铜冶金学第6章

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1、第六章 炉渣贫化6.1 概 述一个年产100kt的炼铜厂，以日处理1300t（ 含Cu25%）铜精矿、产渣率为50%计算，渣含铜 每增加0.1%，铜的冶炼回收率下降0.2%，生产费 用增加约3%。若渣含铜从0.6%上升到1%时，（ 考虑了回收率后的）年损失金属铜量为800t。 炉渣贫化方法的选择原则上取决于渣中铜的 损失形态以及所要求的最终弃渣含铜水平。后者 关系到贫化成本。贫化方法有两类：熔炼和缓冷选矿。理论上 ，熔炼方法能够将渣含铜降低到渣-锍平衡水平， 选矿法只能回收绝大部分的夹杂锍。6.2 熔炼贫化的理论基础6.2.1 贫化过程反应的热力学分析 影响渣含铜的最根本因素是炉渣中的Fe3O

2、4含 量。降低炉渣中的Fe3O4 含量，就能够改善锍滴 在渣中沉降的条件，如粘度、密度以及渣-锍间界 面张力等；降低渣中的Fe3O4含量，将减少铜的 氧化损失，从而降低渣含铜。炉渣的熔炼贫化就是降低氧势、提高硫势，还 原Fe3O4的过程。 锍品位降低, aFeS减少，有锍于反应3Fe3O4 + FeS = 10FeO + SO2 （6-1）向破坏Fe3O4的方向发展，如图6. 1表示。对反 应（6.1）的影响因素还有温度、aFeO 和SO2的分 压Pso2。这些因素与 aFe3O4的关系，在图6.1和以前 的有关章节中已经讨论过了。提高温度，加入适 量的SiO2, 降低Pso2，都会对Fe3O

3、4的减少起到有 效的作用。另一方面，锍品位降低，有利于锍与 渣的平衡反应（Cu2O）+ FeS = (FeO) + Cu2S （ 6-2）向Cu2O被硫化的方向进行。图6.1 炉气中SO2分压与锍中aFeS对渣中Fe3O4活度的影响实际贫化过程中的锍品位不可能降低很多。从 吹炼锍的角度出发，再生产出低品位的锍将会增 加处理的麻烦。保持原来的熔炼锍品位的办法是 用碳质还原剂还原Fe3O4：(Fe3O4) + C = 3（FeO） + CO (6-3)G0=-430942 + 41.34T (J)以FeO-Fe3O4-SiO2炉渣体系考虑，若取锍品 位为60%，aFe3O4及aFeO之值按图6.1

4、决定，分 别为0.2和0.36。反应（6-2）在贫化熔炼温度（ 1250）下平衡时G=0, 则PCO可从式（6-3）求 得：Pco = 1.81013计算表明，用C直接还原Fe3O4的CO平衡压力是 相当大的，冶金炉内的CO分压无论如何也达不到 此平衡数值。固体碳的强烈还作用使反应（6-2） 彻底地向右进行。Fe3O4的另外一条还原途径是被气体还原剂CO还原：(Fe3O4) + CO = 3（FeO） + CO2 （6-4）G0=35380 - 40.16T 反应（6-4）平衡时:Pco2/Pco = 11.83实际条件下，贫化炉炉膛空间吸入大量的空气 ，炉气中的Pco2约为0.04，Pco很

5、微小，Pco2/ Pco之比值可能会大于平衡时的Pco2/Pco值，因 此，贫化渣中的Fe3O4被气相中CO还原的作用是 不能肯定的，实际生产中也未观察到蓝色火苗发 生的现象。但是，在熔体炉渣被搅拌的情况下， 与固体碳混合充分，由反应（6-2）产生出的CO 应该有一定的还原作用。 6.3 电炉贫化用于贫化炉渣的电炉属于矿热电炉的形式。有 长方形、椭圆形和圆形。与矿热电炉相比，单位 炉床面积的功率要低，为46.6 102kW/m2。矿 热电炉一般为230kW/m2以上。贫化电炉的二次电 压比较低（最低级为60100V，最高级为80 190V），以便能够较深一些插入渣层，加强贫化 作用。6.3.1

6、6.3.1贫化电炉的特点贫化电炉的特点贫化电炉的作业方式有两种：间断作业和连 续作业。前者在一个周期完成后，放出弃渣，留 下很薄的渣层，再进熔炼渣开始下一个周期，铜 锍定时放出。这种方式多用于单独处理转炉渣， 或渣量不大，或要求深度贫化，弃渣含金属很低 的情况，如含Ni和Co的炉渣。连续作业是连续进 熔炼渣，连续放出弃渣。有的贫化炉还与熔炼炉 结合成一体。 1.贫化过程由熔炼炉溜槽流出的液态炉渣不断地进入贫化 炉内，在通过自焙电极产生的电能热（以电阻热 为主，有很小部分电弧热）作用下，熔体温度保 持在12001250。渣中的Fe3O4被加入的还原 剂还原成FeO，并与SiO2、CaO等氧化物造

