用于精炼铜精矿的方法
【专利摘要】本发明涉及用于精炼铜精矿的方法。在该方法中，将铜精矿(1)、熔剂(2)和反应气体(3)一起送入悬浮熔炼炉(4)的反应炉身(5)，例如供应至闪速熔炼炉的反应炉身(5)，并且在悬浮熔炼炉(4)中产生分开的相，即粗铜(13)和炉渣(14)。在该方法中，将来自悬浮熔炼炉的炉渣(14)引导到电炉(16)中，并在电炉(16)中用还原剂处理来自悬浮熔炼炉的炉渣(14)，使得在电炉(16)中产生分开的相，即底部金属(17)和废渣(18)；从电炉(16)去除电炉底部金属(17)，使电炉底部金属(17)成粒状，并获得粒状的电炉底部金属(22)；以及将粒状的电炉底部金属(22)供应至悬浮熔炼炉(4)的反应炉身(5)。
【专利说明】
用于精炼铜精矿的方法
[0001]本申请是名称为"用于精炼铜精矿的方法"、国际申请日为2008年12月15日、国际 申请号为PCT/FI2008/050735、国家申请号为200880121165.7的发明专利申请的分案申请。
技术领域
[0002] 本发明涉及用于精炼铜精矿的方法。
【背景技术】
[0003] 当在例如闪速熔炼炉的悬浮熔炼炉中精炼铜精矿时，从悬浮熔炼炉获得作为产品 的两相，即粗铜(泡铜)和悬浮熔炼炉渣。
[0004]在悬浮熔炼炉之后在阳极炉中进一步精炼从悬浮熔炼炉获得的粗铜，随后将铜铸 成铜阳极，并通过利用所述铜阳极，在电解装置中进一步电解地精炼铜。
[0005] 然而，不是包含于铜精矿中的所有的铜都在悬浮熔炼炉中从铜精矿转移至粗铜， 而来自悬浮熔炼炉的炉渣包含大量的铜，通常甚至达到20%，这些铜能通过各种炉渣净化 方法回收。
[0006] 两种不同的方法应用于炉渣净化。第一种方法基于在电炉中部分还原来自悬浮熔 炼炉的炉渣。在该方法中，从电炉获得的铜金属非常纯，甚至能够与从悬浮熔炼炉获得的粗 铜一起送入阳极炉。在电炉中来自悬浮熔炼炉的炉渣的部分还原过程中，作为除铜金属以 外的二次产品的、从电炉获得的所谓部分还原的炉渣也包含铜。然而，为了回收包含在从电 炉获得的、部分还原的炉渣中的铜，必须在浓缩(concentration)装置中处理来自电炉的部 分还原的炉渣，这在操作费用和投资费用上都是昂贵的。
[0007]在第二种工业应用的方法中，在电炉中作为分批法还原来自悬浮熔炼炉的炉渣， 使得在还原过程之后，悬浮熔炼炉渣的含铜量非常低，使得除底部金属以外从电炉获得的 废渣的进一步处理在经济上不可行。然而，在很充分地进行还原步骤之后，在电炉过程中形 成的底部金属(或合金)包含大量的铁，使得将电炉底部金属与来自悬浮熔炼炉的粗铜一起 供应至阳极炉是不利的，而必须在将包含于电炉底部金属中的铜供应至阳极炉之前，首先 在所谓的铁转化炉中在单独的转化过程中去除铁。
[0008] 因此，炉渣净化方法的上述示例都包括两个步骤。
【发明内容】
[0009] 本发明的目的是提出精炼铜精矿的改进的方法。
[0010] 在该革新中引入一种布置，其本身具有两个步骤，但其在投资成本并且尤其在操 作费用上比上述布置更经济。在电炉中、在以连续操作方法或作为分批方法起作用的独立 单元中进一步处理在悬浮熔炼炉中生成的炉渣。悬浮熔炼炉炉渣在电炉中的部分地进行还 原，或者然后进行还原使得在电炉中生成的炉渣是所谓的可拒绝的(refusable)废渣，即其 含铜量非常低，使得在单独过程中回收剩余的铜在经济上不可行。例如通过水使从电炉获 得的金属合金（即底部金属)成粒状。将形成的合金颗粒与铜精矿、熔剂和反应气体一起供 应至悬浮熔炼炉的反应炉身，使得合金颗粒熔化，并当前进通过悬浮熔炼炉的沉降槽中的 炉渣时，同炉渣达到与由精矿形成粗铜相似的热力学平衡。此时，使包含于颗粒中的铁氧化 和成炉渣，使得直接在阳极炉中有利地处理作为产品从悬浮熔炼炉获得的粗铜。由于包含 在所述的粒状铜中的成渣组分(主要是铁）的量低，所以炉渣的量基本不增加，并因此不会 造成任何过量的铜循环回到电炉中，而是包含于颗粒中的铜的大部分直接转到作为产品来 自悬浮熔炼过程的粗铜。
