CN103725896A

CN103725896A - 一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法

Info

Publication number: CN103725896A
Application number: CN201310677098.XA
Authority: CN
Inventors: 王涛; 沈强华; 于英东; 陈雯; 何军强; 贺斌; 杨柳青
Original assignee: Jinchuan Group Co Ltd
Current assignee: Jinchuan Group Co Ltd
Priority date: 2013-12-13
Filing date: 2013-12-13
Publication date: 2014-04-16

Abstract

一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，涉及一种火法冶炼铜镍硫化精矿的工艺的改进。在将熔炼渣从熔炼炉转移到沉降电炉的过程中，在溜槽内完成熔炼渣中的磁性氧化铁的还原造渣反应，将渣中镍、铜、钴的氧化物被硫化转变为锍。本发明的方法，在一座还原溜槽里完成熔炼渣的贫化和渣型调整，利于沉降电炉作业，排出的电炉弃渣含有价金属低，提高了金属回收率；由于熔炼渣流经还原溜槽得到渣型调整，不惧磁性氧化铁高和铜镍氧化物高的炉渣，支持熔炼工序产出高品位锍，在熔炼过程就完成铁与铜镍的分离，而白锍（白冰铜）的吹炼是无渣吹炼，无低空污染，又避免了吹炼渣的处理难题。

Description

一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法

技术领域

一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，涉及一种火法冶炼铜镍硫化精矿的工艺的改进。

背景技术

有色金属硫化矿冶炼工艺最典型的是硫化铜精矿和硫化镍精矿的冶炼。从硫化铜精矿到粗铜，现行的工艺是在富氧熔炼炉中造锍熔炼，产出普通铜锍（含Cu45～70%）和熔炼渣，铜锍进行吹炼产出粗铜，同时产出吹炼渣，熔炼渣用敞开式溜槽送入沉降电炉里进行还原、硫化、澄清分离作业，最终排出含铜小于0.5%的电炉渣，有的工厂还对电炉渣进行缓冷、磨浮处理，以提高铜的回收率。吹炼渣量大，也要再单独处理。这种工艺流程和设备配置存在的主要问题是：（1）金属回收率低。由于采用富氧强化熔炼，熔炼渣中有较多的磁性氧化铁，熔渣性质恶化，渣中化学溶解的铜氧化物也高，这种渣送进沉降电炉，导致电炉出现严重的炉结，在沉降电炉里对熔渣进行还原硫化处理，但由于反应动力学条件差，对渣型的调整有限，加之电炉提温出现剧烈的熔体搅动，干扰了渣锍的澄清分离，难于得到含铜低的电炉弃渣。即使采用炉渣缓冷、磨细、浮选处理，也不能回收化学溶解的铜组分；（2）环境保护有缺陷。普通铜锍用PS转炉吹炼在造渣期有SO₂的低空污染。如果采用顶吹吹炼或者闪速吹炼等连续吹炼工艺，吹炼工序环境保护很好，但吹出来的是含硫高的半粗铜，这种粗铜在火法精炼时要排出低浓度SO₂气体，污染被转移。另外，炉渣选矿法处理必然产出粒度细、活性高的粉状尾矿，尾矿堆存对大气以及地下水都有潜在危险。

硫化镍精矿的冶炼，现代工艺流程是在熔炼炉产出低镍锍和熔炼渣，低镍锍用包子送到转炉吹炼，在转炉里产出高镍锍和吹炼渣，高镍锍经缓冷磨浮，分出硫化镍相、硫化铜相和合金相三个产品，吹炼渣在专门的贫化电炉里处理。熔炼炉排出的熔炼渣用敞开式溜槽送入沉降电炉里进行还原、硫化、澄清分离作业，最终排出含有价金属少的电炉渣。这种工艺流程和设备配置存在的主要问题是：（1）金属回收率低。由于采用富氧强化熔炼，熔炼渣中有较多的磁性氧化铁、氧化镁，熔渣性质恶化，渣中化学溶解的镍铜钴氧化物也高，这种熔点高的渣送进沉降电炉，导致电炉出现严重的炉结，有效沉降空间减少，尽管在沉降电炉里对熔渣进行了还原硫化处理，但由于反应动力学条件差，对渣型的调整有限，加之电炉提温出现剧烈的熔体搅动，干扰了渣锍的澄清分离，难于得到含有价金属低的电炉弃渣；（2）熔炼渣的渣型调整困难。镍熔炼渣型的显著特征是MgO高，导致渣的熔点高，外加更多造渣剂降低MgO在渣中的占比来改变渣的熔点，技术上是能做到但会出现渣量大和浸蚀耐火砖的问题，生产上运用有限。（3）敞开式溜槽有降低渣温和维修成本高的弊端。镍熔炼渣流过敞开式溜槽到达沉降电炉入口，渣温降低约50℃，对于沉降电炉，高熔点的炉渣温度下降使其作业很困难。另外烘烤溜槽、清理结渣、修补内衬都是经常性的，人力物力投入大。

