转炉渣还原贫化新技术实施方案及应用.pdf

转炉渣还原贫化新技术实施方案及应用 ① 刘大方１，２， 高 峰１， 张邦琪１， 沈强华２ （１．云南铜业股份有限公司 冶炼加工总厂， 云南 昆明 ６５０１０２； ２．昆明理工大学， 云南 昆明 ６５００９３） 摘 要 针对转炉渣还原贫化工业化应用过程中存在的问题提出详细解决方案，并结合现有的 ６０ ｔ 转炉改造进行了渣还原贫化动 力学条件优化和热平衡计算，根据计算结果提出了系统工程解决方案，针对渣还原工艺可能存在的其他问题进行描述，提出了针对 性措施。 主要参数如下喷枪直径 ３０ ｍｍ、喷枪角度 １４、还原剂喷吹速率 ３０ ｋｇ／ ｍｉｎ、保温期柴油油量 １３５ Ｌ／ ｈ、还原期柴油油量 ５００ Ｌ／ ｈ，方案付诸实施并获得 Ｆｅ３Ｏ４还原效率为 ６２．９％、炉渣含铜平均降幅为 ６３．５％的工业试验结果。 关键词 转炉渣； 贫化； 还原； 转炉； 动力学； 热平衡 中图分类号 ＴＦ７１１文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０４．０２３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１４）０４－００９９－０５ Ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｉｍｐｌｅｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｎｅｗ Ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ＆ Ｃｌｅａｎｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ Ｓｌａｇ ＬＩＵ Ｄａ⁃ｆａｎｇ１，２， ＧＡＯ Ｆｅｎｇ１， ＺＨＡＮＧ Ｂａｎｇ⁃ｑｉ１， ＳＨＥＮ Ｑｉａｎｇ⁃ｈｕａ２ （１．Ｙｕｎｎａｎ Ｃｏｐｐｅｒ Ｓｍｅｌｔｉｎｇ ＆ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｃｏｍｐｌｅｘ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５０１０２， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｋｕｎｍｉｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｋｕｎｍｉｎｇ ６５００９３， Ｙｕｎｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｓｏｌｕｔｉｏｎｓ ｔｏ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｏｆ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ＆ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｏｆ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｓｌａｇ ｅｎｃｏｕｎｔｅｒｅｄ ｉｎ ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ｐｒｅｓｅｎｔｅｄ ｉｎ ｄｅｔａｉｌ． Ａｉｍｉｎｇ ａｔ ｍｏｄｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｅｘｉｓｔｅｄ ６０ ｔ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ， ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｋｉｎｅｔｉｃｓ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ａｎｄ ｈｅａｔ ｂａｌａｎｃｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｓｌａｇ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｗｅｒｅ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ． Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｒｅｓｕｌｔｓ， ｓｏｌｕｔｉｏｎｓ ｗｅｒｅ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ｗｈｉｃｈ ａｌｓｏ ｉｎｃｌｕｄｅｓ ｓｏｍｅ ｃｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇ ｍｅａｓｕｒｅｓ ｆｏｒ ｏｔｈｅｒ ｐｏｓｓｉｂｌｙ⁃ｅｎｃｏｕｎｔｅｒｅｄ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｉｎ ｔｈｅ ｓｌａｇ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ． Ｉｔ ｉｓ ｆｏｕｎｄ ｔｈａｔ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｆｏｌｌｏｗｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ， ｓｕｃｈ ａｓ ｌａｎｃｅ ｗｉｔｈ ｄｉａｍｅｔｅｒ ｏｆ ３０ ｍｍ ａｔ ａｎ ａｎｇｌｅ ｏｆ １４， ｉｎｊｅｃｔｉｎｇ ｒｅｄｕｃｉｎｇ ａｇｅｎｔ ａｔ ａ ｒａｔｅ ｏｆ ３０ ｋｇ／ ｍｉｎ， ｄｉｅｓｅｌ ｄｏｓａｇｅ ａｔ ｔｈｅ ｒａｔｅ ｏｆ １３５ Ｌ／ ｈ ａｔ ｔｈｅ ｓｔａｇｅ ｏｆ ｈｅａｔ ｐｒｅｓｅｒｖａｔｉｏｎ， ａｎｄ ａｔ ｔｈｅ ｒａｔｅ ｏｆ ５００ Ｌ／ ｈ ｄｕｒｉｎｇ ｔｈｅ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ， ｔｈｅ ｉｍｐｌｅｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｉｓ ｓｃｈｅｍｅ ｉｎ ｔｈｅ ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆ Ｆｅ３Ｏ４ａｔ ａ ｒａｔｅ ｏｆ ６２．９％， ａｎｄ ｃｏｐｐｅｒ ｃｏｎｔｅｎｔ ｉｎ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｓｌａｇ ｄｅｃｒｅａｓｅｄ ａｔ ａｎ ａｖｅｒａｇｅ ｒａｔｅ ｏｆ ６３．