第三章 重金属造锍熔炼教材

第三章重金属造锍熔炼3.1造锍熔炼的原料及冶炼方法

3.2造锍熔炼的基本原理

3.3重金属造锍熔炼的生产实践

3.4锍的吹炼3.1

造锍熔炼的原料及冶炼方法3.1.1

造锍熔炼的原料铜、镍硫化矿物主要有：黄铜矿(CuFeS2)、斑铜矿(Cu3FeS3)、辉铜矿(Cu2S)、镍黄铁矿[(Fe,Ni)9S8]、镍磁黄铁矿[(Ni,Fe)7S8]、钴镍黄铁矿[(Ni,Co)3S4]。目前世界上约90%的铜和60%的镍是从硫化矿中提炼的。最常见的是黄铜矿、镍黄铁矿和镍磁黄铁矿。现在工业上开采的铜镍硫化矿床，大都是多金属复合矿床，由许多矿物共生在一起，其中铜矿石的最低品位为0.4~0.5%，镍矿石的最低品位为0.5%Ni。3.1

造锍熔炼的原料及冶炼方法3.1.1

造锍熔炼的原料表3-1铜镍硫化精矿的化学成分(w/%)(见教材P83)3.1

造锍熔炼的原料及冶炼方法CuSconcentration(20~30%)O2/airFlux(SiO2)MattsmeltingslagsSO2fume-gasCoppermatt(30~70%)Flux(SiO2)convertingH2SO4O2/airConverterslagsSO2fume-gasblistercopper(~98%)(泡铜、粗铜)firerefininganodecopper(~99.5%)electrolyticrefiningelectro-copper(99.95~99.99%)AnodeslimeFig.3-1priciple

flowsheetofcopperproductionbypyrometallurgy(P85)3.2

造锍熔炼的基本原理3.2.1

造锍熔炼的物料及产物造锍熔炼的物料主要包括硫化精矿和造渣用的熔剂。对于铜的造锍熔炼，熔炼的物料包括铜精矿及造渣熔剂。经过造锍熔炼，物料中除了硫氧化成SO2从烟气中排出以外，其他元素，有少量的被挥发，大部分则分别进入铜锍和炉渣两种产物中。熔炼所用的精矿和产物的成分举例列于表3-6中(见教材P88)。表3-6铜造锍熔炼的精矿及产物的成分工厂及熔炼方法精矿成分/%铜锍成分/%炉渣成分(％)CuFeSCuFeSCuSiO2FeCaO大冶诺兰达炉熔炼21.026.024.070.005.0022.00523.440.95—大冶反射炉熔炼16.4432.0439.1019~2843~4925~25.50.25~0.4535~4230~409~13白银法炼铜10~1629~3533~3732.8333.8525.060.5—33.9710.58哈贾瓦尔塔闪速熔炼21.930.332.064.110.621.51.526.644.4—贵溪闪速熔炼14.332.734.24526.423.80.832.737.6—直岛三菱法连续炼铜26.725.228.565.79.221.90.532.337.17.83.2

造锍熔炼的基本原理3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(1)氧化熔炼高温下的离解与氧化反应在1200℃以上的熔炼温度下，所有高价化合物均会发生离解反应:FeS2＝FeS+½S2FenSn+1＝nFeS+½S22CuFeS2＝Cu2S+2FeS+½S22CuS＝Cu2S+½S2Cu3FeS3＝3Cu2S+2FeS+½S23NiS＝Ni3S2+½S23NiAs＝Ni3As2+½As2

常见氧化物或碳酸盐等的离解反应有：

2CuO＝Cu2O+½O2CaCO3＝CaO+CO2MgCO3＝MgO+CO2CaSO4＝CaO+SO3

所有上述离解反应均为吸热反应。在氧化气氛下，离解反应产生的S2会被氧化为SO2；3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化氧化熔炼高温下的离解与氧化反应高价硫化矿物也会被直接氧化，如：

2CuFeS2+5/2O2＝Cu2S·FeS+FeO+2SO22FeS2+11/2O2＝Fe2O3+4SO22CuS+O2＝Cu2S+SO22NiS+3O2＝2NiO+2SO2

离解反应产生的低价硫化物会发生氧化反应，如

2FeS+3O2＝2FeO+2SO22Cu2S+3O2＝2Cu2O+2SO22Ni3S2+7O2＝6NiO+4SO2在硫化铜、镍精矿的氧化造锍熔炼过程中，稳定的铜化合物是Cu2S与Cu2O，铁化合物是FeO与FeS，镍化合物是Ni3S2和NiO，这些稳定的化合物会进一步相互反应或与精矿中其他组分反应，形成熔炼的最终产物——锍与炉渣。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化该反应的平衡常数在1250℃的1gK为9.86，说明反应在熔炼温度下急剧地向右进行。一般来说只要体系中有FeS存在，Cu2O就将转变为Cu2S，而Cu2S和FeS便会互溶形成铜锍(FeSl.08-Cu2S)。铁的硫化物FeS在高温下能与许多重金属硫化物形成共熔体——锍，如FeS-Cu2S假二元系(图3-3(见教材P91))。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(2)锍的形成及其特性在高温熔炼的条件下控制一定的氧化气氛或者说控制一定的氧料比，即可控制使一部分铁的硫化物不被氧化，仍以FeS的形态存在。这样一来即使有一些铜的硫化物被氧化为Cu2O，仍可被FeS硫化转变为Cu2S，其反应式为：

[FeS]+(Cu2O)＝(FeO)+[Cu2S]ΔGΘ=-144750+13.05TJ3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(2)

锍的形成及其特性图3-3Cu2S-FeS二元系(教材P91)图3-4FeS-MS二元系的液相线(见教材P92)熔炼温度下(1200℃)，两种硫化物均为液相，完全互溶为均质溶液3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化图3-5Cu-Cu2S-FeSl.08-Fe系状态图(见教材P92)理论的铜锍成分应在图中Cu2S-FeSl.08线上波动

铜锍中溶解有金属和氧化物，所以其中的硫含量比Cu2S-FeSl.08系化学计量的要少,实际上的铜锍成分是在Cu2S-FeSl.08线与2液相分层区之间

3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(a)Cu2S-FeS-FeO系等熔度图(b)铜锍中的氧含量与共存的渣相中SiO2含量的关系BN线为SiO2饱和的FeO-SiO2炉渣图3-6FeO溶入Cu2S-FeS系中(教材P93)从FeS-FeO系可知，在高温下它们完全互溶，所以Cu2S-FeS系就溶解有FeO。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(3)造锍熔炼的炉渣及其特性在造锍熔炼的过程中。炉料中的脉石主要有石英(SiO2)、石灰石(CaCO3)等，它们将与氧化后产生的FeO进行反应，便形成复杂的铁硅酸盐炉渣。一般属于FeO-SiO2系和FeO-SiO2-CaO或MgO系，个别情况下可得到FeO-SiO2-Al2O3系炉渣FeO-SiO2-CaO系状态图见图3-8(见教材P96)。图3-8FeO-SiO2-CaO系状态图(见教材P96)S-K点附近，熔化温度降至1373K左右

3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(3)造锍熔炼的炉渣及其特性图3-11CaO-FeO-SiO2系1300℃下的等粘度线

