高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法
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高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法
来源:济源市万洋冶炼(集团)有限公司
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简介: 本申请提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,涉及冶金技术领域。包括步骤S1.准备物料;S2.将砷冰铜持续投入转炉中,并配以石英砂,在投入底料后,通入天然气和氧气进行加热熔炼,待物料完全融化后,通入富氧空气,进行除渣及除砷;S3.除渣完毕后,加入石灰石除砷,砷含量降至2%左右,接着将铜液放出完成冶炼;本发明提供的处理方法,工艺流程短,处理高效,将高砷冰铜进行针对性回收,使其中铅、锑、砷、铜等分类回收后再利用
权利要求

1.一种高效短流程去除砷冰杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,包括如下步骤:

S1.准备物料,对砷冰铜进行破碎、筛分处理,使粒径范围控制在10-50mm,同时准备好石英砂、石灰石物料,石英砂需保证二氧化硅含量在85%以上,石灰石需保证碳酸钙含量在90%以上;

S2.将砷冰铜持续投入转炉中,并配以石英砂,在投入底料后,通入天然气和氧气进行加热熔炼,所述转炉采用可倾斜式设置,同时转炉炉衬采用耐高温、耐腐蚀的镁铬质耐火材料,在投入砷冰铜时,采用计量带精准计量,输送至刮板给料机均匀给料,给料速度控制在1-3t/min,石英砂通过计量后输送刮板给料机均匀加入转炉中,天然气和氧气通过燃烧器通入转炉,燃烧器采用可变斜角设置,布置在液面以上,角度根据熔池要求调整,吹入的燃烧火苗直接加热物料或熔体,炉内持续发生热弧反射和辐射反应,实现各点热量传导,混合气流量控制在400-500m3/h,以实现氧化及熔炼效果,且在熔化过程中,吹入连续空气,并每隔7-9小时放渣一次,通过2-4根空气枪吹入流量控制在500-1200m3/h,温度保持在750℃-850℃,该过程持续至熔融体表面无明显固渣为止,在此过程中,熔融体中砷持续随烟气挥发,熔体砷含量降至5%以下。

S3.除渣完毕后,加入石灰石除砷,并逐步将温度升至930-960℃,保持温度至砷含量降至2%左右,除去表面浮渣,将上层氧化铜液放出,接着将铜液放出完成冶炼,该步骤加入石灰石时,采用自动加料装置,加入速度控制在0.5-2t/h,升温过程采用阶梯式升温方式,先以10-20℃/h的速率升温至800℃,再以5-10℃/h的速率升温至930-960℃,并在保持温度过程中,通入2-4根空气枪吹入流量控制在500-1500m3/h富氧空气,通过实时监测熔体中的砷含量,采用光谱分析仪进行检测,当砷含量降至2%左右时,停止加热,先将上层浮渣放出,再将表层氧化铜液放出,最后放出铜液,在放出铜液时,采用旋转倾倒出铜方式。

2.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S2中,砷冰铜投入量为110t-130t,首次投料量为40-60t;首次投料时,分2-3次加入,每次加入量分别为20-30t、10-20t、10-20t,每次加入间隔时间为10-20分钟,以使物料能够充分预热和初步反应,避免局部过热或反应不均匀。

3.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S2中,投入的石英砂总用量为加入砷冰铜总质量的10%-24%;石英砂分3-4次加入,每次加入量占总用量的25%-35%,每次加入间隔时间为30-60分钟,使石英砂能够与砷冰铜充分混合反应,逐步形成良好的炉渣结构,以利于杂质分离。

4.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S2中,熔炼温度为700℃-900℃;在熔炼过程中,通过在转炉炉壁不同位置设置多个热电偶进行实时温度监测,温度监测点数量为6-8个,均匀分布在转炉炉壁;根据监测到的温度数据,采用智能温控系统自动调节天然气和氧气的通入量,确保温度稳定在700℃-900℃范围内,温度波动范围控制在±10℃以内,以保证熔炼过程的稳定性和反应效果。

5.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S2中,氧气与天然气的比控制在1.6-2.0:1;该步骤通过气体流量计精确控制氧气和天然气的通入量,流量计精度达到±0.5%;在燃烧过程中,根据转炉内的燃烧情况和熔炼反应进度,动态调整氧气与天然气的比例,当熔炼初期,反应较为剧烈时,适当降低氧气与天然气的体积比例至1.6-1.8:1;当熔炼后期,反应趋于平稳时,适当提高氧气与天然气的体积比例至1.8-2.0:1,以实现最佳的燃烧效果和熔炼效率。

