1.本发明属于连续炼铜技术领域，具体涉及一种全热态铜锍吹炼方法。


背景技术：

2.目前，底吹炉在使用过程中仍然存在较多问题，具体有：a.粗铜品位差，较高的为97%左右；底吹吹炼工艺粗铜品位相对较差，这也是其与ps转炉相比的不足之处，主要在于，转炉吹炼分为造渣期和造铜期，造渣期加入石英溶剂，期末可将吹炼渣倒出，除杂较为彻底，倒渣后炉内只留存白锍相；而底吹连续吹炼炉吹炼过程中，渣层、冰铜层、粗铜层几相同时共存，炉内始终处于翻滚状态，虽然说炉内有相对的静置分层区，但无法达到最理想的静置条件。未及时随渣排出的杂质仍留在炉内随气流搅动，而粗铜又具有吸收杂质的能力，导致粗铜的含硫量和杂质含量高于转炉。
3.b.底吹吹炼工艺还存在着渣含铜高、排渣带铜产量大的难解问题。铜冶炼系统的主要作业模式为周期进料、周期排铜。放铜后马上进行排渣，未对渣进行充分的还原，此时的渣仍是过吹渣，渣中fe3o4的存在阻碍了吹入渣中的金属铜粒子的正常沉降，明显降低了沉降速度，铜粒随渣进入渣包，在后续转运及缓冷静置时，铜粒子有足够时间落入包底，形成了排渣带铜。过吹渣因未得到及时还原，其中铜仍以氧化物形式存在留在渣中，造成渣含铜超标。
4.总之，现有的底吹吹炼工艺，得到的粗铜品位低，排渣含铜量超标。


技术实现要素：

5.本发明的目的是为了克服现有技术存在的铜锍吹炼方法得到的粗铜品位低、排渣含铜量高的缺陷，提供一种全热态铜锍吹炼方法，该方法使得得到的粗铜品位较高，高达98重量%以上，且排渣含铜量低，低至15重量%以下。
6.为了实现上述目的，本发明提供了一种全热态铜锍吹炼方法，该方法包括：将原料热冰铜进行连续吹炼，在所述吹炼中进行排渣、排铜；所述排渣的过程包括：对于在所述吹炼中产生的未过吹渣，直接进行排渣；所述吹炼方法还包括：利用原料热冰铜作为还原剂对吹炼中过氧化产生的过吹渣进行还原，其中，所述原料热冰铜的品位为72-76%，且在所述还原中，控制所述原料热冰铜的流量提高至未过吹时的120-200%，优选120-180%。
7.优选地，所述吹炼方法还包括：在所述还原中，控制进氧总氧量为未过吹时的30-100%，优选50-80%。
8.优选地，未过吹时，所述进氧总氧量为3500-5000nm3/h。
9.优选地，所述吹炼方法还包括：在所述还原中，还引入碳质还原剂和/或制粒铜精矿作为辅料还原剂。
10.优选地，相对于100-150t热冰铜，所述碳质还原剂的加入量为0.5-5t，所述制粒铜精矿的加入量为5-15t。
11.优选地，所述原料热冰铜从所述连续吹炼采用的吹炼炉的端部位置进料，该端部位置远离所述吹炼炉的排铜口和排渣口。
12.优选地，所述连续吹炼中形成渣层、冰铜层和粗铜层三相状态，其中，未过吹时，所述冰铜层的厚度为0-100mm。
13.优选地，对于过氧化产生的过吹渣，当所述吹炼采用的吹炼炉内检尺上的渣层表面存在气孔时进行所述还原。
14.优选地，在还原中，当所述吹炼采用的吹炼炉内检尺上的渣层表面无气孔时，还原结束，进行排渣。
15.优选地，所述排铜的过程包括：当所述吹炼产生的粗铜品位达到要求，且所述吹炼采用的吹炼炉内粗铜层液面达到要求时，进行排铜。
16.优选地，所述吹炼中通过氧枪进行进氧，所述氧枪包括分别用于通气的内管道和沿该内管道的外圆周方向设置的外管道，在所述内管道内通入第一氮气、压缩空气和氧气，在所述外管道内通入第二氮气；且控制各通入气体的通入流量，来使得粗铜层温度不高于1240℃，优选为1220-1230℃，且渣层温度不高于1225℃。该优选方案维持了全热态连续吹炼的热平衡问题，同时控制了吹炼终点判断不准确等工艺风险。
