阅读说明：本技术 一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法 (Method for converting high-grade matte by using horizontal converter ) 是由 陆湖南 贾建华 柴胜利 高红霞 吕红生 车瑞杰 王勤学 于 2019-09-20 设计创作，主要内容包括：本发明涉及一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法,目的是为了解决现有的冰铜吹炼方法吹炼周期长、送风时率低、单炉产量低的技术问题,本发明的技术方案包括如下步骤：1)选择品位在70％-75％之间的冰铜作为吹炼原料；2)在转炉空炉等料时,用天然气对炉膛进行保温；3)向转炉中进料50吨,进行吹炼；4)吹炼30-50min后,再向转炉中进料25吨,继续吹炼；5)吹炼25-35min后,再向转炉中进料25吨,然后吹炼5min,再向炉内加入石英石后继续吹炼；6)继续吹炼65-75min后,沉淀5min,进行放渣作业。本发明通过在卧式转炉进行高品位冰铜的吹炼,将传统的两周期吹炼方法改为单周期吹炼,缩短了吹炼时间,具有安全系数较高、冷料处理量大、成产成本较低等优点。(The invention relates to a method for converting high-grade matte by using a horizontal converter, aiming at solving the technical problems of long converting period, low air supply time rate and low single-furnace output of the existing matte converting method, and the technical scheme of the invention comprises the following steps: 1) selecting matte with the grade of 70-75% as a blowing raw material; 2) when the converter is empty and the like, the hearth is insulated by natural gas; 3) feeding 50 tons of materials into a converter for converting; 4) after blowing for 30-50min, feeding 25 tons of materials into the converter, and continuing blowing; 5) after blowing for 25-35min, feeding 25 tons of materials into the converter, then blowing for 5min, adding quartz stone into the converter, and continuing blowing; 6) and continuously blowing for 65-75min, precipitating for 5min, and performing slag discharging operation. The invention changes the traditional two-period converting method into the single-period converting method by converting the high-grade matte in the horizontal converter, shortens the converting time, and has the advantages of higher safety factor, large cold charge treatment capacity, lower production cost and the like.)

一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法

技术领域

本发明属于粗铜冶炼技术领域，具体涉及一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法。

背景技术

卧式转炉作为铜锍吹炼的主要设备，因为其操作简单、能耗较低，被各企业广泛应用于实际生产中。传统铜锍的主要成份FeS和Cu₂S，其中铁含量在15-20％之间，铜含量在60-65％之间，其吹炼分为两个周期：

一周期2FeS+3O₂＝2FeO+2SO₂ (1)

2FeO+SiO₂＝2FeO·SiO₂ (2)

二周期2Cu₂S+3O₂＝2Cu₂O+2SO₂ (3)

Cu₂S+2Cu₂O＝6Cu+SO₂ (4)

在一周期，冰铜中的FeS和氧气、石英反应，将硫以SO₂的形式除去，铁以2FeO·SiO₂的形式除去，同时放出大量的热量，在二周期冰铜中的Cu₂S与氧气反应，将硫以SO₂的形式除去，得到粗铜，并放出一定的热量，为了控制炉温和提高产量，每炉需加入大量的冷料。

此种铜锍吹炼工艺，吹炼过程热量足，容易操作。但是有诸多弊端，首先在一周期操作时，每进一批料就要进行一次放渣作业，整个吹炼过程渣量大，工人劳动强度高，且一周期吹炼终点和石英的加入量难判断，如判断不准，铜锍中的铁除不干净，或者石英过量，会造成二周期吹炼时间长或者发生炉喷。其次，吹炼时间长，送风时率低，单炉次作业时间在450-480min之间，送风时率在65-70％之间。最后，单炉产量低，每炉次粗铜产量在75-80吨之间。

发明内容

本发明的目的是为了解决现有的冰铜吹炼方法中存在的吹炼周期长、送风时率低、单炉产量低、系统产能较低、劳动强度大的技术问题，提供一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：