7、渣。6.3.2 电炉贫化过程及其影响贫化效果的因素在降低了炉渣的粘度、密度，改善了渣的分 离性质以后，锍粒比较容易地沉降到锍层中。 Cu2O硫化生成的锍粒、原先夹带的锍粒会在炉渣 对流运动中相遇，互相碰撞，由于界面张力的作 用而聚合成较大尺寸的锍粒沉降。贫化电炉需要加入还原剂，一般多使用焦屑， 少数用煤和木炭。调整渣型时，要加入熔剂。对 硅酸盐渣，多以石灰和石灰石加入。必要时，用 黄铁矿或含硫物料作贫化剂。2.影响贫化效果的因素贫化效果是以弃渣含铜来衡量的。在电炉内， 影响弃渣含铜的因素有渣成分、还原剂种类、电 气参数、温度、熔池与电极操作制度等。（1）炉渣成分炉渣成分中对渣含铜影响较显著的是

8、Fe3O4含 量。提高SiO2的含量，有利于降低Fe3O4,使渣含 Cu减少。在一定范围内，CaO有助于降低渣中的 铜损失。添加CaO的办法亦应该联系电能消耗、 渣量和材料消耗等经济方面作出综合考虑与对比 。（2）还原剂加入贫化电炉的还原剂对贫化效果的影 响较大。不同还原剂和熔剂条件下，在工业贫化 电炉内炉渣中Cu2O的还原过程。其还原贫 化速度有着明显的差异。如图6.2所示。从 图6.2看出，在焦碳、焦碳加石灰石和天然 气三种方法种，以天然气的曲线较陡，而 且位置最低，只加焦碳的效果最差。图6.2 贫化电炉内炉渣中Cu2O的还原速度曲线（J.Czeenechi等） （自倒入新鲜渣后开始时间为

9、0，还原结束开始放渣的总时间：焦 碳为13h20min,焦炭+石灰为7h，天然气为6h） 焦碳， 焦炭+石灰，天然气一般情况下，有价金属在贫化过程中的回收率 随还原剂的数量增加而增加。但是，过多的还原 剂会引起金属铁的产生，使锍金属化，导致锍的 熔点升高，放除作业困难。 （3）电气参数贫化电炉变压器的二次电压不需要象矿热电炉 那样多级数，但是，与炉渣电阻的匹配应该更合 适些。保证在最高级数下，能够使电极浸入渣层 350mm以上。（4）炉渣温度在能够保证炉渣有良好的流动性前提下，宜以 较低的温度操作，这有利于延长炉子的耐火材料 使用期限。迈阿密厂的炉渣放出温度为1232 1260。锍放出温度为1

10、1711193。（5）熔池深度与熔池容积熔池深度由渣层厚度和锍层厚度组成。 贫化电炉的渣层深度依作业方式不同而不 同。无论是连续或间断，锍层厚只应为渣 层厚的1/31/2。若熔炼铜精矿中的镍和钴较高，需要回 收这些有价金属时，熔池深度应该高些， 近于熔炼电炉。无论是那种放渣方式，锍 层厚度均不得小于150mm。一般对铜锍熔 炼炉渣进行贫化的电炉，熔池较浅。（6）硫化剂的加入在对高品位锍熔炼产出的炉渣进行贫化 时，加入硫化剂会降低贫化锍的品位。低 品位锍的处理是不经济的。贵溪冶炼厂的 工业试验表明，在不使贫化锍品位降低较 多的情况下，加入为液体渣量1.5%3%的 黄铁矿，对减少渣含铜没有明显的效

11、果。6.3.3 电炉贫化技术经济数据名称单位1贵 溪2拉斯温特拉斯（ 智利）3 贫化炉尺寸M11.96.122. 6410（h）4.95贫化炉功率MW4.5设计 9.5，使用5.5 处理量：液体渣t/d536设计 750，正常 905，最大1100 固体冷料t/d40.3124 熔炼渣含Cu%闪速炉渣0.9特尼恩特炉渣 熔炼渣含Fe3O4%18表表6.1 6.1 电炉贫化的技术经济数据电炉贫化的技术经济数据电炉贫化的技术经济数据见下表电炉贫化的技术经济数据见下表: :贫化渣含Fe3O4%3.55.5弃渣含Cu%0.70.85， 平均0.8贫化回收率%60- 70贫化锍品位%5070贫化电炉电耗