(P98)一般有色冶金炉渣的粘度在0.5Pa·s(5泊)以下便认为流动性良好，1Pa·s以上其流动性便很差3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(4)造锍熔炼过程中硫化物的优先氧化反应下面两个一般的热力学平衡反应，对硫化物熔炼有很大的意义：

FeS(液)+MO(渣)=FeO(渣)+MS(锍)

(3-1)2MO+MS＝3M+SO2

(3-2)反应式中的M代表Cu、Ni、Pb等金属。反应(3-1)和(3-2)从左向右进行的完全程度，取决于熔炼的温度和熔体的组成。反应(3-1)可看作是锍中FeS的优先氧化。反应(3-2)可认为是MS中的S作为MO的还原剂，是硫化物优先氧化生产金属的基本反应。表3-8MS-MO相互反应的热力学特性(1500K)(见教材P99)

反应ΔHΘ/(kJ·mol-1)ΔGΘ/(kJ·mol-1)K平FeS(液)+Cu2O(液)=FeO(液)+Cu2S(液)-141.944-132.7741800FeS(液)+PbO(液)=FeO(液)+PbS(液)-76.831-58.74111FeS(液)+NiO(液)=FeO(液)+NiS(液)-48.44-54.6479.6这些是由于FeO的热力学稳定性要比FeS大得多所致3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化αMO(渣)的表示式说明，为了使MO不溶于渣中以减少金属随渣的损失，应该做到：

①温度↑，K平↑，αMO

↓

；②使锍品位降低，MS↓

，αMS

↓，αMO

↓；(加大后续处理负担，意义不大)③使锍富含FeS

↑

，αFeS

↑

，αMO

↓④炉渣中αFeO

↓，αMO

↓

。但是冰铜与炉渣特别是炉渣都不是理想溶液，要想用平衡概念来判断金属在锍中和炉渣中的定量分配，就必须注意研究这种非理想溶液的规律。(4)造锍熔炼过程中硫化物的优先氧化反应为了减少金属随渣的损失，渣中MO的活度应尽可能小，渣中MO的活度表示为：3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化

如反射炉熔炼生精矿时，黄铜矿首先发生离解反应：

4CuFeS2—→2Cu2S+4FeS+S2析出的S被氧化以SO2烟气排出，少量FeS被氧化，产出低品位(<40%)的铜锍，即图3-12中的A点。图3-121200℃的Cu-Fe-S系(见教材P101)Inco氧气闪速熔炼产出品位为50%的铜锍(图3-12中的B点)；Outokumpu闪速熔炼和三菱法连续炼铜产出的铜锍品位为65%(图3-12的C点)；Noranda熔池熔炼能炼出品位为75%的铜锍(图3-12的D点)并能较完全氧化炼出含硫高的粗铜来(图3-12的E点)。

3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(5)用硫氧势图说明多种硫化物的氧化反应

2M+O2=2MO(1)2M+S2=2MS(2)(1)-(2):2MS+O2=2MO+S2(3)这些反应的平衡常数表示式如下

lgK1=2lg(αMO/αM)-lgPO2lgK2=2lg(αMS/αM)-lgPS2lgK3=2lg(αMO/αMS)-lgPO2+lgPS2½S2+O2＝SO2，1gK＝lgPSO2-½1gPS2-1gPO2MS如果是在PSO2＝l0kPa的气氛下进行，随着PO2的增大将沿图3-13中PSO2线的方向发展。Fe、Zn、Ni的硫化物将越过反应(3)线变为MO，对于Cu和Pb，则会越过反应(2)的线直接生产金属，即MS+O2→M+SO2。这后一种生产金属的情况，是硫化物用空气氧化时不经过氧化物阶段而直接产出金属的可能性，铜硫的吹炼(Cu2S→Cu)就是生产实践的一例，铅的直接熔炼又是另一例。图3-131300℃M-S-0系硫-氧势图(P103)Ni3S2若用H2还原得到Ni，PH2S/PH2应小于0.0l3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(6)Cu-Fe-S-O-SiO2系化学势图图3-14Cu-Fe-S-O-SiO2系1250℃lgPO2-lgPS2图左边的低硫区域内，随着氧势1gPO2的增加，铁的稳定相由γ-Fe先变为FeO再变为Fe3O4；铜则由Cu变为Cu2O随着1gPS2↑，铜、铁的稳定相都会转变为硫化物相st线相当于铁硅酸炉渣为SiO2和Fe3O4两者所饱和，其中αFeO=0.31。高于此线，铁硅酸盐炉渣不再稳定，会析出Fe3O4固体pq线相当于SiO2饱和的炉渣与不含铜的FeS-FeO锍平衡：FeS(液)+½O2→

FeO(液)+½S2铜锍稳定区位于Cu2S和FeS稳定区之间。低于pq线铜锍和炉渣便不能共存在。

rs线表示Cu2S脱硫变为液体铜，即硫化铜精矿熔炼的吹炼阶段qr线表示铜锍、炉渣与SiO2和γ-Fe的平衡，是在低的PS2、PO2和PSO2还原条件下进行的，可以看作是炉渣的贫化过程。铜锍品位A点0~50%Cu，B点Cu70%，C点Cu80%3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化RSridhar等人对世界上42家炼铜厂的生产数据，铜锍中铁含量与硫含量、铁含量与氧势、炉渣中Fe3O4含量与氧势以及渣含铜与铜锍含铁的关系，并结合有关热力学数据与实验室测定数据的分析整理，提出了一种新型的比较实用的硫—氧势图，又称STS图(图3-15)(见教材P107)

图3-15铜熔炼的硫—氧势图(STS)(T＝1300℃)

3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(7)造锍熔炼过程中Fe3O4的形成

磁性氧化铁的行为是造锍熔炼过程的主要问题之一。在较高氧势和较低温度下，固体Fe3O4便会从炉渣中析出。在固体Fe3O4、铜锍和炉渣三相之间的平衡关系：3Fe3O4(固)+FeS(液)＝10FeO(液)+SO2-Q这一反应式表明：K1473=5.43×10-4；K1573=1.62×10-2

在锍的吹炼过程中，其中的FeS会优先发生氧化反应转变为FeO，由于氧压的升高，FeO会进一步氧化为Fe3O4，发生的反应为：

FeS(液)+3/2O2=FeO(液)+SO29FeO(液)+3/2O2=Fe3O4(固)两式相减即得：

3Fe3O4(固)+FeS(液)＝

10FeO(液)+SO2ΔGΘ＝654720-381.95T(J)3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化

设吹炼下气相中的PSO2≈20kPa，αFeO＝0.4或0.5，可以作出αFeS与αFe3O4的关系图3-17(见教材P109)。从图3-17看出：温度降低，铜锍品位升高，炉渣中SiO2添加太少均有利于Fe3O4的生成。