1、一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法，包括如下步骤：

1)吹炼原料的选择，选择品位在70％-75％之间的冰铜作为吹炼原料，因为在传统的铜锍吹炼方法中，不论入炉冰铜品位为多少，在一周期吹炼结束后，所得铜锍的铜品位基本在70％-75％之间，且当冰铜品位在此区间内，经过热平衡计算，反应产生的热量可以实现吹炼过程热平衡，因此，选定冰铜铜品位在70％-75％之间。

2)在转炉空炉等料时，用天然气对炉膛进行保温，使炉温不低于700℃，同时在炉内加入10-15吨冷料；

3)向转炉中进料50吨，打开压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22000m³/h-24000m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位进行吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃；

4)吹炼30-50min后，将炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22000m³/h-24000m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位继续吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃；

5)吹炼25-35min后，把炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22000m³/h-24000m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位吹炼5min，再向炉内加入石英石后继续吹炼；

6)继续吹炼65-75min后，把炉体转至进料位，沉淀5min，进行放渣作业，放出的渣子经冷却后破损，送到料仓在富氧底吹炉进行回炉处理；得到的粗铜倒入阳极炉进行氧化还原处理。

进一步地，所述步骤1)中的冰铜品位为73％。

进一步地，所述步骤3)、步骤4)和步骤5)中入炉的总气体流量为23000m³/h。

进一步地，所述步骤3)和步骤4)中加入残极的量为2-3吨。

进一步地，所述步骤5)中加入石英石的量为1.5-2吨。

本发明的有益效果是：

1、本发明通过在卧式转炉进行高品位冰铜的吹炼，将传统的两周期吹炼方法改为单周期吹炼，缩短了吹炼时间且吹炼过程稳定，不容易发生炉喷事故，安全系数较高；

2、本发明通过利用天然气进行热补偿，增加了每炉处理高含铜物料的能力，提高了单炉粗铜的产量；

3、本发明选择70％-75％品位的冰铜作为吹炼原料，转炉渣量大量降低，减少了放渣时间以及转炉渣的倒运次数，提高了送风时率，降低了劳动强度；由于渣量大量降低，且渣含铜较高，可直接作为富氧底吹炉调节冰铜品位的物料，省去了渣选铜工序，降低了生产成本，因此，与技术背景相比，本发明具有冷料处理量大、系统产能较高、送风时率较高、成产成本较低、安全系数高、职工劳动强度较低等优点。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明做进一步详细说明。

实施例1

本实施例中的一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法，包括如下步骤：

1)吹炼原料的选择，选择品位在70％的冰铜作为吹炼原料；

2)在转炉空炉等料时，因炉体散热较快，为保持吹炼过程的热平衡，用天然气对炉膛进行保温，使炉温不低于700℃，同时在炉内加入10-15吨冷料；所述冷料为外购的杂铜、下道工序阳极炉生产中产生的高含铜物料、转炉生产过程中的喷溅物；

3)向转炉中进料50吨，打开压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位进行吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃，所述残极为铜电解过程中，阳极电解终了时的残余部分；

4)吹炼30-50min后，将炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位继续吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃；

5)吹炼30min后，把炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位吹炼5min，再向炉内加入1.5吨石英石后继续吹炼；

6)继续吹炼72min后，把炉体转至进料位，沉淀5min，进行放渣作业，放出的渣子经冷却后破损，送到料仓在富氧底吹炉进行回炉处理；得到的粗铜倒入阳极炉进行氧化还原处理，单炉粗铜的产量为91吨。

实施例2

本实施例中的一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法，包括如下步骤：

1)吹炼原料的选择，选择品位为72％的冰铜作为吹炼原料；

2)在转炉空炉等料时，因炉体散热较快，为保持吹炼过程的热平衡，用天然气对炉膛进行保温，使炉温不低于700℃，同时在炉内加入10-15吨冷料，所述冷料为外购的杂铜、下道工序阳极炉生产中产生的高含铜物料、转炉生产过程中的喷溅物、冰铜包壳；

3)向转炉中进料50吨，打开压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22500±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位进行吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃，所述残极为铜电解过程中，阳极电解终了时的残余部分；

4)吹炼30min后，将炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22500±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位继续吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃；