５％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ ｓｌａｇ；ｃｌｅａｎｉｎｇ；ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ；ｃｏｎｖｅｒｔｅｒ；ｋｉｎｅｔｉｃｓ；ｈｅａｔ ｂａｌａｎｃｅ 铜转炉渣是冰铜吹炼的重要产物，是一种以硅酸 盐氧化物为主体的熔体，其特点是含磁性氧化铁高、含 铜高，必须进行贫化处理。 国内外常用的转炉渣回收 铜的方法有两种缓冷浮选法和电炉贫化法。 缓冷浮 选工艺要求有足够的场地建缓冷场和磨浮生产线，如 果渣中的铜以化学溶解的比例大，铜的回收率不高，通 常渣精矿的含铜品位不高，又将大量的脉石成分带回 流程，并且尾矿的粒度细、比表面积大，有害金属在尾 矿中的活性高，无害化堆存成本较高；电炉贫化法是将 吹炼渣投入电炉里，同时投入还原剂、硫化剂对 Ｆｅ３Ｏ４ 进行还原造渣反应和铜的硫化反应，在电炉里无论采 用的还原剂是固态、液态或气态，还原的动力学条件都 不好，因此 Ｆｅ３Ｏ４的还原率低，炉底冻结层较厚，恶化 炉况。 虽然国内外的专家学者对炉渣贫化的理论和工 艺做了大量研究，但通过改造 Ｐ⁃Ｓ 转炉用于优化渣型、 贫化炉渣，提高渣中铜回收率的工艺未见报道。 鉴于云铜冶炼加工总厂产量调整，有 Ｐ⁃Ｓ 转炉闲 置，通过技术改造可将其作为还原贫化炉，有利于提高 转炉吹炼段铜的直收率和铜的总回收率，且为吹炼渣 的贫化找到一种新的替代工艺作为技术储备。 １ 转炉改造动力学模型研究及实施方案 １．１ 理论喷吹深度计算 气体搅拌能较大程度地促进传热传质，气体搅拌 为基础的喷吹冶金广泛应用于铜冶金，许多冶金工作 者对其做过充分的研究。 射流轨迹模型如图 １ 所示。 ①收稿日期 ２０１４－０２－２４ 基金项目 云南省冶金创新平台建设资助项目（２０１３ＤＨ０１７） 作者简介 刘大方（１９８０－），男，湖南武冈人，工程师，博士研究生，主要从事铜冶炼及其资源综合利用技术研究工作。 第 ３４ 卷第 ４ 期 ２０１４ 年 ０８ 月 矿 冶 工 程矿 冶 工 程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３４ №４ Ａｕｇｕｓｔ ２０１４ 该模型的射流无因次轨迹方程和边界条件［１］如下 图 １ 射流轨迹示意 ｄ２ｙｒ ｄｘｒ２ ＝ １ ＡＢ２ｃｏｓθ０ １ ＋ ｄｙｒ ｄｘｒ ２ １ ２ ｘｒ２Ｃ（１） 图中及式中 θｃ为喷嘴出口锥角，（）；θ０为喷枪与水平 方向的夹角，（）；Ｄ０为喷枪直径，ｍｍ；Ｃ 为气液流的 浓度，％；（ｘｒ，ｙｒ）为射流轨迹上任一点的无因次坐标； Ａ 为修正的修正弗鲁德准数；Ｂ 为喷嘴出口处的无因 次水平距离，ｍｍ；其他字母所表示的意义见图 １。 东北大学彭一川教授［１］于 １９８９ 年对上述倾斜侧 吹轨迹进行修正 ｄ２ｙｒ ｄｘｒ２ ＝ １ ＡＢ１２ｃｏｓθ０ １ ＋ ｄｙｒ ｄｘｒ ２ １ ２ ｘｒ２Ｃ（２） 式中 Ｂ１＝ Ｂｃｏｓθ０。 在 ｘｒ ＝ Ｂ １时 ｙｒ ＝ Ｂ １ｔａｎθｃ ｄｙｒ ｄｘｒ ＝ ｔａｎθ０ （３） 倾斜侧吹气体体积分布 Ｃ ＝ Ｂ１ ∫ ｘｒ ０ １ ＋ ｄｙｒ ｄｘｒ ２ ｄｘｒ [Ｃ ＋ （１ ＋ Ｃ） ρｌ ρｇ ] １ ２ （４） 该模型与实验数据有很好的吻合度，在铜冶金中 被广泛认可。 根据转炉实际情况，忽略气体上下界面 所受浮力的差别，近似认为轨迹周围流场分布是对称 的，取 Ａ＝Ｎ′Ｆｒ＝１５７，ｄ０＝３０ ｍｍ，ｕ０＝１３７ ｍ／ ｓ，ρｇ＝１．５２４ ｋｇ／ ｍ３，θ０＝ ０，实验测定测得渣样密度为 ρｌ＝ ４ ２００ ｋｇ／ ｍ３，经过一系列变换计算，得到如下结果射流水 平距离约 ３０４ ｍｍ，垂直距离约 １４１ ｍｍ。 １．