图3-17铜锍中的αFeS与炉渣中的αFe3O4的关系图

图3-17表明，当铜锍品位提高到近于白冰铜(80%Cu)时，αFe3O4显著升高。S-O化学势图上也已表明，这是平衡氧压显著升高所致。所以在常规熔炼方法中，造锍熔炼阶段只产出含Cu40~60%的铜锍，最高不宜超过70，这样可以得到Fe3O4和铜含量均低的炉渣。在铜锍吹炼阶段，由于氧压显著升高，进入转炉渣的铜和Fe3O4的含量就会显著增加。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(8)造锍熔炼过程中杂质的行为铜镍原料进行造锍熔炼时，除了铁与硫以外，其他件生的元素还有Co、Pb、Zn、As、Sb、Bi、Se、Te、Au、Ag和铂族元素等，其中的贵金属总是富集在铜镍金属相中，然后从电解精炼过程中来回收。其他的元素应该在熔炼过程中，不同程度地或者挥发进入气相，或者以氧化物形态进入炉渣。换句话说，锍和金属铜或镍是Au、Ag等贵金属的捕集剂；而炉渣则捕集了优先氧化后的FeO、精矿和溶剂中的脉石(SiO2、A12O3、CaO等)以及精矿中的少量杂质元素。烟尘中则富集了挥发元素。杂质金属是以什么形态稳定存在，根据硫化物的氧化熔炼来说，对用下列两两反应的热力学计算来讨论：

M(固,液)+½S2=MS(固,液)lgKa(a)M(固,液)+½O2=MO(固,液)lgKb(b)根据lgKa、lgKb的数据，假定在1300℃下αM=αMS=αMO，便可作出各元素稳定态化学势图，如图3-18所示(见教材P111)。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化图3-181300℃下各种M-S-O系的硫氧势图沿PSO2=10kPa的等PSO2线，对于铜锍品位为Cu25~70%时的热力学结果表明，Cu2S是最稳定的。这也是提出铜精矿造锍熔炼的根据铜锍品位稍高一些，Ni和Pb、Co可以硫化物形态入铜锍，Bi、Ag、Sb、Pb和Ni以金属形态溶于铜锍中；Sb、Pb、Bi对精炼过程有害，想用氧化作用使它们造渣分离，是有较大困难的;Ni、Sn、Co希望富集在铜锍中回收，但趋向于氧化而随渣损失掉。Zn、Fe几乎全部氧化入渣。

3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(9)铜锍与炉渣的平衡及渣铜损失火法炼铜生产过程的铜损失分为两方面：①随烟气带走，烟气带走的铜经过收尘系统，可以回收98~99%，最终随烟气损失的铜约占加入铜量的1%。②随渣损失的铜是主要的，废渣含铜为0.2~0.5%，个别的高达1%。生产1吨铜随精矿品位的变化，产废渣量约2~3t，有时达到5~6t。随废渣含铜及废渣量的变化，渣铜损失的数量为产出铜量的1~3%。若以2%计，一个年产100,000t的铜厂，每年损失的铜量为2000t，其价值是可观的。所以对渣铜损失应予以高度重视。渣铜损失的形态有两种：①机械夹杂在渣中的铜锍粒子;降低办法：延长熔炼过程放出的熔体澄清时间，降低炉渣的粘度和密度②化学溶解在渣中的铜(表3-12)3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化虽然在低硫势和高氧势的条件下，根据液态炉渣的离子理论，可以认为化学溶解在渣中的铜是以一价铜离子(Cu+)的形态存在。这种炉渣具有一定氧化亚铜的活度，其平衡反应为：

2Cu++O2-=Cu2O(液)Cu++½O2-=CuO0.5(液)

对于组成基本一定的炉渣，其中O2-的浓度或活度也就基本一定，于是Cu+的浓度便正比于渣中铜的浓度：铜含量的百分比＝A(αCu2O)½＝A×αCuO0.5这个关系已为许多实验证实。系数A被称为炉渣的铜率，与炉渣的组成有关。对于SiO2饱和的炉渣与液态铜或铜合金(不存在硫)平衡时，以前许多研究者在1200~1300℃情况下的研究结果是一致的，铜率的平均率A＝35±3。当炉渣与铜锍平衡时，渣中αCu2O为下列平衡式所约束：

FeO(液)+Cu2S(液)=FeS(液)+Cu2O(液)ΔGΘ＝128951-1.85T(J)

对SiO2饱和炉渣假定αFeO＝0.35，不同温度下的αCu2O为：在1473K：αCu2O=1.32×10-5αCu2S/αFeS

在1573K：αCu2O=2.57×10-5αCu2S/αFeS

取铜率A＝35，并根据图3-19与3-20查出αCu2S和αFeS，便求出渣中铜含量表示图3-21中(见教材P114)，图中也列出了某些研究者的实验数据。图3-21表明，铜锍品位愈高，渣含铜浓度愈高。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化图3-21硅饱和炉渣的渣含铜(见教材P114)(PSO2＝10-1~101kPa，各种曲线代表不同的研究结果)图3-21表明，铜锍品位愈高，渣含铜浓度愈高。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化图3-22硅饱和炉渣的硫含量(见教材P115)A~H代表不同研究条件A—Imrs等(0.01~0.1)×101kPaSO2B—Tavera等(0.1~1)×101kPaSO2C—Kaiura等(0.01~0.1)×101kPaSO21300℃D—Jalkanen(10-4~1)×101kPaSO2,1250℃E—Geveci等Cu饱和，1250℃F—Kaiuro等金属饱和1300℃G—Nagamari(1974),Fe饱和,1200℃H—Nagamari(1974)，工业炉渣铜熔炼炉渣中的硫含量的数据较少，图3-22所示的研究结果又有很大的差别，不过其总的趋势是渣中的硫含量是随锍品位的升高面降低。3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(10)常规法炼铜的原则在常规的造锍熔炼条件(图中的AB线假)下，即铜锍品位低于70%，αFe3O4和αCu2O较小时，终止熔炼过程的继续进行，分别放出铜锍和炉渣产品，就可以避免大量Fe3O4和Cu2O的产生所造成的问题。造锍熔炼得到铜锍，从炉内放出后转运到转炉吹炼，进一步强烈氧化其中的FeS，使铜锍品位逐步提高到70％以上达到白铜锍(含Cu80％)为止，这是吹炼的第一阶段。由于氧压提高很大，产出的铁硅酸盐炉渣一定含有大量的Fe3O4和Cu2O，这种炉渣应进一步用浮选法或电炉贫化法处理，或者反回造锍熔炼过程中(视熔炼方法而定)。得到的白铜锍再强氧化吹炼得泡铜，这是吹炼的第二阶段。所以，硫化铜精矿的常规熔炼法，沿着图3-14中ABCD的途径分三段进行，可以使Cu与Fe达到较好的分离，又不致造成Fe3O4和Cu2O所引起的困难。因此包括三个步骤的常规炼铜法是合理的。

常规的炼铜法可以避免由于Fe3O4和Cu2O而引起的熔炼问题，但吹炼生产过程是周期性的，故生产效率低，产出的烟气体积和其中的SO2含量波动较大，给环境带来污染。

3.2.2

造锍熔炼过程中的物理化学变化(11)连续炼铜的原则连续炼铜与常规的炼铜法比较，有一重要差别，连续炼铜产出金属铜，是在与大量炉渣共存的条件下进行的，即图3-14中C点的条件，渣含铜最少为7~8%。正如渣铜损失一节中所述的，铜锍品位高于70%时，渣含铜会显著增加，只有铜锍品位低于70%，渣含铜才再能降到0.5~1.0%的水平。这正是连续炼铜必须研究的重要问题。因此连续炼铜的直接回收率很低。如Noranda法连续炼铜产生的全部炉渣是在上述C点的条件下放出，直收率只有40~50%。要实现连续炼铜渣铜损失少有两种途径：