17.优选地，第一氮气的通入流量为0-2500nm3/h，所述压缩空气的通入流量为9500-11500nm3/h，所述氧气的通入流量为1000-2300nm3/h；和/或，所述第二氮气的通入流量为1500-2500nm3/h；和/或，所述压缩空气的压力为0.5-2mpa。
18.优选地，所述排铜得到的粗铜品位在98%以上；和/或，所述排渣得到的渣含铜量均在15%以下。
19.本发明通过上述技术方案，尤其是采用原料热冰铜进行有效还原，充分利用原料热冰铜中的cu2s作为还原剂，降低渣中fe3o4的生成量，其还原效果优于现有技术中采用的冷冰铜及煤粉，还原后，因铁的过氧化被还原，渣粘度下降，渣层中的气体可以顺利排出；且控制原料品位和流量，能够确保热冰铜中的fe和s在较低值范围内，促进适度还原，保持适宜的还原速率，利于渣层中金属铜粒子的正常沉降，从而更利于提高粗铜品位，降低排渣含铜量；同时有利于维持热平衡。
20.本发明的方法至少具有如下优势：a、粗铜品位可以稳定控制在98%以上；b、通过优化渣还原过程控制，使底吹炉吹炼炉渣含铜稳定控制在15%以下，并有效控制了大量产生排渣带铜的现象，为铜冶炼厂经济、高效的生产添砖加瓦，更有效的节约了成本；c、根据阳极炉的粗铜需求量，连续性吹炼的底吹炉可实现灵活、连续地进行高品质粗铜排铜操作（一般控制粗铜层厚度750mm-1050mm），极大地满足阳极炉的各种作业制度需求。
具体实施方式
21.在本文中所披露的范围的端点和任何值都不限于该精确的范围或值，这些范围或值应当理解为包含接近这些范围或值的值。对于数值范围来说，各个范围的端点值之间、各
个范围的端点值和单独的点值之间，以及单独的点值之间可以彼此组合而得到一个或多个新的数值范围，这些数值范围应被视为在本文中具体公开。
22.本发明中，物料的品位是以质量计。渣含铜量以质量计。氧量以体积计。
23.如前所述，本发明提供了一种全热态铜锍吹炼方法，该方法包括：将原料热冰铜进行连续吹炼，在所述吹炼中进行排渣、排铜；其中，所述排渣的过程包括：对于在所述吹炼中产生的未过吹渣，直接进行排渣；所述吹炼方法还包括：利用原料热冰铜作为还原剂对吹炼中过氧化产生的过吹渣进行还原，其中，所述原料热冰铜的品位为72-76%，且在所述还原中，控制所述原料热冰铜的流量提高至未过吹时的120-200%。
24.优选情况下，在所述还原中，控制所述原料热冰铜的流量提高至未过吹时的120-180%。示例性的，具体可以为120%、130%、140%、150%、160%、170%、180%中的任一值或它们之间的任一值。
25.本发明通过在以热冰铜为原料的全热态连续吹炼工艺中，在还原阶段采用原料特定的品位配合适宜的流量，对渣进行适度还原，使得还原渣流动性好，从而使得渣层中的金属铜离子能顺利沉降，进而使得夹杂铜少，渣含铜平稳控制≤15%，同时因还原得当，铜粒子有充分时间进行沉降，从根源上也避免了排渣带铜大量产生的问题，从而实现了全热态连续吹炼工艺的高品位粗铜排放、排渣含铜量低的顺利生产，且粗铜品位、渣含铜量相比于现有的加入固态铜锍的“非全热态生产工艺”更优，还避免了固态铜锍的引入而导致处理中出现的热冰铜的缓冷、破碎及运输等过程增加的劳动强度和生产运行成本以及其浪费的大量热能。而针对全热态冶炼获得的72-76%的高品位冰铜的吹炼，在相同条件下，若原料流量过大，超出吹炼采用的吹炼炉的处理能力，过剩的热冰铜会延长粗铜排放的时间，即吹炼周期延长，从而影响粗铜品位；若原料流量过小，就无法足量消耗过氧化气氛中的大量氧气，无法进行适度还原，渣含铜量仍较高。