[0011]在该方法的优点当中，除减少操作和投资成本以外，还能指出以下特征：
[0012] 与现有的两步法相比较，减少铜循环；
[0013] 仅将一种品质的粗铜送入阳极炉，在这样的情况下，阳极炉的操作变得较容易；
[0014] 在直接的粗铜熔炼中，常常产生大量的热，使得必须限制富氧。由于所述热在此于 该方法中本身用于熔化合金颗粒，所以熔炼炉能以较高的富氧水平操作，结果获得较大的 熔炼炉容量(或者于是熔炼炉、尤其的反应炉身可较小），并且气体管线的容量可以较小。
[0015] 在优选实施例中，使用两个相继的电炉。在第一电炉中，悬浮熔炼炉炉渣的还原仅 达到大约4%的Cu的水平，即剩余的部分还原炉渣包含大约4%的铜的水平，而在这样的情 况下，包含于来自悬浮熔炼炉的炉渣中的铁尚未还原和转移至第一电炉中的底部金属相， 而是作为所谓的部分还原的炉渣保留在第一电炉中。作为来自第一电炉的产品，由于来自 第一电炉的粗铜不含有铁，所以获得的粗铜能直接在阳极炉中使用，以便进一步处理并且 供应到阳极炉中。在第二电炉中，来自第一电炉的部分还原的炉渣被继续还原，以便回收包 含在炉渣中的剩余的铜，而在这样的情况下，同样与粗铜一起还原铁;使该含铁的底部金属 成粒状并供应回悬浮熔炼炉的反应炉身，于是在那里以上述方式使铁被氧化。
【附图说明】
[0016] 以下参考附图详细描述本发明的几个优选实施例，其中
[0017] 图1示出该方法的第一实施例，以及
[0018] 图2示出该方法的第二实施例。
【具体实施方式】
[0019] 图1示出用于精炼铜精矿1的方法。
[0020] 在该方法中，将铜精矿1、熔剂2和诸如富氧空气的反应气体3-起送入悬浮熔炼炉 4的反应炉身5、例如供应至闪速熔炼炉的反应炉身。
[0021 ]还可将烟道灰尘9送入悬浮熔炼炉4的反应炉身5，烟道灰尘从废热锅炉8获得，来 自冷却通过悬浮熔炼炉4的上升炉身6排出的废气7，和/或烟道灰尘9从设置在废热锅炉8之 后的电除尘器获得。
[0022] 送入悬浮熔炼炉4的反应炉身5的物质一起起反应，并且在悬浮熔炼炉4的沉降槽 11的底部12上形成分开的相:粗铜13,和在粗铜13顶部的炉渣14。
[0023] 在悬浮熔炼炉中产生的废气7通过上升炉身6排出至废热锅炉8,在那里回收废气7 的热能。将冷却的废气7从废热锅炉8引导到电除尘器10中，在那里将烟道灰尘9与废气7分 开，并将烟道灰尘9循环回悬浮熔炼炉4的反应炉身5。从电除尘器10导出废气7,以便例如在 制酸装置(未示出)进一步处理，以回收二氧化硫。
[0024] 将从悬浮恪炼炉获得的粗铜13引导至阳极炉15,以便火法精炼(pyrometallurgic refining)。在阳极炉15中，首先通过氧化去除包含在粗铜13中少量的硫，随后，通过还原去 除包含在粗铜13中的氧。在阳极炉15之后，在阳极铸造装置(未示出）中将铜铸成铜阳极，并 通过利用所述阳极，在电解装置(未示出）将包含于铜阳极中的铜（即铜阳极)进一步电解精 炼成电解铜。
[0025]将来自悬浮熔炼炉的炉渣14优选地但非必须地在熔融状态下引导到电炉16中，由 于来自悬浮熔炼炉14的炉渣在到达电炉16时已处于熔融状态，所以这节省能量。
[0026]在诸如电炉16的还原炉中用诸如焦炭的还原剂处理来自悬浮熔炼炉14的炉渣，使 得在电炉16中形成分开的相，即底部金属17和废渣18。优选地但非必须地，在电炉16中借助 于送入电炉16的焦炭还原来自悬浮熔炼炉的炉渣14。
[0027] 优选地但非必须地，还将来自阳极炉15的阳极炉炉渣19送入电炉16。
[0028] 优选地但非必须地，在电炉16中还原来自悬浮熔炼炉的炉渣14,使得电炉废渣18 中的含铜量保持低于2%，最有利地低于1 %。