(1)在高氧势于与金属相接触的渣量不多的情况下进行。如三菱法连续炼铜是在三台独立的炉中进行，炉渣是在低氧势下的贫化电炉中排出，吹炼炉中只产出少量含铜高的炉渣再反回熔炼炉。

(2)在一台炉中进行时，炉中应分为不同的氧势区，铜锍—金属铜相与渣相逆流运动，铜—金属铜相流向高氧势区放出，而炉渣流向低氧势区放出。3.3重金属造统溶炼的生产实践3.3.1

闪速熔炼

闪速熔炼是芬兰的奥托昆普公司Harjavalta炼铜厂在1949年首先用来熔炼铜精矿的；1959年开始用于熔炼镍精矿；1962年又用来从黄铁矿精矿生产元素硫；在20世纪60~70年代得到了很大的发展，到1999年的不完全统计，全世界有27个国家已建成或将建闪速炉共56座，其中奥托昆普型炼铜炉41台，炼镍炉7台，处理黄铁矿炉一台；Inco型炼铜炉7台。炼铜厂采用闪速炉熔炼的生产能力约占粗铜生产能力的50%。在技术上有了很大的进展，热风温度已从400~500℃提高到800~1000℃；富氧鼓风已得到普遍推广，送风氧浓度已提高到80%左右，从而使炼出铜锍品位提高到60~70%；并已在个别工厂直接炼出粗铜，也有工厂采用闪速炉代替P-S转炉吹炼铜锍；有的工厂已经用粉煤代油作辅助燃料以降低生产成本。一致认为闪速炉是现在取代反射炉等传统炼铜法最完善的方法。3.3.1

闪速熔炼图3-23闪速熔炼工艺流程图(见教材P119)

1-配料仓2-热风炉3-回转窑4-鼠笼5-气流干燥管

6-干燥电收尘7-烟尘仓8-干矿仓9-埋链刮板10-闪速炉

11-闪速炉余热锅炉12-烟道13-闪速炉电收尘14-闪速炉排烟机15-贫化电炉16-转炉

17-转炉余热锅炉18-转炉电收尘19-转炉排烟机20-阳极炉21-圆盘浇注机22-吊车3.3.1

闪速熔炼直接粗铜闪速熔炼3.3.1

闪速熔炼图3-24贵溪冶炼厂闪速炉炉体结构1-炉顶2-塔壁3-塔中段4-塔下段5-沉淀池侧墙6-沉淀池底7-沉淀池拱顶

8-上升烟道连接部(1)奥托昆普(Outokumpu)闪速熔炼采用热风或富氧空气，将干精矿垂直喷入靠闪速炉一端的反应塔中进行氧化，熔体落于沉淀池中完成最终造渣与造锍反应，然后澄清分层分别放出，烟气从沉淀池的另一端的上升烟道排出。此种类型的炉子结构在许多工厂中已作了许多改进，但炉体的基本部分仍然差别不大。我国贵溪冶炼厂的炼铜闪速炉结构(图3-24)

，即为此类闪速熔炼方式。3.3.1

闪速熔炼◆

Outokumpu型闪速炉的主要尺寸，沉淀池部分长为20m，宽为7m，熔池至炉拱高为3m，反应塔的内径为6m，从沉淀池炉拱至反应塔顶部高6m。上升烟道的长度等于沉淀池的宽度，长3m，高为6m。这种炉子每天可处理1200t干料。日本佐贺关冶炼厂原建两台闪速炉产量为300kt/a，1996年只开一台炉，产量已达330kt/a，1998年又提高到450kt/a。◆采用富氧空气和450~1000℃的热风作为氧化气体；◆设计了下喷型的喷枪，装在靠闪速炉一端的反应塔的顶部，根据反应塔的内径长短，装设1~4根喷枪；◆

反应塔中的温度维持在1400℃；◆炉料在反应塔内只停留2~3s；◆精矿彻底干燥到含水小于1%(实际控制含水±0.3%)◆微小的液滴则被烟气带走，烟尘率为炉料重量的±10%；◆烟气中的SO2浓度提高到10%以上；◆熔炼的生产率提高到8~12t/m2·d。3.3.1

闪速熔炼表3-13Outokumpu闪速熔炼的热平衡(见教材P124)闪速炉中放热反应放出的热占整个热收入的42~50%，而反射炉熔炼放热反应产生的热只有13%，因此闪速炉熔炼补充的燃料燃烧产生的热量，只占整个热收入的22~43%，而反射炉要占80%。故Outokumpu闪速熔炼的燃料消耗只有反射炉熔炼的1/2~1/3。3.3.1

闪速熔炼

Outokumpu闪速炉反应塔中的氧势(PO2)较高，虽能炼出高品位铜锍，但不可避免要产生大量的Fe3O4及Cu2O、NiO进入渣中，故渣含金属较反射炉与电炉熔炼高。如炼铜厂渣含铜在1%以上，炼镍厂产出的炉渣含铜和镍可达2%。所以Outokumpu闪速熔炼所产出的炉渣必须进一步处理以回收其中的金属。日本玉野炼铜厂为节约能耗，于1973年在闪速炉的沉淀池中插入电极进行贫化炉渣，称这种炉子为自带电极闪速炉(FSFE炉)，见图3-26(见教材P125)。当产出铜锍品位低于60%时，渣含铜可降到0.6%以下。菲律宾1983年建立的Leyte炼铜厂就是采用这种炉型。图3-26玉野厂的闪速炉结构3.3.1

闪速熔炼图3-27Kalgoorlie炼镍厂的闪速炉结构(见教材P126)澳大利亚的Kalgoorlie炼镍厂在1975年也采用了玉野厂FSFE型炉，并作了进一步的改进，其结构示意图如图3-27(见教材P126)。我国金川炼镍厂采用的闪速炉亦属此种类型。3.3.1

闪速熔炼(2)

Inco闪速熔炼

用工业氧将干精矿和熔剂从熔池两端的喷枪喷在熔池上的空间进行氧化反应，烟气从靠近炉子中央的烟道排出。过程完全是自热进行。加拿大国际镍公司Inco工业氧气闪速炉的结构如图3-25所示(见教材P122)。Inco闪速熔炼1952年首先在加拿大CopperCliff厂投产以后，直到1970年前苏联AΓMK炼铜厂才投产第二台炉子。1980年在美国又建了两台炉。Inco闪速熔炼的主要特点是采用工业氧(95~97%)图3-25加拿大国际镍公司Inco工业氧气闪速炉炉型(见教材P122)

3.3.1

闪速熔炼Inco闪速熔炼的主要特点是采用工业氧(95~97%)；产出铜硫、炉渣和SO2浓度很高(80%)的烟气。每天熔炼1100~1200t精矿，耗工业氧为精矿重的20~22%，产出800t铜锍，320t炉渣，每分钟产出110m3含80%SO2的烟气。在熔炼空间主要发生MS的氧化反应，在熔池则是炉渣与铜锍之间平衡反应，如图3-28所示(见教材P127)。图3-28Inco闪速熔炼铜精矿的反应区域(见教材P127)3.3.1

闪速熔炼图3-29因科闪速熔炼工艺流程(见教材P127)

3.3.1

闪速熔炼表3-14Inco闪速熔炼的生产数据(见教材P128)

