一种冶炼再生铜降低渣含铜的方法

技术领域

本发明涉及冶金技术领域，具体为一种冶炼再生铜降低渣含铜的方法。

背景技术

铜的生产可以通过两种途径实现：一是从自然界开采铜矿，另一种是通过回收二次铜资源。传统的铜冶炼主要以铜矿为原料，由于大部分铜矿是以硫化物形式存在，其中的硫含有较高的热量。因此，铜矿被送入火法熔炼炉，在高温环境中加入造渣剂，生成以铜铁硫为主的混合物，即铜硫。铜硫随后被送入转炉进行氧化吹炼，在高温环境中加入造渣剂，除去铁和硫，得到粗铜。一般情况下，粗铜含铜量超过98％。粗铜被送入火法精炼炉，通过氧化还原进一步除去少量杂质，得到含铜量超过99％的阳极板。阳极板经过电解，最终得到电解精炼铜作为最终产品。

目前使用反射炉冶炼铜，其渣含铜普遍在20％及以上，铜损失较大。再生铜得铜品位普遍较高，较高品位(Cu≥95％)的再生铜冶炼，一旦工艺控制不到位，很容易导致渣含铜的进一步提高。

CN201110089504.1公开了一种铜精炼渣的一种贫化方法，包括步骤：将回收废铜加入反射炉内，加热熔化后，将鼓风管插入铜熔液中吹入空气，边鼓风边搅拌氧化，使杂质氧化，并伴有部分铜氧化成氧化亚铜；铜液取样观察，断面呈砖红色时，按总投炉料重量的1.2％～1.4％加入石英砂进行造渣，使铜液中被氧化的Fe、Pb和Sn等杂质与石英生成硅酸盐炉渣；将碳质还原剂按投炉废铜总量的0.13％～0.17％覆盖于炉渣上，再将鼓风管插入铜熔液中鼓入空气，搅拌5～10分钟，由于铜较其它杂质元素容易还原，有相当多已经进入渣相中的铜又被还原进入铜液相。降低炉渣中铜含量的35％左右，有利于再生铜资源的回收利用。该方法通过加入造渣剂后再投入碳质还原剂覆盖于炉渣上，然后鼓入空气搅拌，从而还原已经进入渣相中的铜再次进入铜液相中，进而减少渣含铜。

但是该专利在还原渣相中的铜后，扒渣的过程并未公开，而在实际工作中，由于扒渣过程中需要不断地搅动铜液，而容易导致铜水飞溅并浮于渣层表面来不及沉降还原，是导致渣含铜偏高的主要因素之一；此外该专利的工艺过程中，并没有公开如何控制氧化过程，而氧化不均匀、氧化过深会导致铜物料氧化不到位，而使渣铜分离不到位，是导致渣含铜偏高的另一主要因素。

基于此，本案解决的技术问题是：如何进一步改善渣型，降低渣含铜。

发明内容

为解决上述技术问题，本发明提供了一种冶炼再生铜降低渣含铜的方法，该方法不仅能减少扒渣过程中铜的机械损失，而且能减少氧化造渣过程中铜的化学损失，极大地降低渣含铜。

本发明的技术方案是：

一种冶炼再生铜降低渣含铜的方法，包括如下步骤，

步骤1、对再生铜物料进行铁含量检测；

步骤2、将铜物料放入反射炉中熔化成铜液，熔化过程中通入压力为0.4MPa～0.5MPa的气体介质不断搅动铜液，温度控制在1085℃～1100℃；

步骤3、向铜液通入压力为0.4MPa～0.5MPa的常氧风，氧化铜液，而且过程中不断变换常氧风的作用位置，温度控制在1085℃～1150℃；

步骤4、以步骤1中测得的铁含量为计算依据配比造渣剂并向加入至反射炉中，然后对铜液进行浅还原，将氧化亚铜还原为铜单质，将高价氧化性杂质还原为低价氧化性杂质；

步骤5、赶渣，插入鼓风管并使其风口贴近铜液表面，然后向鼓风管通入压力为0.4MPa～0.5MPa常氧风或惰性气体，将铜液表面的渣吹至渣口周围；

步骤6、扒渣，渣口周围的渣通过人工扒出，直至渣层厚度小于1cm时停止，温度控制在1140℃～1170℃。

在上述的冶炼再生铜降低渣含铜的方法中，所述步骤2中的气体介质常氧风或惰性气体。

在上述的冶炼再生铜降低渣含铜的方法中，所述造渣剂为石英砂；所述步骤4中按FeO：SiO2＝2:1进行石英砂造渣剂配比。

在上述的冶炼再生铜降低渣含铜的方法中，所述步骤5中当在赶渣过程中，无铜液飞溅至渣层时，直接进入步骤6；当在赶渣过程中，铜液飞溅至渣层时，静置渣层10分钟以上，再进入步骤6。

在上述的冶炼再生铜降低渣含铜的方法中，所述步骤6中采用木质渣扒或铁质渣扒进行扒渣。

在上述的冶炼再生铜降低渣含铜的方法中，所述步骤2中的温度控制在1085℃～1090℃；所述步骤3的温度控制在1085℃～1100℃；所述步骤6温度控制在1140℃～1160℃。

本发明上述技术方案中的一个技术方案至少具有如下优点或有益效果之一：

本发明的通过优化赶渣工艺，具体为插入鼓风管并使其风口贴近铜液表面，这种方式的优点在于不会对铜液带入过多的氧，而且避免或减少铜金属飞溅进入渣层随扒渣工序带入渣相，从而减少扒渣过程中铜的机械损失；同时，通过改进传统的氧化造渣工艺操作方法，具体为使常氧风不断变换位置并且保持低温氧化，从而避免铜物料氧化不均匀及氧化过深的问题，减少铜渣之间氧化亚铜的产生，进而改善渣型，减少氧化造渣过程中铜的化学损失。

附图说明

图1为本发明的实施例1的工艺流程图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1

一种冶炼再生铜降低渣含铜的方法，包括如下步骤，

步骤1、对再生铜物料进行铁含量检测；

步骤2、将铜物料放入反射炉中熔化成铜液，熔化过程中通入压力为0.5MPa的常氧风不断搅动铜液，温度控制在1085℃～1100℃；

步骤3、向铜液通入压力为0.5MPa的常氧风，氧化铜液，而且过程中不断变换常氧风的作用位置，温度控制在1085℃～1150℃；

步骤4、以步骤1中测得的铁含量为计算依据并按FeO：SiO2＝2:1配比的石英砂并向加入至反射炉中，然后对铜液进行浅还原，将氧化亚铜还原为铜单质，将高价氧化性杂质还原为低价氧化性杂质；

步骤5、赶渣，插入鼓风管并使其风口贴近铜液表面，然后向鼓风管通入压力为0.5MPa常氧风，将铜液表面的渣吹至渣口周围；所述步骤5中当在赶渣过程中，无铜液飞溅至渣层时，直接进入步骤6；当在赶渣过程中，铜液飞溅至渣层时，静置渣层30分钟，再进入步骤6。

步骤6、扒渣，渣口周围的渣通过人工采用木质渣扒扒出，直至渣层厚度小于1cm时停止，温度控制在1140℃～1170℃。

实施例2

与实施例1基本相同，区别在于，所述步骤2中的温度控制在1085℃～1090℃；所述步骤3的温度控制在1085℃～1100℃；所述步骤6温度控制在1140℃～1160℃。

实施例3

与实施例1基本相同，区别在于，所述步骤5中，当在赶渣过程中，铜液飞溅至渣层时，静置渣层10分钟，再进入步骤6。

对比例1

与实施例1基本相同，区别在于，所述步骤2中的温度控制在1200℃～1260℃；所述步骤3中的温度控制在1250℃～1300℃；所述步骤6中的温度控制在1250℃～1300℃。

对比例2

与实施例1基本相同，区别在于，所述步骤5中，当在赶渣过程中，铜液飞溅至渣层时，静置渣层5分钟，再进入步骤6。

对比例3

与实施例1基本相同，区别在于，所述步骤5中，当在赶渣过程中，铜液飞溅至渣层时，不静置渣层，直接进入步骤6。

对比例4

与实施例1基本相同，区别在于，所述步骤3过程中常氧风的作用位置保持在反射炉中央。

性能测试：选用同一批次的300吨的铜物料，分别进行精炼。

表1：各方式的炉渣成分组成

结果分析：

比较实施例1与实施例2，实施例2的渣含铜更低，其原因在于，较低温度下的氧化，使得铜液中的氧含量更低，产生的高熔点氧化亚铜更少，渣铜分离更清晰，扒渣带铜更少。

比较实施例1与实施例3，实施例3的渣含铜更高，其原因在于，渣层需要充足的静置时间才能确保渣铜澄清效果更好。渣层静置时间较短时，会有少量的铜粒子无法有效地穿过渣层被带入炉渣中。

比较实施例1与对比例1，对比例1的渣含铜更高，其原因在于，高温下氧化使得铜液中的氧含量过高，产生大量的高熔点氧化亚铜，介于炉渣和铜液之间，导致渣流动性差，扒渣困难，大量氧化亚铜随扒渣过程带入炉渣中。

比较实施例1、实施例3与对比例2，对比例2的渣含铜最高，其原因在于，对比例2的渣层静置时间最短，铜渣澄清效果最差。

比较实施例1、对比例2与对比例3，对比例3的渣含铜最高，其原因在于，赶渣过程中飞溅的铜液置于渣层上面来不及澄清就随扒渣过程带入炉渣中。

比较实施例1、对比例4，对比例4的渣含铜更高，其原因在于，对比例4的氧化不够均匀，且杂质氧化不均匀，大量杂质氧化物不能有效与造渣剂结合生成低熔点的物质，造成渣熔点高，渣流动性差。且对比例4的操作易导致氧化时间延长，从而局部生成更多的高熔点氧化亚铜，进一步恶化了渣型。以上因素导致渣含铜更高。

尽管已经示出和描述了本发明的实施方式，本领域的普通技术人员可以理解：在不脱离本发明的原理和宗旨的情况下可以对这些实施方式进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由权利要求及其等同物限定。