２ 理论喷吹角计算 为保证侧吹射流搅动范围最大，而又不至于对炉 衬造成较大冲刷，以致缩短炉衬寿命，仅作近似计算。 任取一气液混合微元 ｄΩ，其密度为 ρｍ（ｋｇ／ ｍ３），浮力、 粘滞力和形状阻力等合力的垂直分力为 Ｆ（Ｎ），并忽 略 Ｆ 大小的变化，视为常数。 合力 Ｆ 产生的加速度为 ａ（ｍ／ ｓ２）。 其水平分力为 ｆ（Ｎ）、水平加速度为 ｂ（ｍ／ ｓ２）、 速度 ｖ（ｍ／ ｓ）、时间 ｔ（ｓ）。 定性分析，求取最佳的喷吹 角度和水平距离 ｘ ＝ ｖｔｃｏｓθ － １ ２ ｂｔ２ 当垂直距离 ｙ ＝ ｖｔｓｉｎθ － １ ２ ａｔ２＝ ０，得 ｔ ＝ ２ｖ ａ ｓｉｎθ ，代入 式（５）得 ｘ ＝ ２ｖ２ ａ ｓｉｎθｃｏｓθ － ２ｂｖ２ ａ２ ｓｉｎ２θ 对 θ 求导得 ｄｘ ｄθ ＝ ２ｖ２ ａ （ｃｏｓ２θ － ｓｉｎ２θ） － ４ｂｖ２ ａ２ ｓｉｎθｃｏｓθ ＝ ０ 计算得 ｔａｎ２θ ＝ ａ ｂ 则理论最佳喷射倾角 θ０＝ １ ２ ｃｏｔ（ ａ ｂ ） ＝ １ ２ ｃｏｔ（ Ｆ ｆ ） 显然，理论最佳喷吹倾角由 Ｆ 及 ｆ 决定，当 Ｆ ＝ｆ， 则 θ０＝２２．５， 由于在还原炉还原过程中，希望水平喷 射的距离要长，如此对熔体的搅动效果好。 故希望ｆ 大于 Ｆ，设计喷枪插入角度的时候，当 ｆ＝２Ｆ时，θ０＝ １３．２８；当 ｆ ＝ １．５Ｆ 时，θ０＝ １６．８５。 考虑 炉体在还原作业时能够旋转，对射流运动轨迹有调整 作用，喷枪插入角度控制在 １３．２８～２２．５０。 １．３ 工程实施方案 按照设想，第一批料（转炉渣）２ 包熔体开始进行 操作，如直接将现有风眼改造为喷嘴，其插入液面深度 不够，搅动效果难以达到。 为解决上述问题，又确保搅 动充分，根据模拟计算结果，还原管位置应下移 ３００ ｍｍ 可有效改善动力学搅拌条件。 在实际工程应用中如果将喷枪下移对于转炉日后 恢复吹炼功能具有一定风险，在工程实施方案中选择 在工作层与填料层之间增加 １２０ ｍｍ 厚度保温层，并 将喷枪向下设置 １４的角度，避免死区出现，该方式不 易导致还原喷枪堵死，通过计算机模拟喷枪整体相当 于下移 ３２０ ｍｍ，具体实施见图 ２。 图 ２ 转炉优化还原动力学条件改造示意 ００１矿 冶 工 程第 ３４ 卷 ２ 热平衡计算及提高热利用率实施方案 ２．１ 计算条件 １） 转炉渣。 其成分见表 １。 表 １ 转炉渣成分 转炉渣名称成分占比／ ％质量／ ｔ Ｆｅ３Ｏ４４１２０．５ ＳｉＯ２２６１３ 还原前炉渣 ＦｅＯ２６１３ Ｃｕ６３ 其他１０．５ 合计１００５０ ＦｅＯ６５．５０９３２．０９ ＳｉＯ２２７．２９５１３．３７ 还原后炉渣Ｃｕ６．１２５３ 其他１．０２１０．５ 合计９９．９５０４８．９６ 注以实际大转炉渣进行计算（取磁性铁全部被还原的极限条件），大 转炉渣含磁性铁高，如果大转炉渣还原热平衡满足工艺条件，小 转炉渣在操作过程中适当调整即可。 ２） 柴油。 密度 ０．８３０ ｋｇ／ Ｌ，发热值 ３５ ３９６ ｋＪ／ Ｌ， 根据柴油化学成分构成推算的总成分分子式为 Ｃ１１Ｈ２４．４，油风理论比 １ Ｌ ∶９．６９ Ｎｍ３，实际控制 １ Ｌ ∶ １０ Ｎｍ３。 ３） 还原剂。 发热值 ２５ ９１６ ｋＪ／ ｋｇ，含碳量 ７０％。 ４） 物料消耗量。 还原剂 １ ０８０ ｋｇ，输送速率 １５ ｋｇ／ ｍｉｎ２ 只，ＣＯ２／ ＣＯ＝２５。 压缩风 ６００ Ｎｍ３／ ｈ。 ５） 炉体参数见表 ２。 表 ２ 炉体参数及部分热力学数据 项目单位还原炉数值 炉体表面积ｍ２１４９．３９６ 炉体表面温度℃１６４ 炉口面积ｍ２３．６１ 空气密度ｋｇ／ Ｎｍ３１．