6.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S3中,石灰石的加入量为砷冰铜总质量的8%-28%;石灰石加入前,需进行预热处理,预热温度控制在200-300℃,预热时间为30-60分钟,以提高石灰石的活性,促进其与砷的反应效率;在加入石灰石过程中,同时加大转炉内通入富氧空气量100-300m3/h,以调节熔体中的气氛。

7.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S2中,投入转炉的砷冰铜中铜含量为25%-42%,含量为4%-20%,砷含量为5%-25%,铁含量为20%-40%;在投入砷冰铜前,对砷冰铜进行取样分析,采用化学分析法精确测定其中铜、铅、砷、铁等元素的含量,取样点数量为5-8个,均匀分布在砷冰铜堆中;根据分析结果,对不同成分的砷冰铜进行分类存放和投料,对于铜含量较高的砷冰铜,优先投入转炉,以提高铜的回收率;对于砷含量较高的砷冰铜,适当调整后续的除砷工艺参数,确保砷能够有效去除。

8.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S3中,冶炼产生的粗铜送至电解系统,在阳极炉铸板后电解回收;将冶炼过程产生的烟灰送至砷锑分离系统处理,用于制砷产品;将冶炼过程产生的渣料送入铅处理系统,用于铅冶炼系统配料;粗铜在送至电解系统产出电解铜;烟灰在送至砷锑分离系统,砷锑分离系统采用火法冶金工艺,利用砷与碱易成渣,在砷锑混合物熔融体中利用氢氧化钠与砷形成渣,实现砷和锑的有效分离;渣料在送入铅处理系统前,进行破碎、筛分处理,使其粒度符合铅冶炼系统的配料要求,粒径范围控制在5-30mm。

9.根据权利要求1所述的高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其特征在于,步骤S3中,冶炼过程产生的粗铜含铜95%以上,渣中含铅、砷8-12%,烟灰中含砷50%以上;为确保产品质量,对粗铜、渣和烟灰进行定期取样检测,取样频率为每批次冶炼产品取样3-5次;对于粗铜,若含铜量低于95%,需返回冶炼系统进行再次精炼处理;对于渣,若含铅、砷量超出8-12%的范围,需进一步处理;对于烟灰,若含砷量低于50%,需对砷锑分离系统进行调整,提高砷的回收率。

说明书

技术领域

[0001]本申请涉及冶金技术领域,具体而言,涉及一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法。

背景技术

[0002]铅冰铜是炼铅企业各类含铜渣粗炼后的产物,炼铅企业通常将铅冰铜进行简单处理后外售,其中含硫高的称为高硫冰铜,含砷高的称为高砷冰铜。由于高砷冰铜中砷含量过高,难以处理,无有效开路途径,故需对高砷冰铜进行绿色化处理,降低其中有害物质的含量。

[0003]总体而言,冰铜又称为铜锍,是Cu2S和FeS的熔融体,现在主流的铜锍吹炼工艺主要分为两个阶段,第一个是造渣期,FeS与鼓入富氧空气中的氧发生氧化反应变为FeO,随后FeO又与加入的含钙熔剂生成铁橄榄石(2FeO·SiO2)渣,渣定期排出;第二个阶段为造铜期,继续对熔融体吹入富氧空气,氧与Cu2S反应生成Cu2O和SO2,Cu2O又与未反应的Cu2S生成Cu和SO2;主流工艺是将砷冰铜并入冰铜冶炼线进行吹炼,由于砷冰铜中铜本身即为品质较高的单质铜和亚铜,再并入原有吹炼线回收不仅重复冶炼浪费能源,有害物质砷也会随烟气进入后续处理设备中,无法对其进行针对性处置,进一步加剧处理风险。

[0004]鉴于此,本申请旨在提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,以更好地解决上述技术问题。

发明内容

[0005]本申请实施例的目的在于提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,其能够解决砷冰铜的回收处理的技术问题。

[0006]本申请实施例提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,包括如下步骤:

[0007]S1.准备物料,对砷冰铜进行破碎、筛分处理,使粒径范围控制在10-50mm,同时准备好石英砂、石灰石物料,石英砂需保证二氧化硅含量在85%以上,石灰石需保证碳酸钙含量在90%以上;

