CN116875810A - 一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法 - Google Patents
一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN116875810A CN116875810A CN202310843138.7A CN202310843138A CN116875810A CN 116875810 A CN116875810 A CN 116875810A CN 202310843138 A CN202310843138 A CN 202310843138A CN 116875810 A CN116875810 A CN 116875810A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- slag
- furnace
- iron
- content
- converting
- 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.)
- Pending
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 108
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 98
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 95
- 238000007664 blowing Methods 0.000 title claims abstract description 85
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 54
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 277
- WNQQFQRHFNVNSP-UHFFFAOYSA-N [Ca].[Fe] Chemical compound [Ca].[Fe] WNQQFQRHFNVNSP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 87
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N ferrosoferric oxide Chemical compound O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 37
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 35
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 37
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 36
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 30
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims description 30
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims description 30
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 23
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 23
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 23
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 22
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 16
- 238000007599 discharging Methods 0.000 claims description 16
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 16
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 16
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 15
- 238000004939 coking Methods 0.000 claims description 14
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 14
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 11
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 9
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 claims description 7
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 claims description 7
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 6
- 239000010453 quartz Substances 0.000 claims description 5
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000005266 casting Methods 0.000 claims description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 3
- 239000013589 supplement Substances 0.000 claims description 3
- 230000002035 prolonged effect Effects 0.000 abstract description 5
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 19
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical compound [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 9
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 6
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 6
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 5
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 5
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 5
- 230000008859 change Effects 0.000 description 4
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000011160 research Methods 0.000 description 4
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- CMFUZVSDFIHEAR-UHFFFAOYSA-N [Fe].[Si].[Ca] Chemical compound [Fe].[Si].[Ca] CMFUZVSDFIHEAR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- XWHPIFXRKKHEKR-UHFFFAOYSA-N iron silicon Chemical compound [Si].[Fe] XWHPIFXRKKHEKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000005502 peroxidation Methods 0.000 description 3
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003570 air Substances 0.000 description 2
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 2
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 2
- 230000008439 repair process Effects 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002159 abnormal effect Effects 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 238000001514 detection method Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 1
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000004886 process control Methods 0.000 description 1
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 1
- 238000005070 sampling Methods 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 238000009991 scouring Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
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
- C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
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
本发明属于底吹连续吹炼炼铜技术领域,具体涉及一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法,包括:将热冰铜连续流入底吹连续吹炼炉,同时加入造渣熔剂,进行连续吹炼,形成渣层、铜层,还包括:控制底吹连续吹炼的渣型为铁钙渣,并将铁钙渣中以质量计的CaO/Fe控制在0.33‑0.37,将铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%‑55%。本发明吹炼方法使得得到的渣含铜指标低,达到10.5%以下;且炉内衬挂渣好,可延长原有全热态底吹连续吹炼炉炉寿命50%以上。
