吹煉渣反射爐還原貧化試驗

1、吹煉渣反射爐還原貧化試驗1. 試驗?zāi)康碾p頂吹煉銅工藝對物料的適用性強，產(chǎn)能大，但是頂吹吹煉過程爐渣含銅較高，主要是富氧熔池熔煉爐渣的氧勢較強，導(dǎo)致爐渣磁性鐵含量升高，粘度增加，從而使爐渣含銅較高（達到20%以上），現(xiàn)有冰銅頂吹吹煉技術(shù)的爐渣通過水淬處理后投入頂吹熔煉（配入量為精礦的20%），由于現(xiàn)有技術(shù)吹煉渣的產(chǎn)出量大于熔煉的投入量，這不僅導(dǎo)致吹煉渣的結(jié)存還影響熔煉爐的精礦處理量，同時吹煉渣在銅冶煉系統(tǒng)的循環(huán)結(jié)存，增加生產(chǎn)作業(yè)成本。本實驗通過反射爐還原貧化吹煉渣，將吹煉渣開路處理，吹煉渣、還原煤、熔劑按一定配比投入反射爐內(nèi)熔化，吹煉渣中的磁性鐵、氧化銅和還原煤還原反應(yīng)，磁性鐵還原成氧化鐵后和配

2、入熔劑造渣，金屬銅相富集，利用銅相和渣相的比重不同而分離，實現(xiàn)最大限度的提取吹煉渣中的銅，將這部分提取的銅返回吹煉爐或陽極爐，爐渣返渣選進一步提取銅，減少了吹煉渣在系統(tǒng)的循環(huán)，提高陽極銅產(chǎn)能；通過試驗?zāi)茉聪那闆r研究反射爐內(nèi)還原頂吹吹煉渣的可行性。2.試驗預(yù)期達到的效果吹煉渣經(jīng)過反射還原后爐渣的磁性在8%以下；爐渣含銅在3%左右；吹煉渣中的鉛鋅雜質(zhì)還原后進入煙塵回收，回收率在80%以上；吹煉渣的處理量在3t/天以上。2. 吹煉渣的還原實驗原理3. 1吹煉渣的性質(zhì)吹煉渣為冰銅富氧頂吹吹煉的一種爐渣，經(jīng)水淬處理也稱為水淬渣，分為C1渣和C2渣，外觀均為黑色的顆粒狀，粒度在18mm大小不一，經(jīng)過吹煉

3、渣的物相分析，吹煉渣含銅在1822%，其中銅主要由15%的氧化銅相和35%金屬銅相存在，還含有部分的硫化亞銅；鐵主要由3540%磁性鐵和硅酸鐵組成，根據(jù)相關(guān)文獻得知，氧化銅部分主要被磁性鐵包裹形成銅鐵化合物，這是導(dǎo)致吹煉渣含銅高的直接原因。本次吹煉渣貧化試驗的化學(xué)組成成分見一下熒光分析數(shù)據(jù)，CuFeSSiO2CaOAl2O3ZnMgO20.5724.930.28918.635.582.012.041.12Fe/SiO2=1.338; Fe3O4=38。 Fe FeO Zn ZnO 64 80 56 72 X Y 2.04% Z Y=31.16% Z=2.62%硅酸度K= S*(32/64)/(

4、F*16/80+M*16/40+C*16/56+Z*16/72)=18.63*32/64/(31.16*16/80+1.12*16/40+5.58*16/56+2.62*16/72)=1.052（一般鐵硅比在1.3，硅酸度也接近1.3，硅酸度偏低時熔點也會朝上移。）3.2.還原貧化理論過程吹煉渣還原過程主要是用還原煤劑和吹煉渣中的高價鐵氧化物、氧化銅、雜質(zhì)鉛鋅氧化物發(fā)生還原反應(yīng)，由于吹煉渣中鉛鋅雜質(zhì)含量不予計算雜質(zhì)消耗的還原煤，只計算磁性鐵、氧化銅和C還原反應(yīng)，若還原后磁性鐵為8%，還原煤固定碳為60%，取1t吹煉渣為試樣，20%的還原煤為無效氧化消耗。2Fe3O4 + 3SiO2 + C=3

5、(2FeO·SiO2)+CO22*232 1230%*1t 0.6*X1X1=13kg2Cu2O +C=4Cu+CO22*144 1220%*1t 0.6X2X2=14kgX=（13+14）*1.2=32.4kg 由上述反應(yīng)可知，1t吹煉渣還原需要消耗32.4kg還原煤。4.反射爐還原吹煉渣試驗反射爐是一種通過火焰直接加熱物料，以熔煉金屬的冶金爐。由燃燒窀、熔煉室和排氣煙道(煙囪)三個主要部分組成。整個爐膛就是一個用耐火材料襯里的長方形熔煉室。被廣泛用于處理礦石和精礦，尤其是處理細粒度的粉料；還熔化和還原冶煉中間渣。反射爐還原吹煉渣試驗要求工藝溫度在12001250，爐渣硅酸度K=1

6、.1 1.2，單爐處理量1t，作業(yè)周期8小時，吹煉渣和熔劑按一定比例配料后投入反射爐熔化還原，還原結(jié)束后放銅放渣。實施例1，投入吹煉渣1t，還原煤32.4kg，還原煤中含硅4%，爐渣硅酸度K1.1，則配9.4kg石英石（純度90%）,還原過程溫度控制在12001250，記錄投入物料量，爐溫變化，還原過程爐渣渣型和渣量、銅量，煙塵量，還原時間，以及還原過程的能源消耗情況包括煤、水、電耗等數(shù)據(jù)，根據(jù)這些數(shù)據(jù)計算還原過程的銅金屬平衡和成本核算。實施例2，投入吹煉渣2t，還原煤64.8kg，還原煤中含硅4%，爐渣硅酸度K=1.2，則配52kg石英石（純度90%）,還原過程溫度控制在12001250，為

7、增加爐渣的流動性可以加入5.2kg的石灰石熔劑，記錄投入物料量，爐溫變化，還原過程爐渣渣型和渣量、銅量，煙塵量，還原時間，以及還原過程的能源消耗情況包括煤、水、電耗等數(shù)據(jù)，根據(jù)這些數(shù)據(jù)計算還原過程的銅金屬平衡和成本核算。5.反射爐還原貧化吹煉渣的技術(shù)難點5.1 反射爐是通過熱量的輻射升溫，熱效率較低（3050%），還原過程需要的工藝溫度在12001250，吹煉渣磁性鐵達到40%，這部分磁性鐵熔點較高，所以過程溫度的控制是影響還原效果的核心因素。5.2 還原煤的用量控制，還原過程是降溫的過程，還原的控制可能是試驗的難點，還原氣氛太強而溫過程度不能滿足時會影響爐渣的流動性導(dǎo)致渣含銅高，甚至爐渣很難

8、排放。 5.3 吹煉渣磁性鐵較高，還原過程效果不好時可能導(dǎo)致熔點較高的磁性鐵沉降，生成爐結(jié)。生產(chǎn)記錄表物料 爐 期吹煉渣t還原煤t石英砂t石灰石t用電量Kw用煤量t14.9230.5860.1300.02123.1t過程控制參數(shù)記錄表爐期 參數(shù)還原時間溫度渣含銅粗銅含銅14sy11-181.93730.75880.704213.288.234.672.620.482.040.751.783.595.805.368.287.343.592.91吹煉渣還原實驗小結(jié)本次實驗時間8月11日至8月18日為期一周，用反射爐還原貧化吹煉渣，利用爐內(nèi)的強還原氣氛和澄清分離將貧化爐渣和金屬銅相分開，分別得到含銅

9、物料（含銅70%） 和爐渣（含銅0.50.8%）。實驗原料：吹煉渣（水淬渣）、石英石、石灰石、還原煤。實驗方案：配制2t吹煉渣、18kg石英石、6kg石灰石混合均勻，一次投入反射爐內(nèi)還原熔煉，在還原過程中按時翻料，當所投入的物料完全融化后再分批配制加料，每批物料按1t吹煉渣、6kg石英石、3kg石灰石的比例配制。共投入物料（濕重）吹煉渣14.923t、石英石0.1308t、石灰石0.021t，其中為了加快物料融化速度還加入400kg堿。產(chǎn)出0.89t粗銅，爐渣13.85t，消耗燃料煤1.1t/班。金屬銅的回收率：0.89/14.923*0.9*0.18=36.8%金屬回收率低的主要原因是金屬銅

