铜熔炼渣综合回收铜铅锌基础研究.pdf

2 0 2 1 年第2 期有色金属 冶炼部分 h t t p f ／y s y I ．b g r i m m ．c n 2 7 d o i l O ．3 9 6 9 ，j ．i s s n ．1 0 0 7 7 5 4 5 ．2 0 2 1 ．0 2 ．0 0 4 铜熔炼渣综合回收铜铅锌基础研究 郭亚光，李东波，梁帅表，马登，王云 中国恩菲工程技术有限公司，北京1 0 0 0 3 8 摘要采用化学分析、X 射线衍射、扫描电镜微观分析三种方法分析铜熔炼渣的基础物化性质；利用热 力学计算软件对铜熔炼渣中所需回收金属化合物进行理论计算，使用l o ok w 感应炉及碳化硅石墨坩 埚进行1 0k g 级铜熔炼渣综合回收有价金属试验。结果表明，铜熔炼渣中有9 1 ．0 6 ％的C u 以硫化物 状态存在，在无烟煤配比1 0 ％、黄铁矿配比1 0 ％条件下，保温1 2 0m i n ，获得尾渣中C u 、P b 、Z n 含量分 别为o ．2 8 ％、o ．0 1 3 ％、0 ．0 0 62 ％；为搭配处理炼铜烟尘和更经济的综合回收，无烟煤配比3 ％、黄铁 矿配比3 ％，搭配处理6 ％炼铜烟尘，保温7 0m i n ，实现尾渣中C u 、P b 、Z n 含量分别为0 ．3 9 ％、 0 ．0 4 9 ％、0 ．0 2 8 ％。 关t 词铜熔炼渣；综合回收；无害尾渣 中图分类号X 7 5 8 ；T F 8 1 1文献标志码A文章编号1 0 0 7 7 5 4 5 2 0 2 1 0 2 一0 0 2 7 0 8 B a s i cR e s e a r c ho nC o m p r e h e n s i V eR e c o V e r yo fC o p p e r ， L e a da n dZ i n cf r o mC o p p e rS m e l t i n gS l a g G U o Y a g u a n g ，L ID o n g ．b o ，L I A N GS h u a i - b i a o ，M AD e n g ，W A N GY u n C h i n aE N F lE n g i n e e r i n gC o r p o r a t i o n ，B e 巧i n g1 0 0 0 3 8 ．C h i n a A b s t 髓c t T h r e em e t h o d so fc h e r I l i c a la n a l y s i s ，x - r a yd i f f r a c t i o na n ds c a n n i n ge l e c t r o nr n i c r o s c o p i cr n j c r o a m l y s i s w e r eu t i l i z e dt o a n a l y z e b a s i c p h y s i c o c h e m i c a lp r o p e r t i e s o f c o p p e rs m e l t i n gs l a g ．T h e r m o d y n a m i c c o m p u t i n gs o f t w a r ew a su s e df o rt h e o r e t i c a lc a l c u l a t i o no fm e t a lc o m p o u n d st ob er e c o v e r e df r o mc o p p e r s m e l t i n gs l a g ．10 0k Wi n d u c t i o nf u r n a c ea n dc o r u n d u I n l i n e dg r a p h i t ec r u c i b l e so fs i l i c o nc a r b i d ew e r eu s e d t oc a r r yo u t10k g g r a d ee x p e r i m e n to nc o m p r e h e n s i v er e c o v e r yo fv a l u a b l em e t a l sf r o mc o p p e rs m e l t i n g s l a g ．