Description
技术领域
本发明属于底吹连续吹炼炼铜技术领域,具体涉及一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法。
背景技术
目前,底吹连续吹炼炉较多使用铁硅渣,但底吹连续吹炼炉炉体寿命短,尤其是全热态连续吹炼,难以通过炉内挂渣保护炉衬(炉内衬挂渣可以较好的保证炉体使用周期,降低年度大修频次),一般要通过短时间停炉、局部挖修等手段间接延长炉龄。同时底吹吹炼工艺还存在着渣含铜高、排渣带铜产量大的难解问题。
连续吹炼作业需适时进行排渣,保证渣中金属铜粒子的正常沉降,尽量降低铜粒随渣进入渣包;目前较好的渣含铜指标为12%-15%,排渣带铜量280t/1700t渣,然而其底吹连续吹炼炉炉体寿命短,尤其是全热态连续吹炼,传统底吹连续吹炼炉在全热态生产模式下炉寿命低于12个月。
总之,现有技术的底吹吹炼工艺无法在保证炉体寿命的同时降低渣含铜指标,减少排渣带铜产量。
发明内容
本发明的目的是为了克服现有技术存在的底吹吹炼工艺无法兼顾炉体寿命和降低渣含铜指标,减少排渣带铜产量的缺陷,提供一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法,该吹炼方法使得得到的渣含铜指标低,达到10.5%以下;且炉内衬挂渣好,可延长原有全热态底吹连续吹炼炉炉寿命50%以上。
为了实现上述目的,本发明提供了一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法,包括:将热冰铜连续流入底吹连续吹炼炉,同时加入造渣熔剂,进行连续吹炼,形成渣层、铜层,还包括:控制底吹连续吹炼的渣型为铁钙渣,并将铁钙渣中以质量计的CaO/Fe控制在0.33-0.37,将铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%-55%、优选45%-55%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括:将铁钙渣中氧化钙的质量含量控制在15%-17%,和/或,铁钙渣中SiO2含量低于2wt%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括:
在铁钙渣中氧化钙的质量含量低于17%时,以质量计,控制引入的原料中SiO2含量不超过2wt%,并控制铁钙渣的温度为1220-1235℃;
在氧化钙的质量含量在17%-19%时,控制引入的原料中SiO2含量不超过3wt%,并控制铁钙渣的温度为1235-1250℃;
在氧化钙的质量含量高于19%时,通过将造渣熔剂的引入量降低且降低量为造渣熔剂理论质量用量的10%-25%来控制铁钙渣中氧化钙的质量含量在15%-17%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述造渣熔剂为石灰或石灰石,所述石灰石成分满足:以质量含量计,CaO≥55%或CaCO3≥98%,且石灰石中粒度为5mm-15mm的部分在90%以上,粒度低于5mm的部分不超过10%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括:通过调节底吹的各通入气体的通入流量,来控制铜层温度在1220-1260℃、优选1230-1260℃、更优选1240-1260℃,且渣层温度在1210-1245℃、优选1220-1245℃、更优选1220-1240℃。
在本发明的一些优选实施方式中,所述铜层包括冰铜层和粗铜层。
在本发明的一些优选实施方式中,所述热冰铜的入炉位置与造渣熔剂的加入位置均在底吹连续吹炼炉的同一端侧,该同一端侧与底吹连续吹炼炉的排铜口和排渣口位于不同侧。
在本发明的一些优选实施方式中,所述连续吹炼为全热态吹炼,并控制底吹的各通入气体中的氧浓低于28wt%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述热冰铜的品位控制为72%-76%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对铁钙渣的含硅量高的处理步骤:
在所述铁钙渣的含硅量在2wt%-6w%时,暂缓作为外来硅补充加入的冷冰铜入炉,利用热冰铜造渣蓄铜层,在物料液面达到排渣要求后,利用吹氧管辅助排黏渣,排渣直至炉况恢复正常;
在所述铁钙渣的含硅量大于6w%时,从底吹连续吹炼炉的检尺口或辅料进料口投入硼砂,进行排渣,以质量计,硼砂的加入量控制为渣量的5%-10%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对结焦情况的处理步骤:
在底吹连续吹炼炉的炉口结焦时,提升炉内温度10-15℃且保证炉内温度不超过1260℃,并控制炉口处温度在1230℃以上;控制引入的造渣熔剂粒度满足:以质量含量计,粒度为5mm-15mm的部分在90%以上;并控制原料冷冰铜内不含含硅物料;
在底吹连续吹炼炉的检尺口结焦生长时,需加入焦炭和生铁,并控制铁钙渣中四氧化三铁的含量,其中,在铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制为大于55%时,生铁和焦炭投入总量为炉内铁钙渣中四氧化三铁总质量的0.14%-0.25%;在铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%-55%时,生铁和焦炭投入总量为炉铁钙渣中四氧化三铁总质量的0.1%-0.14%。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对粗铜含铅量偏高进行处理的以下至少一个步骤:
(1)在所述铜层中的粗铜含铅量超过0.25wt%时,原料热冰铜或冷冰铜的品位控制在74wt%-76wt%;
(2)控制铁钙渣不过氧化,粗铜含铅量控制在0.25wt%以下;
(3)在连续吹炼之后,通过阳极炉进行精炼,在所述精炼中,在阳极炉浇铸结束后向阳极炉内加入石英且石英用量为阳极炉内装入粗铜质量的0.07%-0.11%,进行造渣,通过反应生成稳定的PbSiO4,通过扒渣排出,所得阳极板中铅含量稳定控制在0.12wt%以下。
有益效果:
本发明的发明人研究发现,铁钙渣流动性好,利于铜粒子沉降,利于降低渣含铜量,但是铁钙渣型流动性好还会带来炉体内衬冲刷问题,影响炉内衬挂渣,进而影响炉体使用寿命;而流动性差的渣型虽然利于炉内衬挂渣,但是渣含铜量大;因此如何解决无法兼顾渣含铜量大及排渣带铜量、炉体使用寿命的技术问题是本领域的难点。
对此,本发明人进一步研究,综合考虑造渣熔剂消耗、渣含铜、排渣、炉体内衬保护等因素,发现通过上述技术方案,在以热冰铜为原料(或为主要原料)的底吹连续吹炼工艺中,尤其是在调控渣型为铁钙渣条件下,特别升高铁钙渣中CaO/Fe在上述适宜范围,有利于降低渣中Fe3O4的活度,渣粘度适宜下降,具有流动性适宜好等渣型优势,渣层中的气体可以顺利排出,渣中铜粒子可快速沉降,进而使得夹杂铜少,能够确保较低的渣含铜指标及排渣带铜量;同时从根源上避免了排渣带铜大量产生的问题,相比于现有技术通常采用的铁硅渣型明显更优。本发明同时配合控制铁钙渣中适宜量的Fe3O4,有利于铜粒子的沉降,同时能够进行有效炉内衬挂渣,有效保护内衬,可有效延长底吹连续吹炼炉炉龄,且造渣熔剂消耗量小。而在相同条件下,如果控制CaO/Fe过高,造渣熔剂消耗量大,无法进行有效的炉内挂渣,炉渣冲刷性强,无法进行内衬保护,无法保证炉内衬的使用寿命;如果控制CaO/Fe过低,同等温度控制的情况下较易饱和析出,底吹送气氧枪频繁堵塞,炉内结焦严重等,严重影响正常吹炼连续作业。而在相同条件下,如果控制Fe3O4含量较少,耐材挂渣困难;渣中Fe3O4含量较高,渣流动性差,渣黏,渣中铜粒子无法快速沉降聚合,渣含铜含量高,跑铜损失大。
本发明将铁钙渣渣型控制与底吹连续吹炼炉炉型结合起来,并控制铁钙渣中四氧化三铁的量、CaO/Fe分别在上述相应适宜范围,能使得底吹连续吹炼炉渣含铜稳定控制在10.5wt%以下,并有效控制了排渣大量带铜的现象,明显优于其他底吹吹炼工艺,且可延长原有全热态底吹连续吹炼炉炉寿命50%以上;为铜冶炼厂经济、高效的生产添砖加瓦,更有效的节约了成本。而现有的底吹连续吹炼铁硅渣型得到的铁钙渣含铜一般在12%-15%之间,排渣带铜量均在15%以上。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案,下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍,应当理解,以下附图仅示出了本发明的某些实施例,因此不应被看作是对范围的限定,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他相关的附图。
图1为实施例1炉内衬情况图;
图2为实施例2炉内衬情况图;
图3为渣含CaO不低于13%且低于15%下四氧化三铁含量的变化对比图;
图4为渣含CaO15%-17%下四氧化三铁含量的变化对比图;
图5为渣含CaO高于17%且不高于20%下四氧化三铁含量的变化对比图;
图6为渣含SiO2<2%下四氧化三铁含量的变化对比图;
图7为渣含SiO2<2%下铜含量的变化对比图;
图8为渣含SiO2<2%下铜含量的变化对比图。
具体实施方式
在本文中所披露的范围的端点和任何值都不限于该精确的范围或值,这些范围或值应当理解为包含接近这些范围或值的值。对于数值范围来说,各个范围的端点值之间、各个范围的端点值和单独的点值之间,以及单独的点值之间可以彼此组合而得到一个或多个新的数值范围,这些数值范围应被视为在本文中具体公开。其中,术语“可选的”、“任选的”均是指可以包括,也可以不包括(或可以有,也可以没有)。
本发明中,渣含铜是排渣时取样化验所得值。排渣带铜量意为渣包内的包底铜含量,渣包中熔融态的渣中夹带的铜金属粒子会向下沉降至渣包底部汇集,即所谓的包底铜,包底铜是渣包缓冷后倒出,凝结在底部的铜块的重量值,一般用包底铜/渣包排渣量的比例表示排渣带铜量占比。
本发明中,除另有说明外,均以质量计,例如物料的品位是以质量计,渣含铜量以质量计。
本发明提供了一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法,包括:将热冰铜连续流入底吹连续吹炼炉,同时加入造渣熔剂,进行连续吹炼,形成渣层、铜层,还包括:控制底吹连续吹炼的渣型为铁钙渣,并将铁钙渣中以质量计的CaO/Fe控制在0.33-0.37,将铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%-55%、优选45%-55%。
上述CaO/Fe为铁钙渣中氧化钙与铁钙渣中铁总量的以质量计的比值。铁钙渣中含铁物质除了四氧化三铁外,还包括氧化亚铁、三氧化二铁等铁化合物。
可以理解的是,底吹连续吹炼炉中底吹是底部送气,吹炼铜层,氧从铜层向渣层传递;其不同于顶吹吹炼等其他工艺。顶吹吹炼是直接吹炼渣层,氧从渣层向铜层传递,这样渣层中氧势更高,四氧化三铁含量更高。
需要指出的是,本发明所述铜层包括冰铜层和粗铜层。