◆

Inco炉采用工业氧，烟气量少，而SO2浓度很高，冷却净化设备负荷轻，可节省投资；但烟气中SO3浓度很高，腐蚀大，因此烟气净化设备均采用不锈钢，增大了投资费用。◆

Inco闪速熔炼产出铜锍品位较低，也不能像Outokumpu炉通过调节送风中的氧浓度，生产任意品位的铜锍。精矿含硫变化大的也不宜Inco炉处理；当精矿含硫<20%时，由于受热平衡的影响需要补加燃料。◆

熔炼一吨炉料总的净能耗，Outokumpu闪速熔炼为3.97GJ，而Inco闪速熔炼为4.51GJ。基于上述种种原因，Inco闪速熔炼没有得到很大的发展。

3.3.2

熔池熔炼(1)反射炉熔炼及其改进

1879年第一台反射炉投入工业生产，成功地取代了鼓风炉熔炼。目前世界上仍有多台反射炉在进行造锍熔炼。造锍熔炼反射炉示意图如图3-30所示图3-30反射炉熔炼示意图(见教材P129)3.3.2

熔池熔炼◆反射炉熔炼的生产过程是连续进行的，固体炉料间断施加在料坡上；◆正常情况下维持炉内0.6~0.8m深的铜锍层和0.5m深的炉渣层；◆反射炉熔炼可以采用重油、天然气或粉煤做燃料，约占热收入的80%，而精矿本身大量未被氧化的FeS最终进入铜锍。◆离炉烟气温度为1250~1300℃，燃料燃烧的热效率低，只有38%左右。所以反射炉熔炼的能耗高，熔炼一吨铜精矿需要(50~63)×105kJ的热能。◆燃料消耗大，粉煤消耗占精矿重的14~20%，单位时间内产生的烟气量大；◆烟气中的O2浓度低只维持微氧化气氛，且不能很好地与料中的MS接触进行氧化反应，所以脱硫率是很低，只有20~30%。◆所产烟气中的SO2浓度是很低的，只有1~2%，是造成环境污染的主要根源。◆气相与固液两相的相互作用是很少的，传热与传质条件很差，熔炼过程的速度很慢。因此生产率很低，床能率一般为3~4.5t/(m2·d)。由于反射炉热效率低，能耗大，烟气中SO2浓度低、造成对环境的污染，迫使冶金工作者自20世纪50年代以来，对反射炉熔炼工艺作许多改进。如改生精矿熔炼为自热流态化焙烧——焙砂熔炼工艺，使燃料消耗减少1/3左右，硫的回收率可从50%提高到90%。采用热风与富氧空气燃烧以强化燃烧过程等。3.3.2

熔池熔炼曾研究指出，60%以上-0.045mm的精矿，用氧气-精矿喷嘴喷撒出来，在精矿下落的1.8m处可以完全氧化。若反射炉熔池面上至炉顶高约1.8m，便可以满足精矿喷出后完全氧化的要求。为了强化反射炉内的气-固反应，在反射炉顶装设精矿喷嘴，将闪速炉反应塔的气-固反应加在反射炉熔池上面的空间进行。在原反射炉顶的前端装有三个氧气-精矿(含溶剂)喷枪，采用高氧/料比以产出高品位铜锍，铜锍放出口从原来的尾端改设在前端。靠近尾端装设一个氧气—含铜黄铁矿精矿和粉煤的喷枪，以便渣经此低氧势区贫化后，再由此端放出，产生的贫铜锍与渣逆流，改装后的炉子如图3-3l所示(见教材P131)。1982年Morenci炼铜厂在三号反射炉上安装了氧气喷撒熔炼烧嘴，于1983年正式连续运转。所以氧气喷撒熔炼又叫Morenci法，亦称OSS法(OxygenSprinkleSmelting)。总能耗为15×105kJ，约比反射炉熔炼减少70%。床能由2.77t/(m2·d)提高到7.7t/(m2·d)。该厂在改造后运行了一年，由于效果不理想，劳动条件恶劣而关闭。3.3.2

熔池熔炼(2)白银法炼铜反射炉熔炼的熔池主要起渣与铜锍的澄清分离作用，基本上不发生金属硫化物的氧化反应，致使铜锍品位低，能量得不到发挥。白银有色金属公司选冶厂:◆

1972年开始研究向熔池鼓风的强化气-液反应的新炼铜法试验;◆1979年正式命名为白银炼铜法，熔池面积为100m2；◆

1980年，设计年产粗铜3万吨的白银炼铜法熔池熔炼炉正式投入工业生产，当时的炉型为单室炉型；◆

1985年进行双室炉型的工业试验，并于1987年进行了富氧浓度为31~32%的熔炼试验。◆

1990年100m2的单窒由银炉被改造为双室炉型，同时进行了富氧(47%O2浓度)自热熔炼工业试验。得到技术经济指标如下：使白银炉熔炼床能率达到33t/(m2·d)，炉子出口烟气中SO2浓度达到17%，粗铜综合能耗为0.657t标煤/t铜，铜熔炼回收率达到了97.82%。试验的主要技术经济指标达到了国内外比较先进的水平。白银炼铜法的冶练过程是在一台矩形的熔池熔炼炉中进行的。开始采用单室熔池熔炼炉的结构如图3-32所示(见教材P133)。3.3.2

熔池熔炼图3-32白银炼铜法的熔池熔炼炉(见教材P133)1-放渣孔2-放铜锍孔3-隔墙4-风口5-垂直烟道6-加料口

7-炉顶粉煤烧嘴8-端墙粉煤烧嘴熔炼区的炉膛温度为1150~1200℃，熔体温度1100℃；燃料燃烧放出的热使此区的温度维持在1300~1350℃，使渣温升至1200~1250℃，铜锍温度升至1100~1150℃。

这种单室熔炼炉存在的问题：◆熔炼区与澄清区的空间是相通的，澄清区的大量燃烧气体会冲击熔炼区的气流，使熔炼区气流发生紊乱，影响熔炼区的燃料燃烧不充分，使熔炼区的温度偏低，达不到加热熔体所需的温度。◆同时熔炼区产生的高SO2浓度的烟气，被澄清区的含SO2浓度很低燃烧废气所冲淡。3.3.2

熔池熔炼图3-33双室式白银炉结构示意图(见教材P134)1-燃绕孔2-沉淀区直升烟道3-中部燃烧孔4-加料孔5-熔炼区直升烟道6-隔墙7-风口8-渣线水套9-风口水套10-渣口1l-铜锍口12-内虹吸池13-转炉渣返入口白银炼铜法属于侧吹熔池熔炼范畴，其工艺特点如下：◆熔炼效率高；◆能耗较低,O2达到50%可自热;◆设置隔墙,熔炼区与沉降区；◆炉渣中Fe3O4低，一般为2~5%;◆烟尘率较低,仅为3%左右;◆对原料的制备要求简单,入炉水分为6~8%;◆转炉渣可返白银炉贫化处理;◆铜锍品位可容易地通过风矿比在较大的范围内进行调整;◆对原料的适应性强;◆可使用粉煤、重油、天然气等多种燃料;