5)吹炼25min后，把炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为22500±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位吹炼5min，再向炉内加入1.5吨石英石后继续吹炼；

6)继续吹炼65min后，把炉体转至进料位，沉淀5min，进行放渣作业，放出的渣子经冷却后破损，送到料仓在富氧底吹炉进行回炉处理；得到的粗铜倒入阳极炉进行氧化还原处理，单炉粗铜的产量为90吨。

实施例3

本实施例中的一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法，包括如下步骤：

1)吹炼原料的选择，选择品位为73％的冰铜作为吹炼原料；

2)在转炉空炉等料时，用天然气对炉膛进行保温，使炉温不低于700℃，同时在炉内加入10-15吨冷料，所述冷料为外购的杂铜、下道工序阳极炉生产中产生的高含铜物料、转炉生产过程中的喷溅物；

3)向转炉中进料50吨，打开压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为23000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位进行吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃，所述残极为铜电解过程中，阳极电解终了时的残余部分；

4)吹炼40min后，将炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为23000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位继续吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃；

5)吹炼30min后，把炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为23000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位吹炼5min，再向炉内加入1.8吨石英石后继续吹炼；

6)继续吹炼70min后，把炉体转至进料位，沉淀5min，进行放渣作业，放出的渣子经冷却后破损，送到料仓在富氧底吹炉进行回炉处理；得到的粗铜倒入阳极炉进行氧化还原处理，单炉粗铜的产量为85吨。

实施例4

本实施例中的一种利用卧式转炉吹炼高品位冰铜的方法，包括如下步骤：

1)吹炼原料的选择，选择品位为75％的冰铜作为吹炼原料；

2)在转炉空炉等料时，因炉体散热较快，为保持吹炼过程的热平衡，用天然气对炉膛进行保温，使炉温不低于700℃，同时在炉内加入10-15吨冷料，所述冷料为外购的杂铜、下道工序阳极炉生产中产生的高含铜物料、转炉生产过程中的喷溅物。；

3)向转炉中进料50吨，打开压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为24000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位进行吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃，所述残极为铜电解过程中，阳极电解终了时的残余部分；

4)吹炼50min后，将炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为24000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位继续吹炼，吹炼过程中，当炉温较高时，向炉内加入2-3吨残极来调节炉温，使炉温保持为1200±50℃；

5)吹炼35min后，把炉体转至进料位，关闭压缩空气阀门和氧气阀门，再向转炉中进料25吨，然后开启压缩空气阀门和氧气阀门，使入炉的总气体流量保持为24000±200m³/h且炉内含氧量为23％-24％，然后将炉体转至吹炼位吹炼5min，再向炉内加入2吨石英石后继续吹炼；

6)继续吹炼75min后，把炉体转至进料位，沉淀5min，进行放渣作业，放出的渣子经冷却后破损，送到料仓在富氧底吹炉进行回炉处理；得到的粗铜倒入阳极炉进行氧化还原处理，单炉粗铜的产量为88吨。

本发明的吹炼原理：当冰铜品位为70-75％时，其他成分铁的含量为3％-5％，硫的含量为19％-20％，铁和硫的氧化放出的热量足以维持吹炼过程的热平衡。但是，由于铁含量过低，当转炉开风吹炼后，加入的石英石还没熔化参与反应，冰铜中的FeS已经按反应(5)生成Fe₃O₄,因此，FeS无法按反应(1)、(2)进行，生成2FeO·SiO₂，反应(5)为：3FeS+5O₂＝Fe₃O₄+3SO₂，且当石英熔化后，熔体中没有对应的FeO与其反应，随着吹炼的进行，熔融的石英会在炉内膨胀，发生炉喷。因此，吹炼过程中，在判断已到吹炼终点时，略过吹，将FeS吹炼成流动性较好的CuFe₂O₄后进行放渣作业。

但是，由于轻微的过吹，会使得部分单质Cu氧化成为Cu₂O,使得渣含铜较高，由于SiO₂可以降低Cu₂O在渣中的溶解性，因此在每炉次进完最后一批料后，可往炉内加入1.5-2吨石英石。