本发明人进一步研究发现,氧化钙含量可直接影响渣中四氧化三铁含量的变化,氧化钙含量越高,四氧化三铁溶解度越高,发明人收集了4-9月期间不同CaO控制区间时渣中Fe3O4含量情况,如图3和图4、图5所示,根据数据对比可以看出,当氧化钙含量位于图3的区间时,Fe3O4含量大都为50wt%以上;当氧化钙含量提升到图4的15%-17%区间时,Fe3O4含量可近乎均布于40wt%-60wt%区间内,具有可调节性,这种可调节性可同时保证渣含铜等工艺指标及炉内耐材挂渣正常;而当氧化钙含量位于图5的区间时,Fe3O4含量波动较大、散度大;且还可以看出在铁钙渣中SiO2含量低于2wt%时Fe3O4含量更集中,更利于调控。本发明人更进一步研究发现,二氧化硅含量和氧化钙含量可协同直接影响渣中四氧化三铁含量的变化,发明人收集了在铁钙渣中SiO2含量低于2wt%的情况下3-11月期间不同CaO控制区间时渣中Fe3O4含量情况,如图6所示,根据数据对比可以看出,氧化钙含量越高,四氧化三铁总体呈下降趋势。因此,在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括:将铁钙渣中氧化钙的质量含量控制在15%-17%,和/或,铁钙渣中SiO2含量低于2wt%。
本发明人更进一步研究发现,在铁钙渣中SiO2含量低于2wt%的情况下,3-9月期间在本发明的关键特征CaO/Fe的不同含量下Cu的分布情况,如图7-图8所示,可以看出,在本发明的CaO/Fe控制在0.33-0.37时Cu含量低于10%的数据占比较高,在CaO/Fe低于0.33或在CaO/Fe高于0.37时Cu含量低于10%的数据占比较低,进而本发明将铁钙渣中以质量计的CaO/Fe控制在0.33-0.37,有利于铜粒子沉降,从而降低夹杂铜。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括:
在铁钙渣中氧化钙的质量含量低于17%时,以质量计,控制引入的原料中SiO2含量不超过2wt%,并控制铁钙渣的温度为1220-1235℃;
在氧化钙的质量含量在17%-19%时,控制引入的原料中SiO2含量不超过3wt%,并控制铁钙渣的温度为1235-1250℃;
在氧化钙的质量含量高于19%时,通过将造渣熔剂的引入量降低且降低量为造渣熔剂理论质量用量的10%-25%来控制铁钙渣中氧化钙的质量含量在15%-17%。该优选方案中,氧化钙含量低于17%且渣中硅量低、不超过2wt%时,整体渣型熔点低,此时控制铁钙渣的温度靠近渣层温度区间下限控制;氧化钙的质量含量在17%-19%且硅含量过高时,铁硅钙三元渣型熔点特别高,需要适当提温保证渣流动性等;在氧化硅含量过高时需要调整造渣熔剂量,同时优选额外配入硼砂等物质,更利于改善黏渣流动性。
需要指出的是,硅的含量主要通过控制入炉物料含硅量进行、渣温主要通过送气氧浓来控制。
在本发明的一些优选实施方式中,所述热冰铜的品位控制为72%-76%,在该区间内,能根据熔炼炉和底吹连续吹炼炉匹配情况实时调整,避免底吹连续吹炼炉内长时间过氧化。
在本发明的一些优选实施方式中,所述造渣熔剂为石灰或石灰石,所述石灰石成分满足:以质量含量计,CaO≥55%或CaCO3≥98%,且石灰石中粒度为5mm-15mm的部分在90%以上,粒度低于5mm的部分不超过10%。该优选方案,粒度适宜能够保证入炉率,避免粒度过小的部分占比太多而导致随烟气带走而无法进入炉内正常造渣的现象发生,并降低烟尘中带走造渣熔剂量,更利于造渣熔剂有效加入,正常反应造渣。
本领域中是在底吹连续吹炼炉的底部通入气体进行底吹的,底吹的各通入气体包括压缩空气、氮气、氧气,吹炼通过氧枪进行进氧,氮气的送入是为了保护氧枪,同时降低整体三气总氧浓。可通过控制氮气、氧气的送入量,变化吹炼氧浓,达到调整温度的目的。
现有技术中一般吹炼过程中均会将冶炼温度控制在较低温度,此温度既可以保证反应程度、熔体流动性,又可以避免高温控制带来的炉体工艺安全,高温运行易带来炉体耐材寿命低、炉体烧穿等风险。对此,在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括:通过调节底吹的各通入气体的通入流量,来控制铜层温度在1220-1260℃、优选1230-1260℃、更优选1240-1260℃,且渣层温度在1210-1245℃、优选1220-1245℃、更优选1220-1240℃。本发明的优选方案中,采用了较高的铜层和渣层温度,能够与铁钙渣渣型适配,更利于充分反应造渣,避免铁钙渣熔点、温度过低而导致该渣型流动性差,无法充分反应造渣的情况发生。
本发明所述连续吹炼中可以引入或不引入冷冰铜,不引入原料冷态冰铜时即为全热态吹炼生产,在全热态吹炼生产中可能补入冷冰铜是作为外来硅源以降低中间物料金属库存,底吹检修时熔炼炉会外排冷态冰铜。在本发明的一些优选实施方式中,所述连续吹炼为全热态吹炼(即热冰铜在原料的占比100%,即不引入原料冷冰铜),并控制底吹的各通入气体中的氧浓低于28wt%。
本领域中全热态吹炼相比于非全热态吹炼,其在提升炉体寿命方面难度更大,这是由于热平衡难以控制,无法满足较长炉期生产,而本发明的全热态吹炼方案,能通过将入炉热冰铜品位控制在72%-76%,降低吹炼放热;协同配合降低各通入气体中的氧浓低于28wt%,来使得能维持热平衡,显著提升炉体寿命。
所述控制底吹的各通入气体中的氧浓低于28wt%,可以通过将氮气引入氧枪内道来调控,其属于现有技术,在此不再赘述。
在本发明的一些优选实施方式中,所述热冰铜的入炉位置与造渣熔剂的加入位置均在底吹连续吹炼炉的同一端侧,该同一端侧与底吹连续吹炼炉的排铜口和排渣口位于不同侧。该优选方案,能够充分利用现有的氧枪分布,将反应区移前,在热冰铜入炉后即可与造渣熔剂接触,从而在炉内留出更大的反应区域,加强接触反应,最大程度的形成流动性较好的铁钙渣,更有利于铜渣更好的分离。
本发明正常造渣时,优选铁钙渣含硅量低于2wt%。在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对铁钙渣的含硅量高的处理步骤:在铁钙渣含硅量在2wt%以上时进行排渣。