26.可以理解的是，在所述连续吹炼中，连续进料，形成渣层、冰铜层和粗铜层三相状态；其中，在正常吹炼（此时为未过吹）时，炉内渣为未过吹渣，可以直接进行排渣；在所述排铜中及排铜后，当炉内气氛为过氧化气氛时，处于过吹状态，炉内渣为过吹渣。
27.本发明中，针对排铜中及排铜后的过吹渣，先进行渣的还原作业，发明人研究发现，过吹时渣层因铁过氧化物生成，黏度大，流动性较差，这样会带来排放时渣流夹杂铜较多的现象，气体无法及时全部排出，造成渣层虚高，当对渣的还原完成时，渣黏度下降，流动性好，气体可及时排出，进而解决了渣含铜量高的问题。
28.根据本发明，优选地，未过吹时，所述冰铜层的厚度为0-100mm。在本发明的该优选方案中，所述冰铜层的厚度较薄，其三相状态近似于“近两相状态”，能够利于适度还原，不但避免铜过吹严重，而且可以保证粗铜品位达标。
29.在一种具体优选实施方式中，对于过氧化产生的过吹渣，当所述吹炼采用的吹炼炉内检尺上的渣层表面存在气孔时进行所述还原。
30.优选地，在还原中，当所述吹炼采用的吹炼炉内检尺上的渣层表面无气孔时，还原结束，进行排渣。
31.在上述两个优选方案下，通过检尺观察渣层表面有无气孔作为还原开始和结束的判断指标，能够进行及时还原和/或及时排渣，使得渣层明显变薄，从而利于进行排渣作业，故从而实现了及时还原、及时排渣。
32.本领域技术人员可以根据本领域的经验方法进行排铜。优选地，所述排铜的过程包括：当所述吹炼产生的粗铜品位达到要求，且所述吹炼采用的吹炼炉内粗铜层液面达到要求时，进行排铜。
33.应当理解的是，在本发明的连续吹炼中，在持续进氧，也即通入氧气和/或压缩空气。
34.根据本发明，优选地，所述排渣的过程还包括：在所述还原中，控制进氧总氧量为未过吹时的30-100%。在该优选方案下，控制氧气用量，能够缓解过氧化过程的继续，更利于促进快速还原。
35.更优选地，在所述还原中，控制进氧总氧量为未过吹时的50-80%。示例性的，具体可以为50%、55%、60%、65%、70%、75%、80%中的任一值或它们之间的任一值。
36.本发明中，“进氧总氧量”是指通入气体中的总氧量，包括通入的纯氧气和/或通入的压缩空气中的氧气总量。
37.本领域技术人员可以根据吹炼炉容量和吹炼情况，控制正常吹炼时的进氧总氧量，以及控制原料热冰铜的流量。
38.在本发明的一种优选实施方式中，正常吹炼（即未过吹）时，所述进氧总氧量为3500-5000nm3/h。
39.在本发明的一种优选实施方式中，所述原料热冰铜的流量为0.2-1.5t/min。
40.本领域技术人员可以根据实际需要调整所述吹炼中的温度，以维持热平衡。优选地，所述吹炼中通过氧枪进行进氧，所述氧枪包括分别用于通气的内管道和沿该内管道的外圆周方向设置的外管道，在所述内管道内通入第一氮气、压缩空气和氧气，在所述外管道内通入第二氮气。
41.上述优选方案下，所述第一氮气的通入，即特别的在内管道内进行掺氮，能够降低炉内送气氧浓，氧浓的降低使得更多的氮气通过烟气带出更大的热量，从而排出热冰铜连续吹炼中的大量热量，控制炉内不过热，同时保证了足量氧以低氧浓（总氧浓在30%以下）的方式通入，从而保证底吹炉内热平衡。