T h er e s u l t ss h o wt h a t91 ．0 6 ％o fC ui ns I a ge x i s t si nf o r mo fs u l f i d e s ．W i t h1 0 ％o fa n t h r a c i t ea n d 1 0 ％o fp y r i t eb l e n d e di nf e e d s ，t a i l i n g sw i t hC u ，Z na n dP bc o n t e n to f0 ．2 8 ％，O ．0 0 62 ％a n d0 ．0 1 3 ％ r e s p e c t i v e l y a r eo b t a i n e da f t e rh o l d i n gf o r12 0m i n ．T oa c h i e v eam o r ec o s t e f f e c t i V ec o m p r e h e n s i v e r e c o v e r y ，6 ％o fc o p p e rs m e l t i n gd u s ti sm i x e di nf e e d sa l o n gw i t ha na n t h r a c i t eb l e n dr a t i oo f3 ％a n d p y r i t eb l e n dr a t i oo f3 ％，t a i l i n g sw i t hC u ，Z na n dP bc o n t e n tr e s p e c t i v e l yo f0 ．3 9 ％，0 ．0 2 8 ％a n d0 ．0 4 9 ％ a r eo b t a i n e da f t e rh o l d i n gf o r7 0m i n ． K e yw o r d s c o p p e rs m e l t i n gs l a g ；c o m p r e h e n s i v er e c o v e r y ；h a r m l e s st a i l i n g s 2 0 1 6 年精炼铜产量达到8 0 0 万t ，超过9 5 ％铜 由火法冶炼生产，每生产1t 铜平均产出2 ～3t 熔 炼渣2 1 。铜熔炼过程产出 有价金属的熔炼渣。随铜 大量含有C u 、P b 、Z n 等 熔炼渣产出工艺不同， 收稿日期2 0 2 0 1 0 1 2 基金项目国家重点研发计划项目 2 0 1 8 Y F C l 9 0 3 3 0 4 ；中国博士后科学基金资助项目 2 0 2 0 M 6 7 0 5 9 0 作者简介郭亚光 1 9 8 9 一 ，男，河北石家庄人，博士，高级工程师 万方数据 2 8 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 2 1 年第2 期 渣中C u 含量一般在1 ％～5 ％，具备较高的利用价 值口“j 。目前，工业生产应用较多的铜熔炼渣利 用方式主要是渣选矿和火法贫化，其中广泛应用 的是渣选矿工艺口’8 ] 。但渣选矿工艺存在流程 长、占地面积大、投资大、无法回收铅锌等金属、 渣选尾矿堆存污染隐患等问题；火法贫化由于操 作条件的限制，存在尾渣含铜高、无法回收铅锌 等问题。 作者对采用C R c o m p r e h e n s i v er e c o v e r y综 合回收 炉处理铜熔炼渣，综合回收渣中C u 、P b 、Z n 进行了探索。该工艺是将液态铜熔炼渣经溜槽或 渣包转运进入C R 炉，搭配处理富铅烟尘，通过控 制操作参数，向熔池中加入碳质还原剂和黄铁矿 等添加剂，产出铜锍、富铅锌烟尘及铜含量低的无 害尾渣。此工艺处理铜熔炼渣实现流程短、占地 面积小、投资降低，且能综合回收铜、锌、铅等有价 金属、充分利用液态渣余热、避免烟尘返回熔炼系 统造成粗铜中铅含量高、消除渣选尾矿堆存污染 隐患。 