[0008]S2.将砷冰铜持续投入转炉中,并配以石英砂,在投入底料后,通入天然气和氧气进行加热熔炼,所述转炉采用可倾斜式设置,同时转炉炉衬采用耐高温、耐腐蚀的镁铬质耐火材料,在投入砷冰铜时,采用计量带精准计量,输送至刮板给料机均匀给料,给料速度控制在1-3t/min,石英砂通过计量后输送刮板给料机均匀加入转炉中,天然气和氧气通过燃烧器通入转炉,燃烧器采用可变斜角设置,布置在液面以上,角度根据熔池要求调整,吹入的燃烧火苗直接加热物料或熔体,炉内持续发生热弧反射和辐射反应,实现各点热量传导,混合气流量控制在400-500m3/h,以实现氧化及熔炼效果,且在熔化过程中,吹入连续空气,并每隔7-9小时放渣一次,通过2-4根空气枪吹入流量控制在500-1200m3/h,温度保持在750℃-850℃,该过程持续至熔融体表面无明显固渣为止,在此过程中,熔融体中砷持续随烟气挥发,熔体砷含量降至5%以下。

[0009]S3.除渣完毕后,加入石灰石除砷,并逐步将温度升至930-960℃,保持温度至砷含量降至2%左右,除去表面浮渣,将上层氧化铜液放出,接着将铜液放出完成冶炼,该步骤加入石灰石时,采用自动加料装置,加入速度控制在0.5-2t/h,升温过程采用阶梯式升温方式,先以10-20℃/h的速率升温至800℃,再以5-10℃/h的速率升温至930-960℃,并在保持温度过程中,通入2-4根空气枪吹入流量控制在500-1500m3/h富氧空气,通过实时监测熔体中的砷含量,采用光谱分析仪进行检测,当砷含量降至2%左右时,停止加热,先将上层浮渣放出,再将表层氧化铜液放出,最后放出铜液,在放出铜液时,采用旋转倾倒出铜方式。

[0010]进一步地,步骤S2中,砷冰铜投入量为110t-130t,首次投料量为40-60t;首次投料时,分2-3次加入,每次加入量分别为20-30t、10-20t、10-20t,每次加入间隔时间为10-20分钟,以使物料能够充分预热和初步反应,避免局部过热或反应不均匀。

[0011]进一步地,步骤S2中,投入的石英砂总用量为加入砷冰铜总质量的10%-24%;石英砂分3-4次加入,每次加入量占总用量的25%-35%,每次加入间隔时间为30-60分钟,使石英砂能够与砷冰铜充分混合反应,逐步形成良好的炉渣结构,以利于杂质分离。

[0012]进一步地,步骤S2中,熔炼温度为700℃-900℃;在熔炼过程中,通过在转炉炉壁不同位置设置多个热电偶进行实时温度监测,温度监测点数量为6-8个,均匀分布在转炉炉壁;根据监测到的温度数据,采用智能温控系统自动调节天然气和氧气的通入量,确保温度稳定在700℃-900℃范围内,温度波动范围控制在±10℃以内,以保证熔炼过程的稳定性和反应效果。

[0013]进一步地,步骤S2中,氧气与天然气的比控制在1.6-2.0:1;该步骤通过气体流量计精确控制氧气和天然气的通入量,流量计精度达到±0.5%;在燃烧过程中,根据转炉内的燃烧情况和熔炼反应进度,动态调整氧气与天然气的比例,当熔炼初期,反应较为剧烈时,适当降低氧气与天然气的比例至1.6-1.8:1;当熔炼后期,反应趋于平稳时,适当提高氧气与天然气的比例至1.8-2.0:1,以实现最佳的燃烧效果和熔炼效率。

[0014]进一步地,步骤S3中,石灰石的加入量为砷冰铜总质量的8%-28%;石灰石加入前,需进行预热处理,预热温度控制在200-300℃,预热时间为30-60分钟,以提高石灰石的活性,促进其与砷的反应效率;在加入石灰石过程中,同时加大转炉内通入富氧空气量100-300m3/h,以调节熔体中的气氛。

[0015]进一步地,步骤S2中,投入转炉的砷冰铜中铜含量为25%-42%,铅含量为4%-20%,砷含量为5%-25%,铁含量为20%-40%;在投入砷冰铜前,对砷冰铜进行取样分析,采用化学分析法精确测定其中铜、铅、砷、铁等元素的含量,取样点数量为5-8个,均匀分布在砷冰铜堆中;根据分析结果,对不同成分的砷冰铜进行分类存放和投料,对于铜含量较高的砷冰铜,优先投入转炉,以提高铜的回收率;对于砷含量较高的砷冰铜,适当调整后续的除砷工艺参数,确保砷能够有效去除。

[0016]进一步地,步骤S3中,将冶炼过程产生的粗铜送至电解系统,在阳极炉铸板电解处理回收;将冶炼过程产生的烟灰送至砷锑分离系统处理,用于制砷产品;将冶炼过程产生的渣料送入铅处理系统,用于铅冶炼系统配料;粗铜在送至电解系统产出电解铜;烟灰在送至砷锑分离系统,砷锑分离系统采用火法冶金工艺,利用砷与碱易成渣,在砷锑混合物熔融体中利用氢氧化钠与砷形成渣,实现砷和锑的有效分离;渣料在送入铅处理系统前,进行破碎、筛分处理,使其粒度符合铅冶炼系统的配料要求,粒径范围控制在5-30mm。

[0017]进一步地,步骤S3中,冶炼过程产生的粗铜中含铜在95%以上,渣中含铅、砷在8-12%,烟灰中含砷50%以上;为确保产品质量,对粗铜、渣和烟灰进行定期取样检测,取样频率为每批次冶炼产品取样3-5次;对于粗铜,若含铜量低于95%,需返回冶炼系统进行再次精炼处理;对于渣,若含铅、砷量超出8-12%的范围,需进一步处理;对于烟灰,若含砷量低于50%,需对砷锑分离系统进行调整,提高砷的回收率。

[0018]本发明的有益效果:

[0019]本发明提供的处理方法,其工艺流程短,处理高效,将高砷冰铜进行针对性回收利用,使得其中铅、锑、砷、铜等分类回收后再利用,本发明提供的处理方法为低硫冶炼,冶炼过程中产生的含硫烟气可以经后续脱硫装置除去,在冶炼的过程中,铅进入渣中,砷、锑进入烟气中,得到分类回收利用。

附图说明

[0020]为了更清楚地说明本申请实施例的技术方案,下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍,应当理解,以下附图仅示出了本申请的某些实施例,因此不应被看作是对范围的限定,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他相关的附图。

[0021]图1为本发明的处理流程框图。

具体实施方式

[0022]为了便于理解本发明,下面将通过实施例对本发明进行更全面的描述,以下给出了本发明的较佳实施例。但本发明可以以多种不同形式来实现,并不只限于本文所描述的实施例。凡是对本发明技术方案进行修改或同等替换,而没有创造性的成果所得到的的其他实施方案,均在本发明的保护范围之中。

[0023]除非另有定义,本文所使用的所有技术和科学术语与本发明的技术领域的技术人员通常理解的含义相同。在本发明的说明书中所使用的的术语只是为了描述具体的实施例,不是旨在于限制本发明。

[0024]本发明实施例中揭露的数值是近似值,并非确定值。在误差或实验条件允许的情况下,可以包括在误差范围内的所有值而不限于本发明实施例中公开的具体数值。

[0025]除非另有特别说明,本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。

[0026]实施例1

[0027]参见图1所示,本实施例提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,包括如下步骤:

[0028]S1.准备物料,其中砷冰铜(Cu28.00wt%,Pb 4wt%,As 15wt%,Fe20wt%)、石英熔剂(SiO286.00wt%)、石灰石(CaCO392.00wt%);

[0029]S2.将25t砷冰铜、1.3t石英溶剂加入到转炉中,吹炼熔化,在此期间用氧管探炉,发现炉内有铜液后,架设风管吹炼(吹风管以不锈钢制成,外部用镁泥、耐火泥、玻璃水、水泥均匀搅拌物保护),整个过程约2-4h,氧气600Nm3/h,天然气300Nm3/h,风管中空气入炉压力为0.2-0.4MPa,炉料熔化至炉口,开始投料作业,每次投入3-5t冷料,每吨配入50Kg石英,2-3H,冷料完全熔化后进行放渣操作,每隔8小时放渣一次,放渣期间,天然气与氧气进气量调小至30%,放渣结束后重新调至原先水平,重复投料作业,直至总料量达到125t;

[0030]S3.在最后一次投料—放渣结束后,进行造铜作业,每2小时加入石灰石100Kg,上层氧化铜及渣定时排出,造铜期约为70-80h,造铜完成后,拔出风管,进行放铜作业。

[0031]本实施例中,根据生产数据统计,入炉铜金属量为35t,产出粗铜25.50t(Cu96.23wt%、As 1.5wt%),铜直收率为70.11%,砷脱除率98%。

[0032]实施例2

[0033]参见图1所示,本实施例提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,包括如下步骤:

[0034]S1.准备物料,其中砷冰铜(Cu36.00wt%,Pb 9.2wt%,As 13wt%,Fe24wt%)、石英熔剂(SiO286.00wt%)、石灰石(CaCO392.00wt%);

[0035]S2.将50t砷冰铜、1.5t石英溶剂加入到转炉中,吹炼熔化,在此期间用氧管探炉,发现炉内有铜液后,架设风管吹炼(吹风管以不锈钢制成,外部用镁泥、耐火泥、玻璃水、水泥均匀搅拌物保护),整个过程约2-4h,氧气600Nm3/h,天然气300Nm3/h,风管中空气入炉压力为0.2-0.4MPa,炉料熔化至炉口,开始投料作业,每次投入3-5t冷料,每吨配入100Kg石英,2-3H,冷料完全熔化后进行放渣操作,每隔8小时放渣一次,放渣期间,天然气与氧气进气量调小至30%,放渣结束后重新调至原先水平,重复投料作业,直至总料量达到120t,投料熔化期间温度保持在800—950℃;

[0036]S3.在最后一次投料—放渣结束后,进行造铜作业,每2小时加入石灰石70Kg,上层氧化铜及渣定时排出,造铜期约为70-80h,造铜完成后,拔出风管,进行放铜作业。

[0037]本实施例中,根据生产数据统计,入炉铜金属量为43.2t,产出粗铜36.91t(Cu95.61wt%、As 1.7wt%),铜直收率为81.69%,砷脱除率96%。

[0038]实施例3

[0039]参见图1所示,本实施例提供一种高效短流程去除砷冰铜杂质并回收铜富集砷的方法,包括如下步骤:

[0040]S1.准备物料,其中砷冰铜(Cu35.00wt%,Pb 7.8wt%,As 17wt%,Fe23wt%)、石英熔剂(SiO286.00wt%)、石灰石(CaCO392.00wt%);

[0041]S2.将25t砷冰铜、1.3t石英溶剂加入到转炉中,吹炼熔化,在此期间用氧管探炉,发现炉内有铜液后,架设风管吹炼(吹风管以不锈钢制成,外部用镁泥、耐火泥、玻璃水、水泥均匀搅拌物保护),整个过程约2-4h,氧气600Nm3/h,天然气300Nm3/h,风管中空气入炉压力为0.2-0.4MPa,炉料熔化至炉口,开始投料作业,每次投入3-5t冷料,每吨配入50Kg石英,2-3H,冷料完全熔化后进行放渣操作,每隔8小时放渣一次,放渣期间,天然气与氧气进气量调小至30%,放渣结束后重新调至原先水平,重复投料作业,直至总料量达到127t;

[0042]S3.在最后一次投料—放渣结束后,进行造铜作业,每2小时加入石灰石100Kg,上层氧化铜及渣定时排出,造铜期约为70-80h,造铜完成后,拔出风管,进行放铜作业。

[0043]本实施例中,根据生产数据统计,入炉铜金属量为44.45t,产出粗铜39.86(Cu95.02wt%、As 2wt%)t,铜直收率为85.21%,砷脱除率97%。

[0044]上述实施例1-3中,处理过程中的粗铜、混合渣、烟灰是全部冶炼产物,其中粗铜中含铜在95%以上,渣中含铅、砷在10%左右,烟灰中含砷50%以上,粗铜送阳极炉铸板电解,混合渣送铅冶炼系统配料,烟灰外售至砷处理企业制砷产品。

[0045]相较于现有技术,本申请提供的处理方法对高砷冰铜的深度处理并将各有价金属元素分类富集提取,目前此类冰铜的处理方式为将砷冰铜分批次少量逐步兑入粗铜阳极板生产线,生产阳极板。但是无论并入哪道工序中,其中含有其它类有价金属要么进入渣中,要么进入烟灰中,均无法回收利用,而进入烟灰中的有害元素砷会降低烟灰品质,影响烟灰的再回收利用。进入渣中的有价金属也得不到相应地回收利用。本申请提供的处理方法可以把铅冶炼企业中处理得到的高砷冰铜进行针对性回收利用。同时,相较于现有技术,本申请提供的处理方法为低硫冶炼,冶炼过程中产生的含硫烟气可以经后续脱硫装置除去。在冶炼的过程中,85%的铅进入渣中,90%的砷、锑进入烟气中,得到分类回收利用。

[0046]以上仅为本申请的优选实施例而已,并不用于限制本申请,对于本领域的技术人员来说,本申请可以有各种更改和变化。凡在本申请的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本申请的保护范围之内。

说明书附图(1)

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标签:冶金技术
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