◆硫60~70%进入气相，烟气SO210~20%，成分和数量比较稳定，硫的总利用率可达93%

3.3.2

熔池熔炼

白银炼铜法经过了炉子结构的改进与工艺的不断完善，已经取得了较大的成就，与原反射炉熔炼的比较显示了许多优点，比较的具体结果列于表3-16(见教材P136)。表3-16白银炼铜法三个熔炼阶段与原反射炉熔炼的指标比较熔炼能力得到很大的提高，而标准燃料率计的能耗却下降了，产出的铜锍品位提高了一倍以上；烟气中的SO2浓度高了许多，有利于硫的回收与改善环境。

3.3.2

熔池熔炼(3)瓦纽柯夫熔池熔炼法苏联对铜精矿熔池熔炼的研究是从1956年开始的;1968年在诺里尔斯克炼铜厂建了一台20m2的工业炉，于1977年投入工业试验;1985年在巴尔喀什建成了第一台床面积为25m2的熔池熔炼炉，后扩大为38m2;1987年在巴尔喀什、诺里尔斯克和乌拉尔炼铜厂分别建成了48m2的熔池熔炼炉。现独联体有三家炼铜厂共有六台熔池熔炼炉在生产。瓦纽柯夫熔炼的吹炼过程，类似我国白银法侧吹熔池熔炼，但其熔池较深(2.5m)，采用高浓度氧(60~90%)，吹炼熔池上部熔有料矿并混有铜锍小滴的乳渣层。在鼓泡乳化熔炼过程中有效地抑制Fe3O4的生成，加速了相凝聚与分离，强化了传质与传热过程。瓦纽柯夫炉的结构如图3-35所示(见教材P138)。

3.3.2

熔池熔炼因3-35瓦纽柯夫炉子结构图(见教材P138)1-炉顶2-加料装置

3-隔墙

4-上升烟道5-水套6-风口

7-带溢流口的渣虹吸8-渣虹吸临界放出口9-熔体快速放出口10-水冷区底部端墙12-带溢流口的铜锍虹吸11-炉缸13-铜锍虹吸临界放出口14-余热锅炉15-二次燃烧室16-二次燃烧风口3.3.2

熔池熔炼图3-36瓦纽柯夫炉的双室隔墙(见教材P139)◆两侧墙风口的对面距离2.0~2.5m；◆炉子长度因生产能力而变,为10~20m；◆炉底距炉顶的高度很高，为5.0~6.5m；◆熔体上面空间高度3~4m，利于减少带出的烟尘量。◆风口中心距炉底1.6~2.5m；◆风口上方渣层厚400~900mm；◆渣层厚度和铜锍层厚度由出渣口和出铜口高度来控制，一般为1.80m和0.8m；◆为防止粉状炉料被带入烟道，加料口通常远离烟道口；◆加入的炉料只需3~5s便完全熔化，随后即被氧化；◆熔炼区的温度维持1300℃。3.3.2

熔池熔炼瓦纽柯夫法与其他熔池熔炼方法比较，具有如下特点：◆

备料简单，对炉料适应性强。可以同时处理任意比例的块料与粉料，如150mm的大块和含水达6~8%湿料、转炉渣以及Cu-Ni、Cu-Zn精矿，含铜的黄铁矿等各种含铜物料均可入炉处理。◆

由于处理湿料与块料，烟尘率低，仅为0.8%。◆

鼓泡乳化强化了熔炼过程，床能率60~80t/m2·d;硫化物在渣层氧化，放出的热能得到充分利用。◆

大型瓦纽柯夫炉的炉膛中隔墙，将炉膛空间分隔为熔炼区与渣贫化区，熔炼产物铜锍与炉渣逆流从炉子两端放出，炉渣在同一台炉中得到贫化，渣含铜可降至0.4~0.7%，达到弃渣的要求，无需设置炉外贫化工序。◆炉子负压操作，生产环境较好，作业简单，由于富氧浓度达60~70%，烟气SO2浓度达25~35%。3.3.2

熔池熔炼表3-17瓦纽柯夫法生产厂家主要技术指标3.3.2

熔池熔炼(4)诺兰达(Noranda)法熔炼世界上第一台连续熔炼与吹炼炉，日处理726t铜精矿直接炼成粗铜的诺兰达炉，是1973年在加拿大诺兰达矿业公司的Horne炼铜厂投入工业生产的。但是直到目前为止全世界仍只有四台诺兰达炉在运转，并且都是生产高品位(70~75%)铜锍，而不是粗铜。我国大冶有色金属公司冶炼厂，于1997年引进消化诺兰达熔炼工艺，建成年生产能力100kt粗铜的诺兰达熔炼生产工艺，经过一段时间的试运行，获得了圆满的成功。

Noranda熔炼炉是一台水平式圆筒形炉，类似于一般的卧式转炉，见图3-38(见教材P142)。沿炉身长度可分为熔炼区(风口区)和沉淀区。熔炼区的一侧装有浸没封口。现在三家冶炼厂的诺兰达炉具体尺寸见表3-18(见教材P142)。3.3.2

熔池熔炼图3-38Noranda炉示意图(见教材P142)3.3.2

熔池熔炼表3-18诺兰达反应炉有关尺寸和工艺参数(见教材P142)3.3.2

熔池熔炼图3-39大冶冶炼厂诺兰达熔炼工艺流程(见教材P143)3.3.2

熔池熔炼◆熔炼过程中熔池温度维持1200℃左右；◆除氧化反应放出的热外，不足的热由设在加料端的烧嘴燃烧粉煤来补充；◆产出的烟气含SO2为8~15%；◆

Noranda熔炼过程可造高Fe/SiO2炉渣，其比值为1.5~1.9，相当于渣含SiO2为22~25%。采用这种低SiO2炉渣，是为了减少渣量，有利于下一步炉渣处理时的破碎；◆虽然渣含Fe3O4达25~30%，但由于熔体的强烈搅动，亦能进行顺利操作；◆炼粗铜时渣含铜为10~12%，多数(约2/3)为金属铜粒。这种炉渣细磨到90%通过0.04mm筛，可保证在浮选过程中得到含铜低(0.5%)的尾矿。◆由于渣含铜高，铜的熔炼直接回收率只有50~60%，大量的浮选渣精矿在熔炼过程循环。所以Horne炼铜厂于1975年改为利用Noranda炉生产高品位铜锍。美国Utah厂于1978年改建中，也将反射炉改为Noranda炉炼高品位铜锍。Horne与Utah两厂的生产数据列于表3-19(见教材P144)。Utah厂熔炼生产高品位铜锍时，铜的熔炼回收率约为80%，入渣精矿的铜约为原料铜量的20%。3.3.2

熔池熔炼(5)特尼恩特炼铜法特尼恩特(Teniente)炼铜法是1977年在乔利Caletone炼铜厂投入工业生产，随后在20世纪80年代在智利得到推广，于90年代推广到其他国家，目前全世界共有11台炉子在生产。原先采用的特尼恩特炼铜法工艺包括三个火法冶金过程：(1)反射炉熔炼铜精矿是采用顶插燃料—O2烧嘴；(2)采用TenienteModifiedConverters转炉(简称TMC转炉或称改良转炉，见图3-40)(见教材P145)，同时吹炼反射炉产出的铜锍和自热熔炼铜精矿。可以采用空气或富氧空气吹炼，产出高品位铜锍或白铜锍。(3)在一般转炉中吹炼白铜锍产出粗铜。3.3.2