本文以国内某铜冶炼厂采用底吹熔炼工艺产 出的铜熔炼渣、烟尘为原料，对C R 炉处理铜熔炼 渣进行试验，采用1 0 0k w 感应炉开展试验工作， 探究C R 炉工艺处理铜熔炼渣合适、经济的工艺 参数。 1 试验原料及流程 1 ．1 试验原料 试验所用铜熔炼渣、烟尘、黄铁矿均取样于国内 某铜冶炼厂。铜熔炼渣成分 ％ C u4 ．2 5 、T F e4 4 ．5 7 、 F e O3 1 ．9 9 、P b0 ．4 1 、Z n2 ．4 4 、S1 ．4 6 、C a 3 ．2 9 、 S i O 。2 3 ．8 2 、M g O1 ．4 2 、A l O 。2 ．2 9 。铜熔炼渣中的 铜物相分析结果 ％ 铜氧化物1 ．8 8 、铜硫化物 9 1 ．0 6 、金属铜3 ．0 6 、其他铜4 ．0 0 。铁物相分析结果 ％ 金属铁1 ．6 6 、氧化亚铁3 5 ．0 9 、磁性铁6 2 ．2 2 、其 他铁1 ．0 3 。锌物相分析结果 ％ 氧化锌1 ．6 4 、硫化 锌1 4 ．7 5 、硅酸锌3 6 ．4 8 、铁酸锌4 7 ．1 3 。 采用扫描电镜对块状原渣的微观结构进行分 析，如图1 ～2 所示。其中，图2 为元素分布图，由 图2 可知，渣中绝大部分C u 和S 分布一致，以铜锍 微滴机械夹杂形式赋存于渣中；大多数F e 、S i 分布 一致，以硅酸亚铁形式存在 具体见表1 ；P b 分布 与S i 集中的位置相符，但P b 在以硅酸亚铁为主要 物相的区域含量较少；Z n 弥散分布，没有明显规律。 采用电子探针对图1 中各点主要物相进行成分 检测，点1 位置为铜锍相 C u6 8 ．6 5 ％、S2 1 ．1 2 ％、 F e7 ．8 1 ％、S i1 ．9 0 ％、Z no ．5 2 ％ 。点2 ～4 检测结 果如表1 所示，其中点2 位置主要物相为铁氧化物， 铁含量达到6 7 ．5 2 ％，S i O 。含量极低；点3 位置所显 示物相在渣中赋存量大，据成分显示推测此位置主 体物相为F e 。S i 。；点4 位置中主要成分为S i 。 A g 主要存在于铁氧化物集中的物相中；Z n 弥散分 布于各物相中，但铜锍相中Z n 含量较低；P b 主要分 布于S i 集中的物相。电子探针分析结果与元素 面扫描结果一致。 图l铜熔炼渣背散射显微图 F 喀lB a c k s c a t t e r i n gm i c r o g r a p h o fc O p p e rs m e l t i n gs l a g 试验所用烟尘成分 ％ C u1 7 ．0 9 、P b1 4 ．0 5 、 Z n2 ．3 7 、S1 1 ．7 、F e1 ．0 5 。黄铁矿成分 ％ S3 8 ．2 4 、S i0 21 5 ．3 0 、F e3 5 ．3 6 、A 1 20 31 ．5 9 、C a 1 ．0 8 、 M g o ．2 9 。碳质还原剂采用无烟煤，成分 ％ 固 定碳7 5 ．8 6 、灰分1 6 ．1 6 、挥发分7 ．9 8 。 万方数据 2 0 2 1 年第2 期有色金属 冶炼部分 h t t I ／／y s y l _ b g r i m m ．c n 2 9 图2 块状原渣元素分布图 F i g ．2 E l e m e n t sd i s t r i b u t i o ng r a p hf o rb l o c ko r i g i n a l s l a g 表l图2 中点2 ～4 电子探针分析成分 T a b I el C o n l p o s i t i o na n a l y s i su s i n ge l e c t r o np r o b ef o rp o i n t s2 ～4i nF i g ．2 M g O ．1 5 1 ．7 5 0 ．17 T i 2F 。2 0 3 O ．3 49 6 ．4 6 6 6 ．9 3 2 7 ．3 9 Z n 1 ．2 4 1 ．9 9 1 ．5 1 1 ．2 研究方法 对采用C R 炉处理铜熔炼渣进行扩大试验研 究，为综合回收铜熔炼渣及烟尘中的C u 、P b 、Z n 等 有价金属，通过不同参数的试验考察尾渣中C u 、 P b 、Z n 含量。