本发明人进一步研究发现连续吹炼过程中可能存在铁钙渣含硅量异常的情况。对此,优选地,所述排渣的步骤包括:在所述铁钙渣的含硅量在2wt%-6w%时,暂缓作为外来硅补充加入的冷冰铜入炉,利用热冰铜造渣蓄铜层,在物料液面达到排渣要求后,利用吹氧管辅助排黏渣,排渣(如排渣30t-60t后)直至炉况恢复正常;该情况下,底吹连续吹炼炉内硅含量增加时,只要熔炼炉有足够的热冰铜即可入炉,吹炼根据实时入炉热冰铜的估算流量调整熔剂加入量,尽快造渣,降低渣含硅量,增加渣流动性,尽快排尽炉内高硅渣。
优选地,所述排渣的步骤包括:在所述铁钙渣的含硅量大于6w%时,从底吹连续吹炼炉的检尺口或辅料进料口投入硼砂,进行排渣,以质量计,硼砂的加入量控制为渣量的5%-10%。经过该处理步骤,观察后续渣含硅量变化及渣流动性情况可知,炉况恢复正常。
需要指出的是,本领域中冷冰铜为热冰铜经缓冷、破碎后得到的冷态冰铜。冷冰铜通常作为底吹连续吹炼炉内过氧化后的有效还原物料。本领域技术人员在加入热冰铜原料的同时,可以选择加入或不加入冷冰铜。
本发明人进一步研究发现连续吹炼过程中可能存在炉内结焦恶化的情况发生,结焦是因为温度低及喷溅、磁铁过多等原因,进一步经研究分析,可知炉口结焦是由于温度低及喷溅,检尺口结焦是由于磁铁过多。对此,在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对结焦情况的处理步骤:在底吹连续吹炼炉的炉口结焦时,提升炉内温度10-15℃且保证炉内温度不超过1260℃,并控制炉口处温度在1230℃以上;控制引入的造渣熔剂粒度满足:以质量含量计,粒度为5mm-15mm的部分在90%以上;并控制原料冷冰铜内不含含硅物料。其中,控制造渣熔剂的粒度满足上述条件,能避免部分石灰石粉末直接落入原有结焦外部无法融化而加快结焦生长。控制原料冷冰铜内不含含硅物料,而在铁钙渣型下,若混入含硅物料,则铁硅钙三元渣熔点会达到1300℃以上,因熔点升高,正常操作温度不会使其融化,所以会加快析出结焦。
在底吹连续吹炼炉的炉口结焦时,本发明所述吹炼方法还可以包括:在正常生产位进行炉口结焦烧熔,防止恶化生长;通过炉口处推入焦炭等提升局部温度等措施。
在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对结焦情况的处理步骤:在底吹连续吹炼炉的检尺口结焦生长时,需加入焦炭和生铁,并控制铁钙渣中四氧化三铁的含量,其更利于改善沉淀区(结焦处附近)过氧化氛围。其主要是通过还原性物质加入和吹炼终点控制,所得粗铜品位98.5%-99.2%。
其中优选地,在底吹连续吹炼炉的检尺口结焦生长时,需加入焦炭和生铁,并控制铁钙渣中四氧化三铁的含量,其中,在铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制为大于55%时,生铁和焦炭投入总量为炉内铁钙渣中四氧化三铁总质量的0.14%-0.25%;在铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%-55%时,生铁和焦炭投入总量为炉铁钙渣中四氧化三铁总质量的0.1%-0.14%。
本发明人进一步研究发现,因铁钙渣渣型除铅能力相对较差,连续吹炼所得粗铜含铅可能会升高,对此在本发明的一些优选实施方式中,所述吹炼方法还包括针对粗铜含铅量偏高进行处理的以下至少一个步骤:
(1)在所述铜层中的粗铜含铅量超过0.25wt%时,原料热冰铜或冷冰铜的品位控制在74wt%-76wt%;其在配料方面避免混矿含铅量过大;
(2)控制铁钙渣不过氧化,粗铜含铅量控制在0.25wt%以下,此时炉内不过氧化;铁钙渣不过氧化表现为渣样表面平整,此时渣层无较大较明显气泡;
(3)在连续吹炼之后,通过阳极炉进行精炼,在所述精炼中,在阳极炉浇铸结束后向阳极炉内加入石英且石英用量为阳极炉内装入粗铜质量的0.07%-0.11%,进行造渣,通过反应生成稳定的PbSiO4,通过扒渣排出,所得阳极板中铅含量稳定控制在0.12wt%以下;其中,加入石英造渣,Pb会随渣排出,含量降低。该优选方案,经过调控,阳极板铅含量能稳定控制在0.12%以下,更利于保证阳极铜成分达标。可以理解的是,上述各措施协同配合,若一条措施奏效,其他可不实施。
下面详细描述本发明的实施例,是示例性的,仅用于解释本发明,而不能理解为对本发明的限制。
实施例1
一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法,如下:
在底吹连续吹炼炉中连续进料,来自于熔炼工艺的热冰铜含Fe 3.5%,热冰铜的品位为75.3%,正常吹炼时原料流量为0.4t/min,确保热冰铜趋于连续、稳定、波动小,同时加入造渣熔剂。且,将原料热冰铜和造渣熔剂(石灰石)从吹炼采用的底吹连续吹炼炉的端部位置进料,该端部位置与底吹连续吹炼炉的排铜口和排渣口所在的端部在底吹连续吹炼炉的两端,可第一时间反应造渣,渣型为铁钙渣。本实施例为全热态吹炼,不引入原料冷冰铜,并控制底吹的各通入气体中的氧浓低于28wt%。
根据实时冰铜品位和冰铜流量计算实时加入量。
计算方式示例:
按冰铜含铁3.5%、冰铜流速0.4t/min(即24t/h);小时冰铜含铁:24t×0.035=0.84t;
设定CaO/Fe=0.35;m(CaO)=0.35×m(Fe)=0.35×0.84t=0.294t;
计量皮带加入石灰石CaCO3量=0.294×100/56=0.525t。
CaO纯度55%,且石灰石中粒度为5mm-15mm的部分95%,粒度低于5mm的部分5%;换算成CaCO3纯度98.21%;0.525/98.21%=0.5345t;
排除计量偏差,还需考虑造渣熔剂实际与铁的结合,需放大系数;即:计算量乘以1.1-1.2的损失。0.5345×1.15=0.6147t/h,即为造渣熔剂的加入量。
后续根据实际渣含氧化钙化验结果进行反馈调整,控制渣含氧化钙区间为15%-17%,通过调节底吹的各通入气体的通入流量,来控制渣温在1230℃,铜层温度在1245℃。正常造渣时铁钙渣中SiO2含量低于2wt%。