12、kWh/t120设计 160，实 际150电极消耗Kg/t0.8设计 3，实 际1还原剂消耗Kg/t设计 15，实 际17贫化渣温度12401250贫化锍温度1210电炉设备 利用率%956.4 浮选法贫化浮选法贫化熔炼渣与吹炼渣具有如下优点：（1）采用浮选法代替某些熔炼渣的火法处理，有 利于提高金属回收率。如芬兰奥托昆普公司1996 年以前采用电炉贫化法处理闪速熔炼渣和吹炼渣 ，弃渣含铜Cu 为0.5% 0.7%，铜回收率为77 ，而改用浮选法后，尾矿中含铜量为0.30.35 ，铜回收率提高至91.1%。大冶诺兰达炉试生产 时，诺兰达熔炼渣用反射炉贫化，弃渣含铜平均 为0.73%，而改用浮选

13、法贫化后，尾矿含铜 0.35%。铜回收率高达94以上。6.4.1 6.4.1 概述概述（2）浮选法比电炉贫化法能耗少。如奥托昆 普公司，用电炉贫化时的电耗为90kwht 渣,而浮选法为44.2kwht 渣。 （3）浮选法与电炉贫化相比，无论是在基建 投资还是设备维护上都较为低廉。 （4）熔炼贫化产生低浓度（0.5%）的SO2 烟气，不能经济地处理而直接排放到大气 中，严重污染环境。而浮选法一般在常温 常压及弱碱介质中进行，只要解决好浮选 废水的处理及回用问题，就可以将环境污 染减少到最低程度。浮选法包括了缓冷与磨矿工序。炉渣中的铜之 所以能够通过浮选富集到精矿中，是因为在熔渣 冷却过程中，形成

14、了能够机械分离的硫化亚铜结 晶以及金属铜的颗粒。借助于它们在表面物理化 学性质上与其它造渣物的差异，而实现分离。冶金炉渣实际上是一种人造矿石。这种矿石中 矿物的粒度与相组成取决于冷却速度，从而影响 到铜的回收率。在相变温度（1080）以内的缓 慢冷却将会使铜矿物颗粒长大，保证了浮选过程 中对铜的良好捕集。浮选过程：将炉渣磨细，制成矿浆，在浮选槽里对矿浆进 行搅拌、充气，在浮选剂的作用下，铜矿物附着 于气泡上，浮升到矿浆表面，形成矿化泡沫，刮 出泡沫成为铜精矿，实践上称为渣精矿。而脉石 矿物则留在浮选槽内成为尾矿。 熔炼炉渣或转炉渣的缓冷是利用不同容积的铸 模（铸渣机）、地坑或渣包在空气中自然冷

15、却。 炉渣中铜矿物的结晶粒度大小和炉渣的冷却速度 密切相关。因为粒度大小决定了选别方法和选别 效果，炉渣的冷却速度是衡量浮选效果的主要条件。 甚至比炉渣的组成更为重要，渣中铜矿物的粒度 大者为50200m，最小者小于10m，多数为 1050m。 表6.2列出了铜炉渣选矿的技术经济指标。与电 炉贫化相比，铜回收率高，约90%以上；电耗低 ，选矿法为6080kWh/t渣，电炉法为70150 kWh/t渣；夹杂在锍粒中的贵金属回收率较高。 选矿法也有缺点，基建投资费用高，厂房占地面 积大，不适宜处理含镍和钴的炉渣。6.4.2浮选法的技术经济指标及设备表6.2 铜炉渣选矿的技术经济指标工 厂炉渣成分磨

16、矿矿 细细度含铜铜品位回收率 %磨 矿矿 电电 耗 (k Wh/ t)%g/t粒度 比例% CuSiO2FeAuAg给矿给矿精 矿矿尾 矿矿日 立4.6317.9543.420.855.2-44/893.2324.40.33Cu91.02, Au59.2 Ag65.1421- 22直 岛岛4.0220.1449.540.855.2-37/90 -16/503.7724.6 30.29Cu93.46, Au100 Ag96.1715.8别别 子4.5121.5449.740.613-44/91 -20/593.7035.00.36Cu91.2, Au100 Ag9021小 板5.7215.8246.110.5 989.2-74/59 -20/416.025.00.57Cu92.6, Au79.5 Ag92.620佐驾驾关4.03237 547.0 41.941- 100/1 2 -43/8