试验采用1 0 0k w 感应电炉进行试 验，由于固态铜熔炼渣在感应炉中不能熔化，因此采 用碳化硅石墨坩埚作为加热介质进行熔化及保温 工作。 试验前，将各种原料分别烘干，每炉次使用1 0k g 铜熔炼渣，先将铜熔炼渣完全熔化后再按照试验方 案加入烟尘、黄铁矿、煤等物料，在15 7 3 ～16 7 3K 条件下进行保温，达到设定时间后，将坩埚取出冷 却，砸开坩埚取尾渣底部样品分析尾渣中C u 、P b 、 Z n 含量。 2 试验过程及结果分析 2 ．1 热力学分析 利用F a c t S a g e 软件R e a c t i o n 模块计算铜熔炼 渣中主要金属氧化物吉布斯自由能，结果如图3 a 所 示。由图3 a 可知，C u 。 、P b 、P b S i 。被碳还原所需 还原温度及还原势较低；Z n F e 1 开始还原温度较 高，但升高温度至14 7 3K 以上时，渣中主要氧化物 被C 还原吉布斯自由能从低到高依次为Z n F e 。 ；、 C u 2 、P b 、P b S i l 、F 0 2 S i O l 、F o { ；、Z n 、F e 。 由直接还原的二步理论可知，C 还原过程中产 生C 会继续对铜熔炼渣中的金属氧化物进行还 原，对C 还原铜熔炼渣中主要氧化物的吉布斯自 由能进行计算[ 。 ，结果如图3 b 所示。由图3 b 可知， 万方数据 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 2 1 年第2 期 温度在14 7 3 ～17 7 3K 时，C O 还原渣中主要金属能均低于Z n 与C 、C O 反应，根据X R D 检测结果， 氧化物吉布斯自由能从低到高依次为C u 、P b O 、 P b s i 0 3 、Z n F e 。 4 、F e 。0 4 、Z n ，但不能还原F e O 、 F 0 2 S i 0 4 。 反应过程中，C 还原Z n 起始反应温度远低于 C O 还原Z n ，因此渣中Z n 主要与固体C 发生还 原反应；Z n F e 。O 。与C 、C 反应温度与吉布斯自由 魁 妲 ■．- F e 0 C F e C 0 F e ，0 。 C 3 F e O C 0 ‘F 8 2 S i 0 4 2 C 2 F 卧S i 0 2 2 C 0 1 卜P h 0 C P b C 0 斗Z n 0 C Z n C 0 卜C “2 0 C 2 C u C 0 一一Z n F 8 2 0 4 2 C Z n 2 F e 0 2 C 0 P b S i O ，C P h S i 0 2 C 0 5 ．O l O _ 4 4 ．0 1 0 _ 4 3O 1 0 - 4 2 ．O 1 0 卅 l0 1 0 _ 4 州K 渣中Z n 主要以Z n F e O 。存在。 采用F a c t s a g e 热力学计算软件E q u i l i b 模块对 P b O 、Z n O 在液态铜熔炼渣中的活度进行计算，结果 如图4 所示。由图4 可知，温度由14 7 3K 升高至 16 7 3K 时，P b 、z n 0 在液态铜熔炼渣中活度先降 低后升高，温度为15 2 3K 时P b 、z n O 活度最低。 图3C 还原 a 和C o 还原 b 渣中有价金属氧化物反应吉布斯自由能 F i g ．3 G i b b sf r e ee n e r g yf o rr e d u c t i o nr e a c t i o no fv a l u a b l em e t a l l i co x i d e s i ns l a gw i t hC a a n dC o b a sr e d u c i n ga g e n t 0O ．10 ．2O30 4 05 O ．6 0 ．7 P b O ／％ 12 1 10 1 8 ．O I 划6 ．O 1 怕 4 ．0 1 2 ．0 l 图4渣中P b o a 、z n o b 活度随温度、成分变化曲线 Z n 0 ，％ F i g ．