发明内容

本发明的目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种有利于沉降电炉作业，排出的电炉弃渣含有价金属低，金属回收率高；无低空污染，获得渣型合理的铜镍硫化精矿的火法冶炼方法

本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，其特征在于在将熔炼渣从熔炼炉转移到沉降电炉的过程中，在溜槽内完成熔炼渣中的磁性氧化铁的还原造渣反应，将渣中镍、铜、钴的氧化物被硫化转变为锍。

本发明的一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，其特征在于其溜槽的两侧墙靠近底部设置有还原剂喷入口，溜槽端墙设置有熔炼渣入口、渣锍混合物排放口、事故排净口，溜槽上部有冷料投入口、排烟口、测温孔、观察孔。

本发明的一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，在一座还原溜槽里完成熔炼渣的贫化和渣型调整，利于沉降电炉作业，排出的电炉弃渣含有价金属低，提高了金属回收率；由于熔炼渣流经还原溜槽得到渣型调整，不惧磁性氧化铁高和铜镍氧化物高的炉渣，支持熔炼工序产出高品位锍，在熔炼过程就完成铁与铜镍的分离，而白锍（白冰铜）的吹炼是无渣吹炼，无低空污染，又避免了吹炼渣的处理难题。高镍锍无需吹炼直接缓冷、磨浮。特别是处理含镁高的硫化镍精矿，熔炼产出高镍锍则渣率高，渣中MgO得到了稀释，在沉降电炉里可获得较合理的渣型。

本发明提出一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，其核心是两段贫化技术，即在溜槽内进行还原贫化，再进行沉清分离贫化。

本发明提出一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，在现有的富氧强化熔炼炉内完成硫化铜精矿或者含铜硫化镍精矿的熔炼，当处理的是硫化铜精矿，则产出高铜锍和含铜高、含磁性氧化铁高的铜熔炼渣，高铜锍送入PS转炉进行无渣吹炼产出粗铜。铜熔炼渣经过还原溜槽进行还原贫化、渣型调整，再流入常规的沉降电炉进行沉清，将渣中夹带的铜锍分离出来，排出含铜小于0.36%的电炉弃渣；当处理的是含铜硫化镍精矿，则产出高镍锍和含镍高、含磁性氧化铁高的镍熔炼渣。高镍锍进行缓冷、磨浮作业后，得到镍精矿、铜精矿和合金三个产品。镍熔炼渣经过还原溜槽进行还原贫化、渣型调整，再流入常规的沉降电炉进行沉清，将渣中夹带的低镍锍分离出来，排出含镍小于0.24%的电炉弃渣。本发明优点在于：在一座还原溜槽里完成熔炼渣的贫化和渣型调整，利于沉降电炉作业，排出的电炉弃渣含有价金属低，提高了金属回收率；由于熔炼渣流经还原溜槽得到渣型调整，不惧磁性氧化铁高和铜镍氧化物高的炉渣，支持熔炼工序产出高品位锍，在熔炼过程就完成铁与铜镍的分离，而白锍（白冰铜）的吹炼是无渣吹炼，无低空污染，又避免了吹炼渣的处理难题。高镍锍无需吹炼直接缓冷、磨浮。特别是处理含镁高的硫化镍精矿，熔炼产出高镍锍则渣率高，渣中MgO得到了稀释，在沉降电炉里可获得较合理的渣型。

本发明的优点：

1、由于硫化还原剂从溜槽两侧下端的多个喷嘴喷入，对熔体产生了良好的搅动，渣型调整速度快，对渣中的贵金属有洗涤作用，并能提高渣中稀散元素的入尘率。

2、本发明工艺支持熔炼炉产出高品位锍，能缩短锍的吹炼过程，吹炼方式更灵活。

3、沉降电炉无需再承担还原硫化功能，只要沉清熔渣就可获得含有价金属低的弃渣，电炉作业顺利、电耗低。

4、避免了熔炼渣经敞开式溜槽排放到沉降电炉过程中的粘结和降温问题。

5、对于含镁高的硫化镍精矿熔炼，生产高镍锍则渣率高，有稀释渣中MgO的作用，虽然熔炼渣含磁性氧化铁会偏高，但经还原溜槽还原硫化后，沉降电炉渣属中低镁的SiO₂-CaO-FeO-MgO四元渣，电炉渣型比较合理。