其中,在铁钙渣中氧化钙的质量含量低于17%时,以质量计,控制引入的原料中SiO2含量不超过2wt%,并控制铁钙渣的温度靠近1230℃且在1220℃-1235℃之间;在氧化钙的质量含量在17%-19%时,控制引入的原料中SiO2含量不超过3wt%,并控制铁钙渣的温度靠近1245℃且在1235-1250℃之间;在氧化钙的质量含量高于19%时,通过调整造渣熔剂的引入量为造渣熔剂理论质量用量的80%,来控制铁钙渣中氧化钙的质量含量在15%-17%。
本实施例中,以质量计,排渣得到的渣含铜量为9.5%,渣含氧化钙16.5%,渣含四氧化三铁含量47%,排渣带铜量均在12.5%。炉内衬情况见图1。
实施例2
按照实施例1的方法进行,不同的是,通过调节底吹的各通入气体的通入流量,来控制铜层温度1220℃,且渣层温度在1210℃。
本实施例中,以质量计,排渣得到的渣含铜量为10.5%,渣含氧化钙15%,渣含四氧化三铁含量55%,排渣带铜量均在13.4%。炉内衬挂渣良好,与实施例1相似。
对比例1
按照实施例1的方法进行,不同的是,在参数控制中,控制石灰石加入量为实施例1正常值(即0.6147t/h)的130%,使得渣含氧化钙19.25%,渣含四氧化三铁含量29.1%,渣中CaO/Fe在0.48。
本对比例中,排渣得到的渣含铜量为9.32%,排渣带铜量均在12%,渣温1250℃。炉内衬情况见图2,炉内衬挂渣差。
对比例2
按照实施例1的方法进行,不同的是,控制石灰石的加入量为实施例1正常值(即0.6147t/h)的135%,使得渣中CaO/Fe在0.57,渣含氧化钙21.87%,渣含四氧化三铁含量28.96%。
本对比例中,排渣得到的渣含铜量为9.85%,排渣带铜量均在12.3%,渣温1255℃。炉内衬情况:挂渣脱落,砖缝明显,炉寿命得不到保障。
对比例3
按照实施例1的方法进行,不同的是,在造渣熔剂的选择上选择石英来造铁硅渣,非铁钙渣。
本对比例中,排渣得到的渣含铜量为13.69%,渣含氧化钙0%,渣含硅量26.36%,排渣带铜量均在14.6%,渣温1225℃。炉内衬情况:挂渣较薄,估算为铁钙渣挂渣厚度的1/4-1/3。
通过上述实施例可知,相比于对比例,采用本发明的方法能够实现较优的工艺控制指标,排渣含铜量低至10.5%以下,而且,炉体内衬耐材可以较好的挂渣,延长炉龄。通过实施例1和对比例1-2的对比表明,四氧化三铁含量和CaO/Fe控制不适宜,会影响炉内挂渣;通过实施例1和对比例3的对比表明,本发明的铁钙渣型方案,利于达到更优的技术效果。
以上详细描述了本发明的优选实施方式,但是,本发明并不限于此。在本发明的技术构思范围内,可以对本发明的技术方案进行多种简单变型,包括各个技术特征以任何其它的合适方式进行组合,这些简单变型和组合同样应当视为本发明所公开的内容,均属于本发明的保护范围。
Claims (10)
1.一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法,包括:将热冰铜连续流入底吹连续吹炼炉,同时加入造渣熔剂,进行连续吹炼,形成渣层、铜层,其特征在于,还包括:控制底吹连续吹炼的渣型为铁钙渣,并将铁钙渣中以质量计的CaO/Fe控制在0.33-0.37,将铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%-55%。
2.根据权利要求1所述的吹炼方法,其特征在于,所述吹炼方法还包括:将铁钙渣中氧化钙的质量含量控制在15%-17%,和/或,铁钙渣中SiO2含量低于2wt%。
3.根据权利要求1所述的吹炼方法,其特征在于,所述吹炼方法还包括:
在铁钙渣中氧化钙的质量含量低于17%时,以质量计,控制引入的原料中SiO2含量不超过2wt%,并控制铁钙渣的温度为1220-1235℃;
在氧化钙的质量含量在17%-19%时,控制引入的原料中SiO2含量不超过3wt%,并控制铁钙渣的温度为1235-1250℃;
在氧化钙的质量含量高于19%时,通过将造渣熔剂的引入量降低且降低量为造渣熔剂理论质量用量的10%-25%来控制铁钙渣中氧化钙的质量含量在15%-17%。
4.根据权利要求1所述的吹炼方法,其特征在于,所述造渣熔剂为石灰或石灰石,所述石灰石成分满足:以质量含量计,CaO≥55%或CaCO3≥98%,且石灰石中粒度为5mm-15mm的部分在90%以上,粒度低于5mm的部分不超过10%。
5.根据权利要求1所述的吹炼方法,其特征在于,所述吹炼方法还包括:通过调节底吹的各通入气体的通入流量,来控制铜层温度在1220-1260℃、优选1230-1260℃,且渣层温度在1210-1245℃、优选1220-1245℃。
6.根据权利要求1所述的吹炼方法,其特征在于,所述热冰铜的入炉位置与造渣熔剂的加入位置均在底吹连续吹炼炉的同一端侧,该同一端侧与底吹连续吹炼炉的排铜口和排渣口位于不同侧。
7.根据权利要求1所述的吹炼方法,其特征在于,所述热冰铜的品位控制为72%-76%;
和/或
所述连续吹炼为全热态吹炼,并控制底吹的各通入气体中的氧浓低于28wt%。
8.根据权利要求7所述的吹炼方法,其特征在于,所述吹炼方法还包括针对铁钙渣的含硅量高的处理步骤:
在所述铁钙渣的含硅量在2wt%-6w%时,暂缓作为外来硅补充加入的冷冰铜入炉,利用热冰铜造渣蓄铜层,在物料液面达到排渣要求后,利用吹氧管辅助排黏渣,排渣直至炉况恢复正常;
在所述铁钙渣的含硅量大于6w%时,从底吹连续吹炼炉的检尺口或辅料进料口投入硼砂,进行排渣,以质量计,硼砂的加入量控制为渣量的5%-10%。
9.根据权利要求1或7所述的吹炼方法,其特征在于,所述吹炼方法还包括针对结焦情况的处理步骤:
在底吹连续吹炼炉的炉口结焦时,提升炉内温度10-15℃且保证炉内温度不超过1260℃,并控制炉口处温度在1230℃以上;控制引入的造渣熔剂粒度满足:以质量含量计,粒度为5mm-15mm的部分在90%以上;并控制原料冷冰铜内不含含硅物料;