42.更优选地，控制各通入气体的通入流量，来使得粗铜层温度不高于1240℃，优选为1220-1230℃，且渣层温度不高于1225℃。该优选方案更利于维持了全热态连续吹炼的热平衡问题，同时控制了吹炼终点判断不准确等工艺风险。
43.应当理解的是，所述第一氮气可以通过事先通入压缩空气的管道，也可以事先通入氧气的管道，还可以用单独的管道接入内管道，与压缩空气和氧气同时混合；优选地，采用第一种方式通入压缩空气的管道进行掺氮。
44.本领域技术人员可以采用现有的方法布设若干氧枪。优选地，若干氧枪的送气管路单独控制。
45.本领域技术人员可以根据炉内温度调节各通入气体的流量，只要能够通过调节使得粗铜层温度和渣层温度满足上述要求即可。
46.优选地，第一氮气的通入流量为0-2500nm3/h，所述压缩空气的通入流量为9500-11500nm3/h，所述氧气的通入流量为1000-2300nm3/h。
47.优选地，所述第二氮气的通入流量为1500-2500nm3/h。
48.优选地，所述压缩空气的压力为0.5-2mpa，更优选0.8-1.5mpa。
49.根据本发明的一种优选实施方式，在所述还原中，利用原料热冰铜作为主还原剂，还引入碳质还原剂和/或制粒铜精矿作为辅料还原剂。在该优选方案下，多种还原剂配合，能够起到协同适度还原的效果，从而进一步降低渣含铜量。
50.本发明中，所述制粒铜精矿的制备参见cn112708755a，在此不再赘述。
51.本领域技术人员可以根据实际情况选择碳质还原剂和/或制粒铜精矿的用量。优选地，相对于100-150t热冰铜，所述碳质还原剂和/或制粒铜精矿的加入量为0.5-20t。
52.更优选地，采用碳质还原剂和制粒铜精矿共同作为辅料还原剂，相对于100-150t热冰铜，所述碳质还原剂的加入量为0.5-5t，所述制粒铜精矿的加入量为5-15t。
53.本发明对所述碳质还原剂的具体种类没有任何限制，例如可以为煤。本领域技术人员可以根据实际情况选择。
54.本领域技术人员可以根据现有经验排放未过吹渣，例如可以根据熔池液面的总液面高度高出吹炼炉的排渣口下沿位置，进行排渣。
55.根据本发明，优选地，所述原料热冰铜从所述连续吹炼采用的吹炼炉的端部位置进料，该端部位置远离所述吹炼炉的排铜口和排渣口。在本发明的优选方案中，其不同于现有的炉顶中央进料的方式，而是采用端部进料的方式，充分利用了现有的氧枪分布，将反应区移前，从而在炉内留出更大的相对沉静区域，加强铜渣沉降分离。更优选地，最大程度的少开排铜口和排渣口处设置的氧枪，更有利于铜渣更好的分离。
56.本发明中，优选地，所述排铜得到的粗铜品位在98%以上。
57.优选地，所述排渣得到的渣含铜量均在15%以下。
58.而现有的非全热态吹炼工艺得到的粗铜品位一般在97.5%以下，渣含铜量均在18%以上。对比可知，本发明的吹炼方法得到的粗铜品位和渣含铜量明显更优。
59.下面结合实施例对本发明进行更详细的阐述。
60.实施例1本实施例的全热态连续吹炼工艺如下：在底吹炉（炉体尺寸为φ5.2m*23m）中连续进料，要求来自于熔炼工艺的原料热冰铜品位在74.5%，正常吹炼时原料流量为0.5t/min，确保热冰铜中的fe和s在较低值范围内，熔炼冰铜层维持在一定液面，保证供给的热冰铜趋于连续、稳定、波动小。且，将原料热冰铜从吹炼采用的吹炼炉的端部位置进料，该端部位置远离吹炼炉的排铜口和排渣口。在吹炼过程中，形成渣层、冰铜层和粗铜层三相状态。
