪素30-70g、以及25wt%的盐酸200-300mL;电解液温度为60-70℃,电流密度为200-255A/m2。
2.根据权利要求1所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述第二吹气元件(2-5)由圆柱形供气本体(2-6)和半球形吹气端头(2-7)组成,所述吹炼精炼炉底(2-2)中心开设有安装中心孔,所述圆柱形供气本体(2-6)位于在所述安装中心孔内并与所述安装中心孔过盈配合,并且所述圆柱形供气本体(2-6)的上表面与所述吹炼精炼炉底(2-2)的上表面平齐,所述半球形吹气端头(2-7)的球直径与所述圆柱形供气本体(2-6)的底面直径相等;所述圆柱形供气本体(2-6)的轴向中心设置有互不导通的第二氧化供气通道(2-15)和第二还原供气通道(3-1),所述第二氧化供气通道(2-15)和所述第二还原供气通道(3-1)同轴且所述第二还原供气通道(3-1)环绕所述第二氧化供气通道(2-15);所述半球形吹气端头(2-7)上开设有第二氧化吹气通道(2-8)和第二还原吹气通道(3-2),所述第二氧化吹气通道(2-8)和所述第二还原吹气通道(3-2)均沿所述半球形吹气端头(2-7)的球体半径方向设置,所述第二氧化吹气通道(2-8)的直径随着所述第二氧化吹气通道(2-8)与所述吹炼精炼炉体(2-1)轴线夹角的变大而逐渐变大,所述第二还原吹气通道(3-2)的直径随着所述第二还原吹气通道(3-2)与所述吹炼精炼炉体(2-1)轴线夹角的变大而逐渐变大;所述第二氧化吹气通道(2-8)与所述吹炼精炼炉底(2-2)的上表面的夹角B大于或等于45°、所述第二还原吹气通道(3-2)与所述吹炼精炼炉底(2-2)的上表面的夹角A大于或等于15°且小于45°;所述第二氧化吹气通道(2-8)与所述第二氧化供气通道(2-15)流体导通,所述第二还原吹气通道(3-2)与所述第二还原供气通道(3-1)流体导通。
3.根据权利要求2所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述第一吹气元件(2-4)的厚度自所述吹炼精炼炉体(2-1)内壁至所述半球形吹气端头(2-7)线性变薄,并且所述第一吹气元件(2-4)上分别设置有互不导通的第一氧化吹气通道(2-9)和第一还原吹气通道(3-3),所述第一氧化吹气通道(2-9)占据所述第一吹气元件(2-4)径向外侧半区,所述第一还原吹气通道(3-3)占据所述第一吹气元件(2-4)径向内侧半区;所述第一氧化吹气通道(2-9)的直径沿所述第一吹气元件(2-4)径向由外至内依次变大,所述第一还原吹气通道(3-3)的直径沿所述第一吹气元件(2-4)径向由外至内也依次变大;所述第一氧化吹气通道(2-9)下方的所述吹炼精炼炉底(2-2)上设置有氧化供气室(2-10),第一还原吹气通道(3-3)下方的所述吹炼精炼炉底(2-2)上设置有还原供气室(3-4);所述第一氧化吹气通道(2-9)依次通过所述氧化供气室(2-10)、所述吹炼精炼炉底(2-2)上的氧化气体通道(2-11)与所述第二氧化供气通道(2-15)流体导通,所述第二还原吹气通道(3-3)依次通过所述还原供气室(3-4)、所述吹炼精炼炉底(2-2)上的还原气体通道(3-5)与所述第二还原供气通道(3-1)流体导通;所述第二还原供气通道(3-1)与外部还原气体供气总管流体导通,所述第二氧化供气通道(2-15)与外部氧化气体供气总管流体导通。
4.根据权利要求3所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述第一吹气元件(2-4)为圆环形,并且其沿所述吹炼精炼炉体(2-1)轴向的横截面为直角三角形,所述直角三角形邻近所述半球形吹气端头(2-7)的角C为20~45°。
5.根据权利要求1-4任一所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述吹炼精炼炉盖(2-3)中心开设有进料口(2-12),并且所述吹炼精炼炉盖(2-3)的边沿上开设有废气出口(2-13);所述第一吹气元件(2-4)的底部开设有阳极铜排放口(2-14)。
6.根据权利要求5所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述火法炼铜工艺还包括节能造锍熔炼炉和节能电解精炼铜设备,所述节能造锍熔炼炉的出锍口(1-11)与所述复合式吹炼精炼炉的进料口(2-12)导通;所述复合式吹炼精炼炉的阳极铜排放口(2-14)排出的铜液冷却后制成阳极板作为所述节能电解精炼铜设备的阳极制备精铜。