在底吹连续吹炼炉的检尺口结焦生长时,需加入焦炭和生铁,并控制铁钙渣中四氧化三铁的含量,其中,在铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制为大于55%时,生铁和焦炭投入总量为炉内铁钙渣中四氧化三铁总质量的0.14%-0.25%;在铁钙渣中四氧化三铁的质量含量控制在40%-55%时,生铁和焦炭投入总量为炉铁钙渣中四氧化三铁总质量的0.1%-0.14%。
10.根据权利要求1或7所述的吹炼方法,其特征在于,所述吹炼方法还包括针对粗铜含铅量偏高进行处理的以下至少一个步骤:
(1)在所述铜层中的粗铜含铅量超过0.25wt%时,原料热冰铜或冷冰铜的品位控制在74wt%-76wt%;
(2)控制铁钙渣不过氧化,粗铜含铅量控制在0.25wt%以下;
(3)在连续吹炼之后,通过阳极炉进行精炼,在所述精炼中,在阳极炉浇铸结束后向阳极炉内加入石英且石英用量为阳极炉内装入粗铜质量的0.07%-0.11%,进行造渣,通过反应生成PbSiO4,通过扒渣排出,所得阳极板中铅含量稳定控制在0.12wt%以下。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310843138.7A CN116875810A (zh) | 2023-07-10 | 2023-07-10 | 一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310843138.7A CN116875810A (zh) | 2023-07-10 | 2023-07-10 | 一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN116875810A true CN116875810A (zh) | 2023-10-13 |
Family
ID=88265638
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202310843138.7A Pending CN116875810A (zh) | 2023-07-10 | 2023-07-10 | 一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN116875810A (zh) |
-
2023
- 2023-07-10 CN CN202310843138.7A patent/CN116875810A/zh active Pending
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN104039987B (zh) | 炼钢炉渣还原处理方法 | |
JP2001247922A (ja) | 銅製錬炉の操業方法 | |
CN105420445B (zh) | 一种冶炼粗晶粒钢的方法 | |
CN101321880B (zh) | 铅熔炼的方法和设备 | |
CN110714106B (zh) | 一种高钛型钒钛磁铁矿的高炉优化冶炼方法 | |
KR900001888B1 (ko) | 고온의 용광로에서 유출하는 용선(溶銑)의 성분을 조정하기 위한 방법 | |
CN111235349A (zh) | 富钒渣冶炼生产硅钒合金方法及硅钒合金 | |
JP5489790B2 (ja) | 溶銑脱珪方法 | |
CN116875810A (zh) | 一种底吹连续吹炼炉炼铜的吹炼方法 | |
CN110229943A (zh) | 一种高炉炉前铁水脱钛剂的加入方法 | |
CN110923397A (zh) | 一种低碳低硅含铝钢不引流开浇的方法 | |
CN109971974A (zh) | 一种粗铜精炼的生产工艺 | |
CN111230054B (zh) | 清理钢包包底粘渣的方法 | |
JP3969522B2 (ja) | 銅製錬炉の操業方法 | |
CN116024436B (zh) | 一种铜富氧顶吹炉长寿命运行的冶炼方法和冰铜的制备方法 | |
JP5493911B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
EP0216618A2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
CN114015894B (zh) | 一种全热态铜锍吹炼方法 | |
CN113718159B (zh) | 一种提高低硅含铝冷镦钢炼成率的生产方法 | |
JP3747155B2 (ja) | 錬銅炉の操業方法 | |
JP5467898B2 (ja) | 溶銑脱珪方法 | |
CN118497626A (zh) | 一种铈镧锆元素协同处理的铝脱氧钢及其连铸制备方法 | |
CN115679118A (zh) | 一种侧吹熔池熔炼生产金属化镍阳极板的方法 | |
AU2023257052A1 (en) | Method for melting direct reduced iron, solid iron and method for producing the same, material for civil engineering and construction and method for producing the same, and system for melting direct reduced iron | |
CN111440988A (zh) | 一种硅钒合金生产方法及硅钒合金 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination |