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1、吹炼渣反射炉还原贫化试验1. 试验目的双顶吹炼铜工艺对物料的适用性强，产能大，但是顶吹吹炼过程炉渣含铜较高，主要是富氧熔池熔炼炉渣的氧势较强，导致炉渣磁性铁含量升高，粘度增加，从而使炉渣含铜较高（达到20%以上），现有冰铜顶吹吹炼技术的炉渣通过水淬处理后投入顶吹熔炼（配入量为精矿的20%），由于现有技术吹炼渣的产出量大于熔炼的投入量，这不仅导致吹炼渣的结存还影响熔炼炉的精矿处理量，同时吹炼渣在铜冶炼系统的循环结存，增加生产作业成本。本实验通过反射炉还原贫化吹炼渣，将吹炼渣开路处理，吹炼渣、还原煤、熔剂按一定配比投入反射炉内熔化，吹炼渣中的磁性铁、氧化铜和还原煤还原反应，磁性铁还原成氧化铁后和配
2、入熔剂造渣，金属铜相富集，利用铜相和渣相的比重不同而分离，实现最大限度的提取吹炼渣中的铜，将这部分提取的铜返回吹炼炉或阳极炉，炉渣返渣选进一步提取铜，减少了吹炼渣在系统的循环，提高阳极铜产能；通过试验能源消耗情况研究反射炉内还原顶吹吹炼渣的可行性。2.试验预期达到的效果吹炼渣经过反射还原后炉渣的磁性在8%以下；炉渣含铜在3%左右；吹炼渣中的铅锌杂质还原后进入烟尘回收，回收率在80%以上；吹炼渣的处理量在3t/天以上。2. 吹炼渣的还原实验原理3. 1吹炼渣的性质吹炼渣为冰铜富氧顶吹吹炼的一种炉渣，经水淬处理也称为水淬渣，分为C1渣和C2渣，外观均为黑色的颗粒状，粒度在18mm大小不一，经过吹炼
3、渣的物相分析，吹炼渣含铜在1822%，其中铜主要由15%的氧化铜相和35%金属铜相存在，还含有部分的硫化亚铜；铁主要由3540%磁性铁和硅酸铁组成，根据相关文献得知，氧化铜部分主要被磁性铁包裹形成铜铁化合物，这是导致吹炼渣含铜高的直接原因。本次吹炼渣贫化试验的化学组成成分见一下荧光分析数据，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（一般铁硅比在1.3，硅酸度也接近1.3，硅酸度偏低时熔点也会朝上移。）3.2.还原贫化理论过程吹炼渣还原过程主要是用还原煤剂和吹炼渣中的高价铁氧化物、氧化铜、杂质铅锌氧化物发生还原反应，由于吹炼渣中铅锌杂质含量不予计算杂质消耗的还原煤，只计算磁性铁、氧化铜和C还原反应，若还原后磁性铁为8%，还原煤固定碳为60%，取1t吹炼渣为试样，20%的还原煤为无效氧化消耗。2Fe3O4 + 3SiO2 + C=3
5、(2FeOSiO2)+CO22*232 1230%*1t 0.6*X1X1=13kg2Cu2O +C=4Cu+CO22*144 1220%*1t 0.6X2X2=14kgX=（13+14）*1.2=32.4kg 由上述反应可知，1t吹炼渣还原需要消耗32.4kg还原煤。4.反射炉还原吹炼渣试验反射炉是一种通过火焰直接加热物料，以熔炼金属的冶金炉。由燃烧窀、熔炼室和排气烟道(烟囱)三个主要部分组成。整个炉膛就是一个用耐火材料衬里的长方形熔炼室。被广泛用于处理矿石和精矿，尤其是处理细粒度的粉料；还熔化和还原冶炼中间渣。反射炉还原吹炼渣试验要求工艺温度在12001250，炉渣硅酸度K=1.1 1.2
6、，单炉处理量1t，作业周期8小时，吹炼渣和熔剂按一定比例配料后投入反射炉熔化还原，还原结束后放铜放渣。实施例1，投入吹炼渣1t，还原煤32.4kg，还原煤中含硅4%，炉渣硅酸度K1.1，则配9.4kg石英石（纯度90%）,还原过程温度控制在12001250，记录投入物料量，炉温变化，还原过程炉渣渣型和渣量、铜量，烟尘量，还原时间，以及还原过程的能源消耗情况包括煤、水、电耗等数据，根据这些数据计算还原过程的铜金属平衡和成本核算。实施例2，投入吹炼渣2t，还原煤64.8kg，还原煤中含硅4%，炉渣硅酸度K=1.2，则配52kg石英石（纯度90%）,还原过程温度控制在12001250，为增加炉渣的流
7、动性可以加入5.2kg的石灰石熔剂，记录投入物料量，炉温变化，还原过程炉渣渣型和渣量、铜量，烟尘量，还原时间，以及还原过程的能源消耗情况包括煤、水、电耗等数据，根据这些数据计算还原过程的铜金属平衡和成本核算。5.反射炉还原贫化吹炼渣的技术难点5.1 反射炉是通过热量的辐射升温，热效率较低（3050%），还原过程需要的工艺温度在12001250，吹炼渣磁性铁达到40%，这部分磁性铁熔点较高，所以过程温度的控制是影响还原效果的核心因素。5.2 还原煤的用量控制，还原过程是降温的过程，还原的控制可能是试验的难点，还原气氛太强而温过程度不能满足时会影响炉渣的流动性导致渣含铜高，甚至炉渣很难排放。 5.
8、3 吹炼渣磁性铁较高，还原过程效果不好时可能导致熔点较高的磁性铁沉降，生成炉结。生产记录表物料 炉 期吹炼渣t还原煤t石英砂t石灰石t用电量Kw用煤量t14.9230.5860.1300.02123.1t过程控制参数记录表炉期 参数还原时间温度渣含铜粗铜含铜14sy11-181.93730.75880.704213.288.234.672.620.482.040.751.783.595.805.368.287.343.592.91吹炼渣还原实验小结本次实验时间8月11日至8月18日为期一周，用反射炉还原贫化吹炼渣，利用炉内的强还原气氛和澄清分离将贫化炉渣和金属铜相分开，分别得到含铜物料（含铜7
9、0%） 和炉渣（含铜0.50.8%）。实验原料：吹炼渣（水淬渣）、石英石、石灰石、还原煤。实验方案：配制2t吹炼渣、18kg石英石、6kg石灰石混合均匀，一次投入反射炉内还原熔炼，在还原过程中按时翻料，当所投入的物料完全融化后再分批配制加料，每批物料按1t吹炼渣、6kg石英石、3kg石灰石的比例配制。共投入物料（湿重）吹炼渣14.923t、石英石0.1308t、石灰石0.021t，其中为了加快物料融化速度还加入400kg碱。产出0.89t粗铜，炉渣13.85t，消耗燃料煤1.1t/班。金属铜的回收率：0.89/14.923*0.9*0.18=36.8%金属回收率低的主要原因是金属铜和炉渣分离效
10、果不理想，其中最主要是受炉温不稳定或炉温不够的影响，还有炉渣中存在部分的磁性铁沉降和炉温降低后粘度增加导致还原出来的金属铜进入渣相，造成炉渣中粗铜机械夹杂（见图1）。（炉渣缓冷后底部有大量的颗粒金属铜）。现有反射炉未设置排放口，当熔池高度接近趴渣口后趴渣，这种高熔池时底部热量传质较差，不利于金属铜和炉渣分离，同时趴渣或出铜的作业劳动强度太大，不利于安全生产。实验过程中炉渣渣型控制情况较好，炉渣硅酸度K1.11.2，Fe/SiO2=0.91.2，Ca69%，熔池表面炉渣的流动性较好，渣含铜小于1.0%。 图1下图为还原时间与渣含铜关系从上图可以看出同一批物料随着渣含铜随着融化还原时间增加而降低，
11、但是当融化还原时间6小时以后渣含铜增加到8.0%，主要原因可能是加入物料后炉温降低，导致炉渣粘度增加，之后随着时间的增加炉渣含铜增加，可能原因是由于炉内熔池升高后底部温度低于表面温度，影响了铜的沉降分离。在实验过程后期由于炉内熔池升高，炉底开始生成炉结，特别是在加煤或出灰时炉渣表面粘度增加，开始加入部分碱和冰铜，后人工搅拌，观察到炉渣表面熔池变得清澈，渣含铜也开始有所下降到3%。下表为粗铜样化验数据样品编号Au(g/t)Ag(g/t)Cu（化学法）SPbAsBiSb01TLZ粗铜87.390.40501TLZ粗铜0.2335.173.301TLZ粗铜318.388.7601TLZ粗铜0.133
12、3.288.053.270.1070.33501TLZ粗铜256.677.32.10.0370.20101TLZ铜渣0.125.90.9710.4460.1960.03610.01630.009801TLZ铜渣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16.5g33182.824.240.0340.8501TL下3
13、7.37.580.5860.530.03610.0240.086501TLZ1.3382.687.064.030.0260.64901TLZC1K0.9199.0 39.953.680.010349.31从上表可以看出吹炼还原贫化沉降分离后粗铜品位在7389%（也可称为白冰铜），这部分铜含铅高于吹炼造铜期的粗铜，主要是含铜质量达不到粗铜等级；Pb被还原出来沉降后和铜形成化合物。实验过程中，最后出来的炉渣和粗铜中杂质锑含量较前面的有升高，特别是沉降在底部的金属铜和炉渣杂质锑含量很高，这主要是由于现反射炉原先用于锑精炼，炉底存有未清理的精锑被融化后熔解于吹炼渣中，炉底粗铜样由一个化验含锑49%，但其他粗铜样化验含锑在0.2%，所以杂质锑的影响不做进一步研究。实验取