10、和爐渣分離效果不理想，其中最主要是受爐溫不穩(wěn)定或爐溫不夠的影響，還有爐渣中存在部分的磁性鐵沉降和爐溫降低后粘度增加導(dǎo)致還原出來的金屬銅進入渣相，造成爐渣中粗銅機械夾雜（見圖1）。（爐渣緩冷后底部有大量的顆粒金屬銅）?，F(xiàn)有反射爐未設(shè)置排放口，當熔池高度接近趴渣口后趴渣，這種高熔池時底部熱量傳質(zhì)較差，不利于金屬銅和爐渣分離，同時趴渣或出銅的作業(yè)勞動強度太大，不利于安全生產(chǎn)。實驗過程中爐渣渣型控制情況較好，爐渣硅酸度K1.11.2，F(xiàn)e/SiO2=0.91.2，Ca69%，熔池表面爐渣的流動性較好，渣含銅小于1.0%。 圖1下圖為還原時間與渣含銅關(guān)系從上圖可以看出同一批物料隨著渣含銅隨著融化還原時間

11、增加而降低，但是當融化還原時間6小時以后渣含銅增加到8.0%，主要原因可能是加入物料后爐溫降低，導(dǎo)致爐渣粘度增加，之后隨著時間的增加爐渣含銅增加，可能原因是由于爐內(nèi)熔池升高后底部溫度低于表面溫度，影響了銅的沉降分離。在實驗過程后期由于爐內(nèi)熔池升高，爐底開始生成爐結(jié)，特別是在加煤或出灰時爐渣表面粘度增加，開始加入部分堿和冰銅，后人工攪拌，觀察到爐渣表面熔池變得清澈，渣含銅也開始有所下降到3%。下表為粗銅樣化驗數(shù)據(jù)樣品編號Au(g/t)Ag(g/t)Cu（化學(xué)法）SPbAsBiSb01TLZ粗銅87.390.40501TLZ粗銅0.2335.173.301TLZ粗銅318.388.7601TLZ粗

12、銅0.1333.288.053.270.1070.33501TLZ粗銅256.677.32.10.0370.20101TLZ銅渣0.125.90.9710.4460.1960.03610.01630.009801TLZ銅渣0.135.82.780.5550.2190.03610.1550.072101TL上20.0g297.483.263.650.0330.4601TL下226.7g52.88.151.280.5160.0380.00390.048701TLZ15-8-16C2K1.2859.278.2412.960.1981.1101TL上16.5g33182.824.240.0340.85

13、01TL下37.37.580.5860.530.03610.0240.086501TLZ1.3382.687.064.030.0260.64901TLZC1K0.9199.0 39.953.680.010349.31從上表可以看出吹煉還原貧化沉降分離后粗銅品位在7389%（也可稱為白冰銅），這部分銅含鉛高于吹煉造銅期的粗銅，主要是含銅質(zhì)量達不到粗銅等級；Pb被還原出來沉降后和銅形成化合物。實驗過程中，最后出來的爐渣和粗銅中雜質(zhì)銻含量較前面的有升高，特別是沉降在底部的金屬銅和爐渣雜質(zhì)銻含量很高，這主要是由于現(xiàn)反射爐原先用于銻精煉，爐底存有未清理的精銻被融化后熔解于吹煉渣中，爐底粗銅樣由一個化驗含銻49%，但其他粗銅樣化驗含銻在0.2%，所以雜質(zhì)銻的影響不做進一步研究。實驗取得的成果本實驗證明了吹煉渣反射爐還原貧化技術(shù)的可行性，爐況較好時爐渣含銅降低至0.5%，粗銅含銅大于70%達到預(yù)期效果。實驗存在的缺點1.現(xiàn)有反射爐燃料供熱方式為塊狀的燃料煤加入反射爐爐膛燃燒供熱，當加煤或斗灰時爐膛溫度降低，不利于吹煉渣融化還原。用紅外線測溫儀測量爐內(nèi)溫度，但受爐內(nèi)煙氣影響未測得準確值。