附图说明

图1为采用本发明处理硫化铜精矿的工艺流程图；

图2为采用本发明处理硫化镍精矿的工艺流程图；

图3为本发明的还原溜槽主视和侧视结构示意图；

图4 为图3的侧视图；

图5 为本发明的还原溜槽俯视结构示意图；

图6为风嘴结构图；

图7为还原溜槽与熔池熔炼炉，沉降电炉工艺设备连接图。

具体实施方式

一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，在将熔炼渣从熔炼炉转移到沉降电炉的过程中，在溜槽内完成熔炼渣中的磁性氧化铁的还原造渣反应，将渣中镍、铜、钴的氧化物被硫化转变为锍。其溜槽的两侧墙靠近底部设置有还原剂喷入口，溜槽端墙设置有熔炼渣入口、渣锍混合物排放口、事故排净口，溜槽上部有冷料投入口、排烟口、测温孔、观察孔。

本发明的铜熔炼工艺的具体步骤为：

1、将含铜10-35%的铜精矿，石英和石灰石熔剂，返料，煤和吹炼渣按产出白锍的炉料配比投入熔炼炉，控制的氧料比值按产出白锍的需要确定，喷枪***熔池并向熔池鼓入含45%～80% O₂的富氧空气，控制渣中的Fe/SiO₂在1.15～1.35，在1150～1250℃的温度下进行熔炼。

2、在连续投料的熔炼过程中从熔炼炉放锍口间断排出白锍，白锍用包子吊运到转炉吹炼。

3、从熔炼炉排渣口连续放出熔炼渣到还原溜槽的熔炼渣入口（3），同时从还原剂喷入口（11）用喷嘴（14）将还原剂及含氧空气按空气过剩系数0.75～0.85的比值喷进溜槽，保持溜槽中的渣面高度在1.2～1.5米，对熔炼渣进行渣型调整，过程产生的烟气由排烟口（8）排进烟道，经过还原、硫化的熔体从渣锍混合物排放口（12）放出到沉降电炉。如果出现事故或要检修溜槽，要打开事故排净口（13）放完熔体。熔炼渣中夹带的低铜锍在沉降电炉里得到充分的澄清分离，从沉降电炉锍口放出的低铜锍送吹炼，电炉排渣口排出的电炉渣经水淬作为弃渣堆存。

本发明的镍熔炼工艺的具体步骤为：

1、将含镍6-8%、铜3-5%的镍精矿，石英和石灰石熔剂，返料，煤和吹炼渣按产出高镍锍（Fe﹤4%）的炉料配比投入熔炼炉，控制的氧料比值按产出高镍锍的需要确定，喷枪***熔池并向熔池鼓入含45%～80% O₂的富氧空气，控制渣中的Fe/SiO₂在1.0～1.25，在1250～1350℃的温度下进行熔炼。

2、在连续投料的熔炼过程中从熔炼炉放锍口间断排出低镍锍用包子吊运到转炉吹炼，高镍锍用包子缓冷，缓冷料送磨浮。

3、从熔炼炉排渣口连续放出熔炼渣到还原溜槽的熔炼渣入口（3），同时从还原剂喷入口（11）用喷嘴（14）将还原剂及含氧空气按空气过剩系数0.75～0.85的比值喷进溜槽，保持溜槽中的渣面高度在1.2～1.5米，对熔炼渣进行渣型调整，过程产生的烟气由排烟口（8）排进烟道，经过还原、硫化的熔体从渣锍混合物排放口（12）放出到沉降电炉。如果出现事故或要检修溜槽，要打开事故排净口（13）放完熔体。熔炼渣中夹带的低镍锍在沉降电炉里得到充分的澄清分离，从沉降电炉锍口放出的低镍锍送吹炼，电炉排渣口排出的电炉渣经水淬作为弃渣堆存。

在空溜槽首次接受熔炼渣的开炉阶段，需要从熔炼炉排出含适量生料的熔炼渣到还原溜槽，一边进渣一边还原，对此种熔炼渣进行还原到溜槽渣面1米高、渣含磁性氧化铁小于3%，满足此条件就可以从熔炼炉连续排出炼高镍锍的渣到溜槽。

新增一段贫化原理包括：1)使用保温溜槽喷吹还原剂，达到强化还原目的；2）利用溜槽高差达到动态还原效果。

4、从沉降电炉分离出来的低镍锍用转炉吹炼成高镍锍，吹炼渣返回到熔炼炉。

还原溜槽由耐火砖槽底（1）、紧身箍（2）、铜水套挂钩3）、熔炼渣进口（4）、槽体侧水套（5）、槽顶水套（6）、冷料加入口（7）、测温孔（8）、烟道（9）、观察孔（10）、槽体侧铜水套（11）、还原剂喷入口（12）、槽体端水套（13）、渣锍混合物排放口（14）、事故排净口（15）、还原剂喷嘴（16）组成，其中喷嘴由一次空气和粉煤喷入口（17）、二次空气入口（18）、球阀（19）构成。用此还原溜槽代替敞开式溜槽，在熔炼渣的转移过程中就对渣中Fe3O4进行还原，对渣中的铜镍钴的氧化物进行硫化，同时，控制还原剂与氧的比值，让部分还原剂发生不完全燃烧反应提供热量，维持渣温。