61.同时使底吹吹炼炉始终保持连续供氧吹炼状态，通过氧枪供氧，氧枪包括分别用于通气的内管道和沿该内管道的外圆周方向设置的外管道，在所述内管道内通入第一氮气、压缩空气和氧气，在所述外管道内通入第二氮气；其中，压缩空气（压力1.10mpa）的通入流量为11500nm3/h，氧气的通入流量为2150nm3/h，第二氮气的通入流量为1800nm3/h，且通过在压缩空气管道掺氮（即掺杂第一氮气1200nm3/h），将底吹吹炼炉的供氧浓控制在28%左右，保持低氧浓供气的目的是使吹炼反应放热可控，利用大量烟气带走炉内反应热，维持炉内热平衡；且，当炉内过热时，调整各通入气体的通入流量，来使得粗铜层温度不高于1230℃，且渣层温度不高于1220℃。吹炼工艺主操手及时监控锅炉出口二氧化硫浓度及锅炉烟气温度波动情况，做好吹炼终点判断。出粗铜前1-2小时，适当提高供气总氧量为原供气总氧量的1-1.5倍，来进行粗铜脱硫除杂质，熔炼侧吹炉适当调整冰铜进入量（不堵口），保证
排放的粗铜品质。当炉内送氧量保持稳定时，烟气二氧化硫浓度曲线随时间推移不断平稳降低，当出现相对“断崖式”浓度下降时（一般下降为7%-11%），so2生成量明显下降，交互反应程度大幅下降，基本上吹炼终点已达到，此时还必须结合炉内检尺情况，若此时检尺杆上渣层表面有成片小气孔存在，则铜已到吹炼终点，送入的氧传递进渣层，使其过氧化，生成的fe3o4等过氧化物在一定程度上阻碍了渣层内气体的排出，此时即为吹炼终点，可开铜口进行放铜作业。同时当吹炼终点即将来临时，锅炉烟气温度也会持续降低，这是因为吹炼终点时烟气含硫降低，此时可从辅料进料口观察到炉口至直升烟道段烟气透明度增加，更加“透彻”。其中，渣层处于未过吹状态时，所述冰铜层的厚度为0-100mm。
62.在上述放铜作业之后，当炉内过氧化（即炉内检尺上渣层表面存在气孔）时，利用原料热冰铜作为还原剂对所述过吹渣进行还原，且加入煤和制粒铜精矿（制备方法同cn112708755a实施例1）作为辅料还原剂，对过吹渣进行还原，同时控制原料热冰铜流量提高至正常吹炼时的150%；当炉内检尺渣层表面无气孔时还原结束，进行排渣。其中，相对于120t热冰铜，煤的加入量为2.5t，制粒铜精矿的加入量为10t。且在还原中，控制进氧总氧量为正常吹炼时的50%。
63.本实施例中，排铜得到的粗铜品位在98%，排渣得到的渣含铜量在14-15%。
64.实施例2按照实施例1的方法进行，不同的是，在还原中，控制原料热冰铜流量提高至正常吹炼时的200%。
65.本实施例中，排铜得到的粗铜品位在97.8%，排渣得到的渣含铜量在14.2%。
66.实施例3按照实施例1的方法进行，不同的是，在还原中，不调整进氧总氧量（即还原中总氧量为正常吹炼时的100%）。
67.本实施例中，排铜得到的粗铜品位在98.1%，排渣得到的渣含铜量在16.5%。
68.实施例4按照实施例1的方法进行，不同的是，在还原中，不引入制粒铜精矿。
69.本实施例中，排铜得到的粗铜品位在98.05%，排渣得到的渣含铜量均在15.5%。
70.通过上述实施例可知，采用本发明的方法能够实现全热态吹炼，而且，得到的粗铜品位高达98%以上，排渣含铜量低至16.5%以下。
71.进一步的，通过实施例1和实施例2-4对比可知，采用本发明的优选方案能获得更好的效果。其中，实施例2的对比表明，原料流量控制不适宜，会影响粗铜品质；实施例3和实施例4的对比表明，还原方法直接影响渣含铜量。