4A c t i V i t yc u r v e so fP b o a a n dz n O b i ns l a ga saf u n c t i o no ft e m p e r a t u r ea n dc o m p o s i t i o n 采用F a c t s a g e 热力学计算软件中的E q u i l i b 、 V i s c o s i t y 模块对液态铜熔炼渣进行黏度计算，由于 铜熔炼渣中存在F e 。O 。，加入还原剂后F e 。O 。易还 原成F e ，因此对铜熔炼渣和渣中F e 。 。被还原成 F e O 时黏度进行计算，结果如图5 所示。由图5 可 知，温度为14 7 3K 时，原渣黏度为o ．3 0 6P a s ，铁 全部以F e 2 _ 存在时黏度为0 ．1 9 8P a s ，远低于铜 熔炼渣；当温度升至16 2 3K ，铜熔炼渣黏度为 o ．0 5 5P a s ，铁全部以F e 2 存在时黏度为o ．0 5 7P a s ， 略高于原渣。由此可知，温度升高至13 5 0 ℃ 16 2 3K 时，铜熔炼渣中三价铁的存在对渣黏度 的影响很／J 、。 一l-一o∈．j一，fb司 万方数据 2 0 2 1 年第2 期 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 3 1 图5 铜熔炼渣与渣中铁全部以 F e 2 存在黏度曲线 F i g ．5V i s c o s i t yc u r v e so fi n i t i a lc o p p e rs m e l t i n g s l a ga n dl a t e rc o p p e rs m e l t i n gs l a g fW h e r ea l li r o ne x i s t si nf o r mo fF e 2 a f t e rt h ea d d i t i o no fr e d u c i n ga g e n t 使用高纯度C 气体作为还原剂，温度高于 1 ．O 0 ．8 A O ．6 o 鼍 。 呈o ．4 C u 0 ．2 0 0 0 0I2 l4 ol6 l8 o2 0 0 温度，K 11 8 0K 时，可实现Z n s 一Z n g 热力学转变[ 1 “。 不同Z n 分压下不同平衡气相组成与温度的关系如 图6 a 所示。由图6 a 可知，随着平衡气相中Z n 分压 的降低，C 还原Z n 过程中所需C ／ C C O 越低，随着温度的升高所需C ／ C C 。 越低， 当Z n 分压为o ．0 1 时，14 7 3K 条件下还原Z n O 所 需C ／ c C 比例为3 ％，当温度升至16 2 3K 时所需C ／ C C 为0 ．7 5 ％；由此可知，在C 还原Z n 过程中，保持敞开式或负压操作持续排出 还原挥发出的气态Z n 有利于Z n 的还原，温度升 高有利于Z n 的还原。 由于P b 沸点低于P b ，因此计算气相中P b 分压对C 还原P b 的影响，结果如图6 b 所示。 由图6 b 可知，P b 分压越高，所需C ／ C C 越高；当P b 分压为o ．0 1 时，温度为14 7 3K 条件 下还原P b 所需C ／ C C 2 为o ．1 9 ，升高温度 至16 2 3K ，还原P b 所需C ／ C C 。 为o ．3 3 ； 随着温度升高，C 还原P b 所需C ／ 吸 C 2 升高。 图6C o 还原z n o a 和P b O b 的平衡气相组成与温度的关系 F i g ．6R e l a t i o n s h i po fe q u i l i b r i u mp h a s ec o m p o s i t i o na n dt e m p e r a t u r e f o rC or e d u c t i o no fZ n o a a n dP b o b 2 ．2 试验方案、结果及讨论 根据铜熔炼渣基础物化性质分析可知，C u 绝大 部分以铜锍微滴形式赋存于渣中，为保证铜熔炼渣 中C u 、P b 、Z n 等有价金属的综合回收，试验前期未 搭配处理烟尘；待铜熔炼渣综合回收处理达到良好 效果时，再进行烟尘搭配处理。表2 为1 0 0k w 感 应炉试验方案及试验所得尾渣成分分析结果。 