２９３ 熔剂含水％４ 水的沸点℃１００ 熔剂利用率％９０ 水比热ｋＪ／ （ｋｇＫ）４．１８２ 水气化热ｋＪ／ ｋｇ２ ２５３．８８２ 水蒸气比热ｋＪ／ （ｋｇＫ）２．０９１ 柴油发热值ｋＪ／ Ｌ３５ ３９６ 还原剂发热值ｋＪ／ ｋｇ２５ ９１６ 以 ２９８ Ｋ 为计算基点、入炉渣温度 １ ２００ ℃、出炉 渣渣温 １ ２２３ ℃；其他炉体参数和部分热力学参数见 表 ２。 其他物质的热力学数据参见文献［２］。 ２．２ 还原期热平衡计算 １） 物料平衡。 根据计算条件，并进行相关计算确 定的总的物料平衡数据见表 ３（不考虑加熔剂）。 表 ３ 物料平衡 项目序号名称质量／ （ｔ炉 －１ ）占比／ ％ １转炉渣５０７８．７７３ ２熔剂７．８１２．２８９ 收入 ３还原剂１．０８１．７０１ ４燃油０．２４９０．３９２ ５入炉空气４．３４５６．８４５ ６合计６３．４７４１００．０００ １转炉渣４８．９８７７．１６６ 支出 ２烟气１２．９７２０．４３４ ３误差及损失１．５２３２．４００ ４合计６３．４７３１００．０００ ２） 还原期热平衡计算。 还原操作过程热平衡计 算结果明细见表 ４，该计算参考温度以 ２９８ Ｋ 为基点。 最终得出如下结果还原阶段柴油 ３００ Ｌ／ 炉，供油量 ５００ Ｌ／ ｈ。 表 ４ 转炉还原操作总热平衡计算结果 项目序号名称热量／ （ｋＪ炉 －１ ）占比／ ％ １热态渣显热６７ ９４８ ８４０７６．８２４ ２还原剂燃烧热７ ９５６ ２１２８．９９５ 热收入 ３入炉空气显热００ ４还学反应放热１ ９２３ ７７３．８２．１７５ ５柴油燃烧热１０ ６１８ ８００１２．００６ ６合计８８ ４４７ ６２６８７．９９４ １热态渣带走热６７ ４８１ ４９３．７７６．２９５ ２炉口辐射热２５１ ８３７．６２０．２８５ ３炉体散热１ ３２６ ２５８．１１１．４９９ 热支出４烟气带走热１１ ４５４ ８７８．１１２．９５１ ５化学反应吸热７ ８６２ ７４８．３２８．８９０ ６误差及损失７０ ４０９．９８７０．０８０ ７合计８８ ４４７ ６２６１００．０００ ２．３ 保温期热平衡计算 保温期以 １ ｈ 为单位进行核算，计算结果见表 ５。 根据计算结果最终得出如下结论保温阶段柴油供油 量为 １３５ Ｌ／ ｈ。 表 ５ 保温阶段热平衡计算结果 项目序号名称热量／ （ｋＪ炉 －１ ）占比／ ％ 热收入 １柴油燃烧热４ ７０７ ６６８１００ ２合计４ ７７８ ４６０１００ １炉口辐射热２０ ９０６．０６００．４４４ ２炉体散热１ ３０３ ３８０２７．６８６ 热支出３烟气带走热３ ３７７ ０８５．５３７１．７３６ ４误差及损失６ ２９６．４０９０．１３４ ５合计４ ７７８ ４６０１００．０００ ２．４ 提高热利用率实施方案 １） 为减少热损失，缩小转炉炉口，增设炉盖。 缩小炉口，沿用下炉口壁板，炉口左右两侧加壁板 ２００ ｍｍ（耐热铸钢，厚 ４０ ｍｍ），上方加壁板 ２３０ ｍｍ （耐热铸钢，厚４０ ｍｍ），四周砌砖后炉口面积由３．３ ｍ２ １０１第 ４ 期刘大方等 转炉渣还原贫化新技术实施方案及应用 缩小为约 ２．２ ｍ２。 实施图见图 ３。 图 ３ 改造前后炉口对比图 增加炉口盖，根据烟气量推算保温阶段炉门排烟 口直径 ４００ ｍｍ，该弧形炉口盖用厚 ２０ ｍｍ 钢板焊接， 中央透气孔直径为 ４００ ｍｍ。 内部用钢筋或圆钢制作 １４ 个抓丁焊接在网络筋槽中，可以加强捣打料的稳定。 结合现用回转式阳极炉炉盖，使用浇注料整体浇注，具 有强度高、耐火度高等优势，具体实施见图 ４。 图 ４ 炉口盖示意图 ２） 炉体内增加保温层，减少炉体热量损失。 