[0029]从电炉16去除电炉的底部金属17,并在粒化装置21中例如通过水20使电炉底部金 属17成粒状。除铜以外，电炉底部金属17尤其包含铁。
[0030] 将粒状的电炉底部金属22与铜精矿1、熔剂2和反应气体3-起供应至悬浮熔炼炉4 的反应炉身5。
[0031] 图2示出本方法的另一实施例，其中代替在图1中描绘的仅一个电炉，这里使用两 个电炉、即第一电炉23和第二电炉24。
[0032] 在图2中，首先将来自悬浮熔炼炉的炉渣14引导到电炉23中。将悬浮熔炼炉炉渣14 优选地但非必须地在熔融状态下从悬浮熔炼炉4引导至第一电炉23。
[0033]在第一电炉23中，悬浮熔炼炉炉渣14通过还原剂经受部分还原，使得在第一电炉 23中形成分开的相，粗铜13和包含大约4%的铜的、部分还原的炉渣25。
[0034]将来自第一电炉的粗铜13从第一电炉23供应至阳极炉15。将从第一电炉23获得的 粗铜13优选地但非必须地在熔融状态下从第一电炉23供应至阳极炉15。作为来自第一电炉 23的产品，获得能在阳极炉15中用于进一步的处理的粗铜13,并且粗铜能供应至阳极炉15 是由于从第一电炉获得的粗铜不包含铁，在第一电炉23中仅对悬浮熔炼炉炉渣14进行部分 还原。
[0035]将部分还原的炉渣25优选地但非必须地在熔融状态下从第一电炉23供应至第二 电炉24。
[0036]在第二电炉24中，来自第一电炉的、部分还原的炉渣25通过还原剂经受还原，使得 在第二电炉24中形成分开的相：底部金属17和废渣18,在该废渣18中剩余的含铜量低于 2%，最有利地低于1 %。
[0037] 除铜以外，来自第二电炉的底部金属17同样尤其包含铁。使所述底部金属17成粒 状，并将其与铜精矿1、熔剂2和反应气体3-起供应至悬浮熔炼炉4的反应炉身5。
[0038] 示例
[0039]送入悬浮熔炼炉的有：
[0044] 另外，将60 680Nm3的富氧空气送入悬浮熔炼炉，富氧程度为46.2%。
[0045] 由于在精矿中包含的硫与铁氧之间的反应产生的热足以熔化精矿(生产粗铜和炉 渣)和具有精细粒度的粗铜颗粒，所以富氧空气用于悬浮熔炼。由于相对高的富氧，所以生 成具有高的二氧化硫含量(大约36%S0 2)的气体，与使用较低的富氧程度的情形相比所述 气体的总量较低。以大约66，900Nm3/h的速度、并以1，320 °C的温度从熔炼炉排出气体。在将 气体引导至热电除尘器并进一步引导至用于回收二氧化硫的制酸装置之前，在废热锅炉中 回收气体的热能的主要部分。
[0046]从悬浮熔炼炉获得的产品是粗铜(速度为每小时39吨、温度为大约1，280°C)和炉 渣(速度为每小时大约77吨）。
[0047]从悬浮熔炼炉获得的炉渣的含铜量为20%的Cu，并且为了回收所述铜，将炉渣在 熔融状态下送入电炉，因此在那里处理的炉渣量为每天1，830吨。另外，将少量阳极炉炉渣 (每天20吨）以及还原所需的每天大约91吨的焦炭送入电炉。作为还原的结果，产生废渣，废 渣的含铜量非常低，使得其进一步处理在经济上不可行[每天1，365吨，铁(Fe)大约51%，二 氧化硅(Si0 2)大约26% ]。作为产品，以每天大约400吨的速度产生底部金属，并且底部金属 中的铁含量为大约8%，其余主要是铜。在1，240°C的温度下使底部金属成粒状，并使颗粒变 干和与精矿一起供应回闪速熔炼炉。
[0048] 因此，如上所述在该过程中形成粗铜，并且在阳极炉中能有利地将所述粗铜进一 步处理成阳极铜。
[0049] 对于本领域的技术人员显而易见的是，随着技术的发展，能以许多不同的方式实 现本发明的主要思想。因此，本发明及其各种实施例不局限于上述的示例，而是它们能在所 附权利要求的范围内变化。
【主权项】