由表2 可知，对比1 、2 炉次试验，加入2 0 ％无 烟煤、1 0 ％黄铁矿，保温时间由3 0m i n 延长至 7 0m i n ，尾渣中C u 、P b 、Z n 含量均降低，其中渣含铜 由o ．3 5 ％降至o ．2 8 ％，尾渣中P b 、Z n 含量分别由 o ．0 8 5 ％、o ．0 9 3 ％降至o ．0 5 7 ％、o ．0 4 0 ％；说明在相 同配料试验条件下，延长保温时间有利于铜熔炼渣 中C u 、P b 、Z n 的回收。 对比2 、3 炉次试验，第3 炉次试验较第2 炉次 试验少加入1 0 ％无烟煤，但保温时间由7 0m i n 延 长至1 2 0m i n ，尾渣中C u 含量保持不变，P b 、Z n 含 量由o ．0 5 7 ％、O ．0 4 ％降至0 ．0 1 3 ％、o ．0 0 62 ％；说 明在无烟煤、黄铁矿加入量达到一定程度时，延长保 温时间对渣中P b 、Z n 的还原挥发有利，结合渣中 万方数据 3 2 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 2 1 年第2 期 P b O 、Z n O 活度计算可知，在16 2 3K 条件下，当渣 中P b 0 含量为O ．1 5 ％时，P b O 在渣中活度为1 ．3 1 0 一，当Z n O 含量为O ．5 ％时，Z n O 在渣中活度为 1 ．8 6 1 0 ～。基于铜熔炼渣渣型及操作温度条件 下，渣中P b O 、Z n O 活度很低，反应速率小，可通过 延长保温时间，促进渣中P b 、Z n 等金属的回收。 表21 0 0k w 感应炉试验方案及 试验所得尾渣成分 T a b l e2 E x p e r i m e n ts c h e m e sw i t h 10 0k Wi n d u c t i o nf ．1 r n a c e 炉次无≯偿蓼7 等㈣黧刚苌7 苌7 瓮7 12 01 0一3 0O ．3 50 ．0 8 50 ．0 9 3 22 0l O一7 0O ．2 8O ．0 5 7O ．0 4 0 31 01 0一1 2 0O ．2 80 ．0 1 3O ．0 0 62 41 01 067 0O ．3 0O ．0 4 9O ．0 1 0 53 67 0O ．4 1O ．0 5 6O ．0 5 8 63367 0O ．3 90 ．0 4 90 ．0 2 8 对比3 、4 炉次试验，第4 炉次试验较第3 炉次 多加入6 ％烟尘，保温时间缩短，尾渣中C u 、P b 、Z n 含量均升高，分别为o ．3 ％、o ．0 4 9 ％、o ．0 1 ％；产生 这种现象的主要原因是保温时间短、烟尘带人大量 C u 、P b 等物质。第4 炉次试验较第2 炉次少加入 1 0 ％无烟煤，多加入6 ％烟尘，但尾渣中P b 、Z n 含量 低；产生此现象的主要原因是后期试验过程中，从试 验开始就使用收尘系统，在感应炉上部开启抽风系 统，使得熔池上部气相中P b 、Z n 分压低，有利于熔 池上部P b 、Z n 金属的挥发，从而促进渣中P b 、Z n 氧 化物的还原反应进行，与P b 0 、Z n O 还原气相组成 理论计算结果相符合。 前期试验，实现尾渣含铜降至o ．3 ％以下，尾渣 中P b 、Z n 含量降至o ．0 5 ％以下，但由于处理过程中 加入无烟煤、黄铁矿较多，导致铜熔炼渣处理成本较 高，因此降低无烟煤、黄铁矿配人量进行5 、6 炉次 试验。 根据试验结果可知，第5 炉次试验铜熔炼渣中 配入3 ％无烟煤和6 ％烟尘，尾渣中C u 、P b 、Z n 含量 分别为O ．4 1 ％、O ．0 4 9 ％、O ．0 1 8 ％；在相同保温时间 条件下，尾渣中P b 、Z n 含量较加入更多配料的第2 炉次试验低，这主要是由于试验过程中开启收尘系 统早、时间长，使得熔池上部气相中P b 、Z n 分压低， 利于渣中P b 、Z n 氧化物的还原。 第6 炉次试验较第五炉次试验多加入3 ％黄铁 矿，尾渣中C u 含量由0 ．4 1 ％降至0 ．3 9 ％，P b 含量 不变，Z n 含量升高至o ．0 2 8 ％，产生此现象可能是 取样导致的。 2 ．3 微观分析 通过上述试验实现尾渣P b 、Z n 含量均低至 O ．