在炉 内增加一层厚度为 １２０ ｍｍ 的轻质粘土砖保温层（具 体见图 ２），减少热导率，降低热量损失。 ３） 为减少还原炉热损，建议在转炉吹炼的过程中尽 量控制转炉渣含 ＳｉＯ２在 ２６％以上，提前在吹炼炉中加入 一定量的熔剂，保证渣中有一定量的游离硅，在还原炉尽 可能不补熔剂，可缩短造渣反应时间也可节约燃料。 ２．５ 柴油燃烧系统选择方案 １） 移动柴油车整体选型。 选用移动柴油车，配套 设施整体采购，其每小时具备供油 ６００ Ｌ 的能力。 ２） 燃烧风烧嘴选型及优化。 烧嘴满足 ６ ｍ 的火 焰燃烧长度，具备 ６００ Ｌ／ ｈ 的燃烧能力，烧嘴开孔思路 可以参考其他冶金炉进行同比例取烧嘴位置，并且借 助数值模拟方法进行燃烧模型模拟计算确定烧嘴位置 和安装角度。 ３） 优化控制。 燃烧风与柴油量比为 １０ Ｎｍ３／ Ｌ 油，通过油量自动设定风量，但在实际控制过程中由于 利用原有转炉供风管路系统，密闭不严存在串风的可 能，同时为了保证燃烧风机的安全运行很难真正做到 该控制值。 ２．６ 还原剂喷吹系统的选择 还原剂喷吹系统的选择结合前述冶金计算结果， 设计出适合渣还原炉的喷吹系统设备，该系统应满足 如下的技术指标 １） 两台喷吹罐可同时（也可交替）进行还原，完 成对同一台炉子的连续作业； ２） 喷吹罐喷吹能力３ ６００ ｋｇ／ ｈ； ３） 单台转炉需喷吹罐数量２ 个； ４） 煤基还原剂消耗量１ ０２１ ｋｇ／ 炉； ５） 还原期约 ４０ ｍｉｎ／ 炉次； ６） 载气喷吹用工艺风可用氮气或压缩空气，使 用点分气缸压力 ０．４～０．６ ＭＰａ，流量 ３００～６００ Ｎｍ３／ ｈ， 气源要求干燥。 ３ 其他可能存在的问题及应对措施 ３．１ 存在的问题 １） 烟气问题Ｐ⁃Ｓ 转炉作为还原炉后，由于其操 作特性以及烟气成分，导致烟气不能进入转炉现有工 艺烟气管道，需要另行处理。 烟气中的 ＣＯ 问题，采用 煤基还原剂对转炉渣中磁性铁进行还原的过程中，ＣＯ 生成难以避免，还原烟气中的 ＣＯ 也是必须考虑的 问题。 ２） 生产组织模式渣还原需要在一定时间内达到 计划渣量，生产低负荷下转炉产出转炉渣速度与还原 速度之间无法准确匹配；增加吊车的吊运量，对生产中 物料的转序造成影响。 ３） 增加转炉工序流程和转炉工序岗位人员工 作量。 ３．２ 应对措施 ３．２．１ 烟气问题 １） 烟气管网改道将连接 ３＃转炉第三沉降室与 ２􀆱 ８ ｍ 工艺烟气主管道的管道封死（钟罩阀处），另行 安排管路使沉降室与 ３＃转炉原有环保烟管联通，烟气 通过环保烟道管路排空，见图 ５。 还原炉操作过程中 的烟气量低于转炉正常操作时环保烟气量，已有环保 风机能力完全能够满足烟气排出。 ２） 控制 ＣＯ 浓度其爆炸范围为 １２．５％～７４％，燃 点温度为 ６５０ ℃。 还原时烟气温度和熔池温度相近， 约为 １ ３００ ℃。 可以从两方面着手控制 ＣＯ 浓度，一是 减少 ＣＯ 产生氧气量不够导致反应不充分是产生 ＣＯ 的根本原因，根据还原剂成分合理选择喷吹风、还原剂 比例，燃烧烧嘴用风油比控制实现连锁自动控制，保证 还原剂燃烧效果，最大限度避免 ＣＯ 产生；二是通过计 算可知，即使还原剂全部转化为 ＣＯ（从给定条件看， 该情况实际上是不可能发生），ＣＯ 进入环保烟气后总 ２０１矿 冶 工 程第 ３４ 卷 浓度不超过 ０．５５％，离爆炸下限范围很远。 图 ５ 烟道改造示意 ３．２．２ 生产组织模式匹配性问题 １） 生产组织模式的调整。 转炉生产组织的灵活 性是铜冶炼炉窑中较为突出的，企业有着丰富的转炉 生产组织经验，在满足上道工序生产的前提下，能够对 转炉生产组织进行合适的调整，最大限度满足转炉产 渣速率与还原速率匹配。 ２） 对还原的转炉渣量进行适当调整，上游工序适 当降低冰铜品位，增加转炉产渣率，且可以优先选择渣 含磁性铁高的终点渣提前进行还原。 ３） 转炉工序流程和转炉工序岗位人员工作量有 所增加，可通过吊车工作的合理安排以及人力资源的 优化配置解决，通过内部管理手段自行消化。 ４ 工业试验结果 根据上述方案对一台闲置的 ６０ ｔ 转炉进行了改 造，并按照上述设定参数进行了为期 ５ 个月的间断性 试验，累计试验了 ７ ５００ ｔ 高含铜转炉渣，获得了还原 前后渣中 Ｆｅ３Ｏ４、Ｃｕ 的含量变化以及试验期间电炉弃 渣含铜的变化情况，见表 ６。 表 ６ 还原试验结果统计 还原渣 名称 类别 渣含 Ｆｅ３Ｏ４ ／ ％ 转炉渣含 Ｃｕ ／ ％ 电炉弃渣含 Ｃｕ ／ ％ 最大值５６．６４１２．８２ 还原前渣最小值３１．１４．９０ 平均值４７．７４９．９５０．７６７ 最大值３５．１５８．７６ 还原后渣最小值７．４１．１４ 平均值２２．１０３．６３０．７１３ 由表 ６ 可知，试验期间全部转炉渣磁性铁还原效 率为 ５３．７％，转炉渣含铜降幅为 ６３．５％，由于试验期间 仅有 ２５％的转炉渣经还原后返回电炉，对于电炉渣含 铜的降低影响有限，降幅仅为 ７％。 试验期间还暴露出两个问题，一是还原炉操作连 续性差，这是由于存在炉结问题以及转炉低负荷（负 荷率不足设计值的 ７０％）生产导致；二是 Ｆｅ３Ｏ４还原 效率偏低，前 ３ 个月平均仅为 ４５％，后 ２ 个月经过改 善，其中一只喷枪使用了氮气作为输送气源，平均还原 效率也只有 ６２．９％（与实验室模拟结果大于 ９０％相差 甚远）。 其中还原炉操作连续性差的问题通过采取以 下措施得到改善 １） 提高转炉渣的温度 １０～２０ ℃，转炉渣进入还 原炉的物理潜热增加。 ２） 熔剂尽量在转炉补足，还原炉不补加熔剂，即 使出现低 ＳｉＯ２含量炉渣，在炉温合适的情况下补加的 熔剂量控制在 １ ｔ 以内。 ３） 视炉体粘结情况，不定期加入热冰铜，并利用 喷枪喷入富氧空气对还原炉进行洗炉操作，有效清理 炉结。 ５ 结 论 １） 通过对动力学模型的研究，确定了喷吹深度值 为１４１ ｍｍ，还原剂喷枪最佳的喷吹角度为１４，并以此 为依据提出了工程解决方案，炉体增加 １２０ ｍｍ 厚度 保温层，避免死区出现。 ２） 通过热平衡计算，为燃烧系统和还原剂喷吹系 统的选择提供了理论依据，确定保温阶段柴油供油量 为 １３５ Ｌ／ ｈ，还原阶段柴油油量 ５００ Ｌ／ ｈ，还原剂输送 能力 １５ ｋｇ／ ｍｉｎ２ 只，提出了提高热利用率的措施缩 小原炉口、增加炉体保温层、转炉渣吹炼确保 ＳｉＯ２含 量 ２６％以上。 ３） 针对渣还原工艺可能存在的其他问题，就烟气 中 ＣＯ 含量控制和生产组织模式匹配问题提出了可靠 解决办法，利用闲置转炉作为渣还原贫化炉或新建一 台类似渣贫化炉在工程上是可以实施的。 ４） 工业试验结果取得了良好效果，采取改进措施 后，生产连续性基本得到保证，使用氮气作为载气喷吹 还原剂后，转炉渣的磁性铁还原率达到 ６２．９％，磁性铁 的还原率有待提高，还原后炉渣含铜降幅为６３．５％。 ５） 还原操作连续性差的问题通过采取提高入炉 渣温 １０～２０ ℃、在转炉吹炼阶段补足熔剂量以及用热 冰铜洗炉等措施解决。 参考文献 ［１］ 彭一川． 倾斜侧吹气流在液相中的轨迹［Ｊ］． 东北工学院学报， １９８９，１０（６）５８５－５８６． ［２］ 叶大伦，胡建华． 实用无机物热力学数据手册（第 ２ 版）［Ｍ］． 北 京冶金工业出版社，２００２． ３０１第 ４ 期刘大方等 转炉渣还原贫化新技术实施方案及应用