1. 一种用于精炼铜精矿的方法，在该方法中 一将铜精矿（1)、熔剂(2)和反应气体(3) -起送入悬浮熔炼炉(4)的反应炉身(5)，以及 在悬浮熔炼炉(4)中生成分开的相，即粗铜（13)和炉渣（14)，其特征在于， 一将来自悬浮熔炼炉的炉渣（14)引导到电炉（16)中， 一在电炉（16)中用还原剂处理来自悬浮熔炼炉的炉渣（14)，使得在电炉（16)中生成分 开的相，即电炉底部金属(17)和废渣(18)， 一从电炉（16)去除电炉底部金属（17)， 一使电炉底部金属（17)成粒状，并获得粒状的电炉底部金属(22)，以及 一将粒状的电炉底部金属(22)供应至悬浮熔炼炉(4)的反应炉身(5)， 一在所述方法中使用两个电炉，即第一电炉(23)和第二电炉(24)， 一首先将来自悬浮熔炼炉的炉渣（14)引导至第一电炉(23)， 一在第一电炉（23)中，悬浮熔炼炉的炉渣（14)通过还原剂经受部分还原，使得在第一 电炉(23)中生成分开的相，即粗铜（13)和包含4%的铜的、部分还原的炉渣(25)， 一将来自第一电炉的、部分还原的炉渣(25)从第一电炉(23)送入第二电炉(24)， 一在第二电炉（24)中，从第一电炉获得的部分还原的炉渣(25)通过还原剂经受还原， 使得在第二电炉(24)中生成分开的相，即底部金属（17)和废渣（18)，在废渣（18)中，含铜量 保留低于2%， 一从第二电炉(24)去除第二电炉的底部金属（17)， 一使来自第二电炉的底部金属（17)成粒状，并获得粒状的电炉底部金属(22 )，以及 一将粒状的电炉底部金属(22)供应至悬浮熔炼炉(4)的反应炉身(5)。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，将来自悬浮熔炼炉的炉渣（14)在熔融状态 下引导到电炉（16)中。3. 根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，通过水(20)使来自电炉的电炉底部金 属(17)成粒状。4. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在电炉（16)中借助于送入电炉（16)的焦炭 还原来自悬浮熔炼炉的炉渣(14)。5. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，还将来自阳极炉（15)的阳极炉炉渣（19)送 入电炉（16)。6. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在电炉（16)中还原来自悬浮熔炼炉的炉渣 (14) ，使得电炉废渣(18)中的含铜量低于2%。7. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，将从第一电炉获得的粗铜（13)送入阳极炉 (15) 〇8. 根据权利要求1或7所述的方法，其特征在于，将来自悬浮熔炼炉的炉渣（14)在熔融 状态下从悬浮熔炼炉(4)引导至第一电炉(23)。9. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，送入悬浮熔炼炉(4)的反应炉身(5)的反应 气体(3)包括富氧空气。10. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在废渣（18)中，含铜量保留低于1%。11. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，悬浮熔炼炉(4)为闪速熔炼炉。12. 根据权利要求6所述的方法，其特征在于，电炉废渣（18)中的含铜量低于1%。
【文档编号】C22B15/00GK105936980SQ201610207726
【公开日】2016年9月14日
【申请日】2008年12月15日
【发明人】P·汉尼亚拉, R·萨里南, A·库基, I·V·科约
【申请人】奥图泰有限公司