熔池熔炼图3-40特尼恩特炉结构示意图(见教材P145)3.3.2

熔池熔炼近年来它经过不断地改进与完善，已取消了反射炉熔炼部分，一种全新的自热熔炼工艺如图3-41所示(见教材P146)。图3-41智利Caletones冶炼厂特尼恩特熔炼工艺流程1-特尼恩特炉2-白铜锍吹炼转炉3-炉渣贫化炉

4-流态化焙烧炉5-硫酸厂6-烟囱7-堆渣场8一氧气站◆用一台P-S转炉型炉子代替原来的反射炉贫化炉渣；◆经流态化干燥后精矿含水0.2%；◆通过侧吹喷嘴用富氧34%O2空气喷入熔池，强化熔炼过程。◆熔炼产出的铜锍品位很高，俗称白铜锍(75~78%)。◆铜锍用P-S转炉吹炼成粗铜99.4%Cu◆炉渣在贫化炉中通过喷嘴喷入粉煤吹炼将炉渣中Fe3O4含量从16~18%降到3~4%，产出高品位铜锍(72~75%Cu)和含铜低于0.85%的弃渣。智利的Caletone炼铜厂现在拥有两台流态化干燥炉、两台φ5.5m×22mTMC改良转炉，4台P-S转炉、5台贫化转炉和3个制氧站(1200t/d)，使精矿处理能力达到1600kt/a，年产铜量480kt，硫回收率达到92%。3.3.2

熔池熔炼(6)氧气顶吹熔池熔炼以上叙述的白银法、诺兰达法、瓦纽柯夫法和特尼恩特法炼铜，均属于侧吹熔池熔炼方式，下面将介绍顶吹熔池熔炼的几种方法，包括三菱法(含北镍法)、澳斯麦特与艾萨熔炼法、卡尔多炉法等。①

三菱法连续炼铜自1974年日本直岛炼铜厂的三菱法炼铜投入工业生产以来，相继被加拿大、韩国、印度尼西亚和澳大利亚的炼铜厂采用。三菱法连续炼铜包括一台熔炼炉(S炉)、一台贫化电炉(CL炉)和一台吹炼炉(C炉)，这三台炉子用溜槽连接在一起连续生产，铜精矿要连续经过这三台炉子才能炼出粗铜。其设备连接图如图3-42所示(见教材P148)。3.3.2

熔池熔炼图3-42三菱法法工艺设备连接流程图(见教材P148)3.3.2

熔池熔炼①熔炼炉(S炉)：熔炼炉为圆形，尺寸φ8.25×3.3(m)，熔池深1.1m，用铬-镁砖和熔铸镁砖砌筑，炉顶垂直安装6~7根喷枪。干精矿以每小时25~27t的速度供给喷枪。混合炉料用空气输送入喷枪的内管，富氧空气通入喷枪的外管。在喷枪的下部两者混合，然后高速(出口速度140~150m/s)喷入熔池。供氧量按产出品位为65%的铜锍来控制。虽然未将喷枪浸没熔池，但熔炼反应是迅速进行的，氧利用率也很高。近来已将一些粉煤混入料中一起喷入熔池燃烧，可减少重油消耗。②炉渣贫化电炉(CL炉)

：贫化电炉为椭圆形，短径4.2m，配置三根石墨电极，变压器容量1200kVA。约经1h澄清分层后，流出的废渣含铜0.5~0.6%。③吹炼炉(C炉)：内径为6.65m，高2.9m，熔池深0.75m。除了尺寸与放出孔的配置外，吹炼炉的许多特点类似于熔炼炉(S炉)通过顶插喷枪喷入空气，使铜锍中的铁与硫全部氧化外，也使一部分铜被氧化。通过喷枪加入少量石灰石，以形成Cu2O-CaO-Fe3O4三元系吹炼渣。吹炼渣中CaO的含量为15%，铜的含量为15~20％，在这种条件下，粗铜中的硫含量为0.1~0.5%，远低于饱和含量。整个过程给料的计量是借助于计算机系统控制的。每小时取熔体产品一次并自动分析，将分析结果返回控制系统，从而调整给料速度。熔炼炉与吹炼炉排出的烟气，进酸厂前混合烟气的SO2浓度为10~11%。3.3.2

熔池熔炼表3-21三菱法炼铜的典型生产数据(见教材P149)3.3.2

熔池熔炼三菱法炼铜的主要特点：

◆将精矿和熔剂用顶插喷枪喷入熔炼炉，加速熔炼，产出的烟尘少(2%);

◆

产出高品位铜锍(65%Cu)，铜锍与炉渣经CL炉贫化分层后，渣中铜损失只有0.5~0.6%；

◆

实现连续吹炼，并采用Cu2O-CaO-Fe3O4系吹炼渣。经过多年生产实践，对原有工艺进行了以下改进：

◆

将粉煤混入精矿喷入熔炼炉，代替了中有来补偿燃料消耗；

◆

富氧鼓风氧气含量从开始时的32%提高到了42-45%；

◆

铜锍品位提高到了63%；

◆

由于采用了水套，炉子使用寿命延长。三菱法炼铜是唯一在工业上应用的连续炼铜法，与一般炼铜比较具有的优点：

◆

基建费用下降30%，阳极的加工费用要低20~30%；

◆

可以回收原料中98-99%的硫，回收的费用只需一般炼铜法的1/5~1/3;

◆

能耗比一般炼铜法节约20-40%；

◆

操作人员可减少35-40%。3.3.2

熔池熔炼②

澳斯麦特与艾萨法熔炼

澳斯麦特与艾萨法的熔炼技术被广泛应用于各种提取冶金中，可以熔炼精矿产出铜锍，直接熔炼硫代精矿生产粗铅，熔炼锡精矿生产锡，也可以处理冶炼厂的各种渣料及再生物料等。我国中山有色金属公司侯马冶炼厂已引进该技术熔炼铜精矿。本法采用的熔炼炉多为圆筒形，炉子的整体结构如图3-43所示(见教材P153)

。3.3.2

熔池熔炼侯马冶炼炉子尺寸：炉子外径D5240mm炉子内径d4400mm圆柱体高度H9000mm炉子总高度11965mm熔池面高度h1200mm高径比(H/D)2.28喷枪直径250mm熔体排放形式连续加料量27t/h3.3.2

熔池熔炼技术参数◆含水少于7%的精矿经制粒或混捏后，通过炉顶呈自由落体加入熔池面上。◆富氧空气通入熔渣面下200~300mm的浸没喷枪以出口压力为50~250kPa喷入熔体中。熔体受到喷吹气流的剧烈搅动与旋转，落在熔池上面的炉料便被这钟卷起的熔体所吞没而熔融，在熔体中发生系列的液-固、气-固、气-液的强化熔炼反应，加速了造锍熔炼过程。◆熔炼铜精矿时，床能力最高已达到238t/(m2·d)，一般可达190t/(m2·d)，这是目前炼铜方法中床能力最高的一种。◆炉子的供热亦通过喷枪喷入燃料(煤、油或天然气)在喷枪头部燃烧来达到，所以澳斯麦特/艾萨法熔炼法使用的浸没式喷枪(称为Siro喷枪)结构较为复杂，而技术是高水平的。3.3.2