0 5 ％以下，尾渣中C u 含量最低达到O ．2 8 ％，难以 降至更低，因此对渣中C u 进行物相分析。 根据取样规则，尾渣样品主要来自渣底部样品， 物相分析时，对第2 炉试验得到的顶部渣中C u 及 2 、5 炉次尾渣进行物相分析，结果如表3 所示。 表3第2 、5 炉次试验产物渣中C u 的物相分析 T a b l e3P h a s ea n a l y s i sO fC ui nt a i l i n g s f r o mb a t c h e sN o ．2a n dN o ．5 ，％ 通过尾渣C u 物相分析可知，第2 炉次顶部渣 含铜o ．4 5 ％，约有5 5 ．7 8 ％C u 以硫化物状态存在， 未能沉降进人熔池底部铜锍，尾渣含铜降至 o ．2 8 ％，约有4 3 ．5 7 ％c u 以硫化物状态存在，为未 能沉降进入熔池底部铜锍。第5 炉次尾渣含铜降至 O ．4 1 ％，约有6 0 ．0 9 ％C u 以硫化物状态存在，未能 沉降进入熔池底部铜锍。 第2 炉次顶渣较尾渣铜含量高，主要是由于试 验过程中熔池上部直接接触空气，温度较低导致 渣黏度大，不利于铜锍沉降，且顶部渣中铜锍易被 上部空气氧化，产生金属铜和氧化铜。第5 炉次 金属铜含量较高，主要是由于试验过程中未加入 黄铁矿，金属铜未能转化为铜硫化物，且尾渣中 铜硫化物含量占总铜比例较第2 炉次尾渣高，主 要是由于保温时间短，部分铜锍微滴未能沉降 分离。 对第6 炉次所得尾渣进行S E M 分析，如图7 所 示。由图7 可知，Z n 弥散分布于整体视场中，在铜 锍相和铁氧化物集中区域含量较高；P b 基本完全被 还原挥发，仅铜锍相夹杂少量P b ；C u 、S 分布区域一 致，且含有部分F e ，形成铜锍相；在此视场最右侧有 部分F e 集中区域，为铁氧化物还原所得金属铁；图 7 左图视场中右侧为未沉降的铜锍相和金属铁，左 侧灰色和黑色部分为渣相，由于少量铁氧化物被还 原，使得渣相中出现部分氧化硅集中的位置，为准确 分析此视场各相成分，采用电子探针对不同相进行 检测，结果如表4 ～5 所示。 万方数据 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 3 3 南表4 可知，图7 中点l 位置主要成分为F e 、 S i 、A 1 氧化物，由于部分铁氧化物被还原导致S i 含量较高，A 1 。 。含量较高是由于坩埚中以高岭土 作为粘结剂，熔渣侵蚀坩埚所致；点2 位置主要成分 为F e 、S i 氧化物，主体组成为铁橄榄石。 由表5 可知，点3 ～4 位置为铜锍相，其中点3 位置C u 含量达到7 2 ．5 3 ％，点4 位置C u 含量 2 7 ．9 l ％，点5 位置C u 、S 含量很低，主要为金属铁。 此部分为未沉降的铜锍相和被还原出的金属铁混 合物。 图7第6 炉次尾渣背散射图和元素分布图 F i g ．7B a c k s c a t t e r i n gg r a p ho ft a i l i n g sf r o mb a t c hN o ．6 表4图7 中点l 和2 的电子探针成分分析 T a b l e4 C o m p o s i t i o na n a l y s i su s i n ge l e c t r o n 表5 图7 中点3 ～5 的电子探针成分分析 T a b l e5 C o m p o s i t i o na n a l y s i su s i n ge l e c t r o n p r o b ef o rp o i n t sl a n d2i nF i g ．7 ／％p r o b ef o rp o i n t s3 5i nF 唔．7 ／％ 万方数据 3 4 有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 2 1 年第2 期 3结论 1 F a c t s a g e 计算表明，液态铜熔炼渣中Z n O 活 度较P b 0 活度高十倍以上，P b O 、Z n 0 活度随温度 升高先降低后增加；温度由14 7 3K 升高至l6 2 3K ， 铜熔炼渣黏度由O ．