7.根据权利要求6所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述节能造锍熔炼炉包括炉体(1-1)、吹气装置(1-7)和隔板(1-5),所述炉体(1-1)的上端设有进料斗(1-2)、混料室(1-3)、预热室(1-4)、出渣口和烟道(1-10),所述炉体(1-1)的下端设有吹气孔(1-6)和出锍口(1-11);所述混料室(1-3)内设有研磨搅拌构件(1-9),所述研磨搅拌构件(1-9)与搅拌电机的输出轴传动连接;所述进料斗(1-2)设置在所述混料室(1-3)的上方且所述进料斗(1-2)的出料口与所述混料室(1-3)的进料口导通连接;所述混料室(1-3)设置在所述预热室(1-4)的上方且与所混料室(1-3)的出料口与所述预热室(1-4)的进料口导通连接,所述预热室(1-4)设置在所述炉体(1-1)的熔炼腔上方且所述预热室(1-4)的出料口位于所述熔炼腔的正上方,所述熔炼腔位于所述出锍口(1-11)的上方;所述烟道(1-10)绕所述预热室(1-4)室壁、所述混料室(1-3)室壁和所述进料斗(1-2)外壁螺旋设置;所述隔板(1-5)设置在所述预热室(1-4)出料口的正下方且所述隔板(1-5)至少有一侧边与所述炉体(1-1)内壁固定连接,所述隔板(1-5)为波纹板;所述吹气装置(1-7)与所述熔炼腔通过所述吹气孔(1-6)流体导通连接。
8.根据权利要求7所述的火法炼铜工艺,其特征在于,在所述炉体(1-1)轴向上,所述波纹板的波长由上至下逐渐增大;在所述熔炼腔内设置有2个以上所述波纹板,两个所述波纹板交叉连接于所述炉体(1-1)中心轴处;所述波纹板与所述炉体(1-1)炉壁围成分炼腔,位于所述分炼腔的所述炉体(1-1)炉壁上设有至少一个所述吹气孔(1-6);所述进料斗(1-2)内设有分隔板(1-8),所述分隔板(1-8)将所述进料斗(1-2)分隔成第一进料分斗、第二进料分斗和第三进料分斗;所述吹气孔(1-6)出气端孔壁上沿所述吹气孔(1-6)周向设置有至少3个与所述吹气孔(1-6)同轴的螺旋凸起(1-13);所述吹气孔(1-6)出气端为沿所述炉体(1-1)外壁至所述炉体(1-1)内壁收缩的锥形孔(1-12);所述锥形孔(1-12)进气口直径D与所述锥形孔(1-12)出气口直径d之比为1:0.92~1:0.97。
9.根据权利要求6所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述节能电解精炼铜设备包括电解槽、阳极(4-7)和阴极,所述电解槽包括内槽(4-2)和外槽(4-1),所述内槽(4-2)槽壁上设置有导液槽(4-4);所述阴极包括主阴极(4-3)和副阴极(4-5),所述主阴极(4-3)和所述副阴极(4-5)均包括铜制沉积构件(4-8)、密封绝缘胶塞(4-10)、导线(4-6)和导电柱(4-9),所述导线(4-6)的一端穿过所述密封绝缘胶塞(4-10)与所述导电柱(4-9)电连接,所述导电柱(4-9)设在所述铜制沉积构件(4-8)上的安装用盲孔内且与所述铜制沉积构件(4-8)电连接,所述密封绝缘胶塞(4-10)的下端设置在所述安装用盲孔内且与所述安装用盲孔内壁密封配合;所述阳极(4-7)设置在所述内槽(4-2)内,所述主阴极(4-3)和所述副阴极(4-5)分别设置在所述外槽(4-1)内,所述内槽(4-2)设置在所述外槽(4-1)内且通过所述导液槽(4-4)流体导通连接。
10.根据权利要求9所述的火法炼铜工艺,其特征在于,所述内槽(4-2)的槽底上设置有与所述内槽(4-2)同轴的锥形槽;所述密封绝缘胶塞(4-10)的上端设置在所述安装用盲孔外侧;所述安装用盲孔包括上孔和下孔,所述上孔为通孔,所述下孔为盲孔,且所述上孔的直径大于所述下孔的直径;所述密封绝缘胶塞(4-10)下端设置在所述上孔内且与所述上孔内壁密封配合,所述导电柱(4-9)设置在所述下孔内;所述密封绝缘胶塞(4-10)上端侧壁上设置有限位构件(4-11);所述内槽(4-2)上设置有耐酸泵(4-12),所述耐酸泵(4-12)进液端设置在所述外槽(4-1)内,所述耐酸泵(4-12)出液端设置在所述内槽(4-2)内壁上;所述主阴极(4-3)邻近所述导液槽(4-4)出液口设置,所述副阴极(4-5)邻近所述耐酸泵(4-12)进液端设置;所述耐酸泵(4-12)出液端包括主出液端(4-13)和副出液端(4-14),所述主出液端(4-13)设置在位于所述导液槽(4-4)下方所述内槽(4-2)内侧壁上,所述副出液端(4-14)设置在所述内槽(4-2)槽底上;位于所述导液槽(4-4)下方的所述内槽(4-2)内侧壁上设置有螺旋凹槽(4-15),所述主出液端(4-13)设置所述螺旋凹槽(4-15)内且出液方向沿所述螺旋凹槽(4-15)向下;所述副出液端(4-14)的出液口设置有单向止流盖板,所述单向止流盖板的一侧与所述副出液端铰接;在所述副出液端(4-14)内流体的推动下所述单向止流盖板向上打开。
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