熔池熔炼我国侯马冶炼厂采用澳斯麦特法进行造锍熔炼与铜锍的吹炼，其工艺流程如图3-44所示(见教材P154)。熔炼炉使用的是四层套管喷枪，用粉煤坐燃料。富氧浓度为40%，烟气中SO2浓度为9~10%。熔炼炉产出的熔体流入沉降炉进行炉渣与铜锍的分离。从沉降炉产出的炉渣含铜已降至0.6%，经水淬后弃去。铜锍从沉降炉间断地流进吹炼炉或经水碎后再以固态加入吹炼炉，经吹炼产出粗铜。图3-44侯马冶炼厂澳期麦转工艺流程(见教材P154)3.3.2

熔池熔炼几个澳斯麦特/艾萨法炼铜厂的主要技术经济指标见表3-25，工艺的优点如下：◆

熔炼速度快，生产率离。床能为最高已达到238t/(m2·d)，一般达到190.8t/(m2·d)，是目前炼铜方法中床能力最高的一种。这种炉子在提高富氧浓度时，生产能力成倍增加。年产1×104t铜的工厂与年产20×104t铜的工厂在炉子直径和高度上变化不大，只是富氧浓度不同。◆建设投资少，生产费用低。由于处理能力大，炉子结构简单，因此建设速度快，投资少。建设一座澳斯麦特—艾萨炉的投资一般只有相同规模闪速熔炼炉的60~70%。◆原料的适应性强。澳斯麦特—艾萨工艺对处理的原料有较强的适应性，不仅能处理“纯净”精矿，也能处理“垃圾”精矿，甚至能处理其他方法都不处理的矿。◆与已有设备的配套灵活、方便。澳斯麦特占地面积较小，可与其他熔炼设备配套使用。尤其是对于反射炉和电炉的搭配灵活、方便，特别适合老厂旧工艺的更新改造。◆操作简便，自动化程度高。澳斯麦特的操作与控制较为简单，1台炉子每班仅需4~6名操作人员，生产用计算机在线控制。◆燃料适用范围广。喷枪可以使用粉煤、焦粉、油和天然气，燃烧调节比大。◆良好的劳动卫生条件。除喷枪口和上料口外，澳斯麦特—艾萨炉为全密闭式生产，烟气逸散少。澳斯麦特/艾萨法的不足点为：◆炉寿命较短，最长只达到18个月，短的只有几个月。◆喷枪保温要用柴油或天然气，价格较贵。3.3.3

其他造硫熔炼方法(1)电炉熔炼反射炉熔炼的缺点之一是烟气量大，致使SO2浓度低难以利用；离炉烟气的温度高导致燃料的热效率低。电炉熔炼是用电加热，同样完成造锍熔炼的生产过程，可以克服反射炉熔炼的这些缺点。造锍熔炼用的电炉结构如下。图3-45炼镍矿热电炉图(见教材P156)

保持锍层0.6~0.8m炉渣层1.0~1.4m3.3.3

其他造硫熔炼方法(2)鼓风炉造锍熔炼鼓风炉造锍熔炼已被闪速炉及其他先进方法所取代，仍有一些工厂用于处理铜精矿产出铜锍，处理氧化镍矿还原硫化熔炼得镍锍，或处理烧结后硫化矿得镍锍。铜精矿密闭鼓风炉熔炼是半自热熔炼的一种类型。炉气中含有较多的游离氧，属氧化性气氛。熔炼过程所需的热量由焦炭燃烧和过程本身的放热反应所供给。图3-46为密闭鼓风炉熔炼的示意图。图3-46密闭鼓风炉熔炼示意图(见教材P158)3.4

锍的吹炼3.4.1

锍吹炼目的重金属造锍熔炼可能产出铜锍、镍锍和铜镍锍等主要半产品，其一般成分列于表3-28(见教材P160)

，处理这种半产品的主要方法是吹炼。表3-28铜锍、镍锍和铜镍锍的化学成分(w/%)(见教材P160)

主要目的：除去产品中的Fe、S及其他杂质，产出液态金属粗铜(98.5~99.5%Cu)。设备：在卧式转炉中进好的，将造锍熔炼产出的熔锍(1100℃左右)倒入，通入压缩空气进行氧化反应，反应放出的热量足以维持1200℃的高温自热熔炼。大量铁优先氧化，加入石英熔剂造渣，产出含铜高的转炉渣，故此渣必须进一步处理回收其中的铜。在整个吹炼过程中产出的烟气含SO2浓度为5~15%，可以送去生产硫酸。铜的吹炼过程：是周期地分阶段进行作业。倒入锍、吹炼、倒出吹炼产物，这三个操件过程的循环，造成大量热能损失；产出的烟气量与烟气成分波动很大，造成制酸设备的工作条件不稳定，使硫的回收率不高。这是造锍熔炼目前应改进的主要问题。3.4

锍的吹炼3.4.2

锍的吹炼反应铜锍、镍锍和铜镍锍中的主要组分是Cu2S、Ni3S2和FeS，而FeS是这种锍产品中都有的。这三种硫化物在吹炼的氧化气氛中的氧化趋势及先后顺序，已在造锍熔炼过程中叙述过，用铜、镍、铁的氧化物和硫化物的标准生成自由焓与温度的关系(图3-48)也可以清楚地说明这些问题(见教材P161)。在典型吹炼的温度1250~1350℃下吹炼Cu-Ni-Fe锍时，从图可看出下列规律：◆

Fe、Cu、Ni硫化物的热力学稳定性较接近。◆

在氧化气氛中，这几种金属的氧化物都较其硫化物更为稳定。◆

铁的氧化物最稳定。图3-48标准生成自由焓温度图

3.4

锍的吹炼(1)造渣期随着吹炼过程的进行，锍中的FeS迅速氧化产生FeO，并进一步氧化为Fe3O4，FeO与Fe3O4的熔点分别为1455℃和1599℃，在吹炼温度(1200℃)下便会形成固态的铁氧化物，影响过程的正常进行。因此在大量铁氧化的吹炼初期，应加入石英熔剂，以便造低熔点(1150℃±)的铁硅酸盐转炉渣。要使铁完全氧化造渣，必须进一步提高吹炼过程的氧势，这样就不可避免有一些铁被氧化为Fe3O4，有少量的Cu和Ni也会氧化为Cu2O和NiO进入渣中，所以产出的转炉渣一定含铜、镍高，这种转炉渣必须处理回收铜与镍。表3-29转炉渣的成分/%(见教材P162)

当铁氧化完以后，可进一步提高炉内的氧势，会使Ni3S2和Cu2S进一步氧化得到NiO与Cu2O，所以在铁接近快氧化完以后，应将形成的转炉渣从炉内倒出，以免大量的Cu2O与NiO进入渣中。这是锍的吹炼过程分段操件的主要原因。从锍倒入转炉吹炼到倒出转炉渣阶段称为吹炼过程的造渣期。3.4

锍的吹炼(2)造铜期将转炉渣倒出后，转炉内剩下的是白铜锍(Cu2S)、高镍锍(Ni3S2)或是高铜镍锍(Ni3S2+Cu2S)，其成分列于表3-30(见教材P162)。表3-30铜锍、高镍锍和高铜镍锍的成分/％(见教材P162)

主要反应有：CuS+1.5O2＝Cu2O+SO2

ΔG1473Θ＝-22800kJ/kg.molCu2S+2Cu2O＝6C