3 0 6P a s 降至O ．0 5 5P a s 。 2 C R 炉工艺处理铜熔炼渣，实现渣中C u 、P b 、 Z n 综合回收，所得尾渣中C u 、P b 、Z n 含量分别达到 o ．2 8 ％、o ．0 1 3 ％、O ．0 0 62 ％；综合考虑处理成本并 搭配处理6 ％烟尘，添加3 ％无烟煤和3 ％黄铁矿， 可实现尾渣中C u 、P b 、Z n 含量分别达到0 ．3 9 ％、 o ．0 4 9 ％、o ．0 2 8 ％。 3 铜熔炼渣中以硫化物状态赋存的C u 占渣含 铜9 1 ．0 6 ％，经过C R 炉工艺处理后尾渣含铜低至 o ．2 8 ％，以硫化物状态赋存的C u 占比仍达到 4 3 ．5 7 ％。 [ 1 ] [ 2 ] [ 3 ] 参考文献 曹志成，孙体昌，吴道洪，等．转底炉直接还原铜渣回收 铁、锌技术[ J ] ．材料与冶金学报，2 0 1 7 ，1 6 1 3 8 ～4 1 ． C A 0ZC ，S U NTC ，W UDH ，e ta 1 ．T e c h n o I o g yo f r e c o v e r yo fi r o na n dz i n cf r o mc o p p e rs l a gb yR H F d i r e c tr e d u c t i o n[ J ] ．J o u r n a lo fM a t e r i a l sa n d M e t a l l u r g y ，2 0 1 7 ，1 6 1 3 8 4 1 ． Z H A N GJ ，Q IYH ，Y A NDL ，e ta 1 ．An e wt e c h n 0 1 0 9 y f o rc o p p e rs l a gr e d u c t i o nt og e tm o l t e ni r o na n dc o p p e r m a t t e [ J ] ．J o u r n a lo fI r o na n ds t e e lR e s e a r c h ， I n t e r n a t i o n a l ，2 0 1 5 ，2 2 5 3 9 6 4 0 1 ． Z H A N GHW ，S H IXY ，Z H A N GB ，e ta 1 ．B e h a v i o r s o ft h eT n o l t e nc o p p e rs l a g si nt h ev e r t i c a le I e c t r i cf i e l d [ J ] ． I S UI n t e r n a t i o n a l ，2 0 1 3 ，5 3 1 0 1 7 0 4 1 7 0 8 ． [ 4 ] [ 5 ] [ 6 ] G O R A IB ，J A N ARK ，P R E M C H A N D ．C h a r a c t e r i s t i c s a n du t 订i z a t i o no fc o p p e rs l a g Ar e v i e w [ J ] ．R e s o u r c e s ， C o n s e r v a t i o na n dR e c y c l i n g ，2 0 0 3 ，3 9 4 2 9 9 3 1 3 ． S A R R A F IA ，R A H M A T IB ，H A S S A N IHR ，e ta 1 ． R e c o v e r yo fc o p p e rf r o mr e v e r b e r a t o r yf u r n a c es l a gb y f l o t a t i o n [ J ] ．M i n e r a l sE n g i n e er i n g ，2 0 0 4 ，1 7 3 4 5 7 4 5 9 ． S R I D H A RR ，T o G U R IJM ，S I M E O N O VS ．C o p p e r l o s s e sa n dt h e r m o d y n a m i cc o n s i d e r a t i o n si n c