为进一步说明本发明，提供下列非限定性的实施例。

实施例1

在传统的冰铜熔炼工艺基础上，将铜精矿和熔剂、返料、吹炼渣按比例进行混合，连续加入到熔炼炉中，并补入适量煤作为燃料，在富氧条件下熔炼生成白冰铜。

所用铜精矿成分（%）为：

Figure 201310677098X100002DEST_PATH_IMAGE002

燃料采用的无烟煤成分为：

Figure 201310677098X100002DEST_PATH_IMAGE004

按铜精矿的含铁量与炉料所含SiO₂质量比例=1∶0.9进行补加石英的配料。在顶吹炉(内径4米、炉膛高13.6米)的熔炼作业工序，（每小时加入量）加入60吨铜精矿和1.2吨烟尘（含Cu8%）、0.3吨吹炼渣（含Cu4%、Fe₃O₄37%），同时加入2.5吨的无烟煤、18000N m³氧浓度为68%的富氧空气和7吨的石英石（含SiO₂80%）。富氧空气用氧枪从炉顶喷入熔池，控制炉内熔体的温度在1150℃～1220℃。采用从放渣口连续排渣和从冰铜的放出口间断放出冰铜的制度(排放冰铜20分钟后要间隔40分钟才进入下一次排放)，熔炼生成的白冰铜成分为：Cu 78%、Fe 0.5%、S 20.2%。

每小时排出34吨熔炼渣到还原溜槽。还原溜槽参数及作业指标：

槽底内部面积：3.9m²；

内部尺寸：长×宽×高（m）：3.25×1.2×3.5；

风口个数：8个，每侧4个;

还原煤消耗量：4.42吨/h；

压缩空气单耗：14700Nm³/h；

从溜槽送进沉降电炉的渣锍混合物经澄清分离，电炉弃渣含Cu 0.36%。

实施例2

在传统的镍熔炼工艺基础上，将镍精矿和熔剂、返料、吹炼渣按比例进行混合，连续加入到熔炼炉中，并补入适量煤作为燃料，在富氧条件下熔炼生成高镍锍。

所用镍精矿成分（%）为：

元素	Ni	Cu	Co	Fe	S	SiO₂	CaO	MgO
									含量	6.36	3.69	0.2	31.34	25.36	11.2	2.55	6.94

燃料采用的无烟煤成分为：

成分	固定碳	挥发分	灰分	合计
					%	75.00	10.00	15.00	100.00

按镍精矿的含铁量与炉料所含SiO₂质量比例=1∶1进行补加石英的配料。在卧式氧气侧吹炉 (炉子规格Φ3.7×16.7米)的熔炼作业工序，每小时加入35吨镍精矿和1.4吨烟尘（含Ni 4.88%、Cu 4.12%）、0.2吨吹炼渣（含Cu 0.98%、Ni 1.97%、Fe₃O₄21%），同时加入2.45吨的无烟煤、9000Nm³氧浓度为60%的富氧空气和8.8吨的石英石（含SiO₂80%）。富氧空气用氧枪从炉体侧部风口喷入熔池，控制炉内熔体的温度在1250℃～1320℃。采用从放渣口连续排渣和从锍口间断放出高镍锍的制度(排放高镍锍15分钟后要间隔45分钟才进入下一次排放)，熔炼生成的高镍锍成分为：Ni 42.06%、Cu 24.15%、Fe3.16%、Co 0.69%、S 24.7%。

每小时排出29.7吨熔炼渣到还原溜槽。还原溜槽参数及作业指标:

槽底内部面积：5.28m²；

内部尺寸：长×宽×高（m）：4.4×1.2×3.5；

风口个数：10个，每侧5个;

还原煤消耗量：4.6吨/h；

压缩空气单耗：15360Nm³/h；

从溜槽送进沉降电炉的渣锍混合物经澄清分离，电炉弃渣含Ni 0.24%、Cu 0.19%、Co 0.08%。

Claims

1.一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，其特征在于在将熔炼渣从熔炼炉转移到沉降电炉的过程中，在溜槽内完成熔炼渣中的磁性氧化铁的还原造渣反应，将渣中镍、铜、钴的氧化物被硫化转变为锍。

2.根据权利要求1所述的一种铜镍硫化精矿的火法冶炼方法，其特征在于其溜槽的两侧墙靠近底部设置有还原剂喷入口，溜槽端墙设置有熔炼渣入口、渣锍混合物排放口、事故排净口，溜槽上部有冷料投入口、排烟口、测温孔、观察孔。