CN105349792A - 一种黄铜炉渣回收再利用工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种黄铜炉渣回收再利用工艺。本发明提供一种黄铜炉渣回收再利用工艺，包括步骤S1.酸浸、S2.合成碱式氯化铜、S3.合成碱式氯化锌。本发明通过对工艺的选择，实现了同时对黄铜炉渣里的铜元素和锌元素有效回收，较现有的只回收铜的方法提高了资源的利用度；整个工艺制备出的碱式氯化铜以及碱式氯化锌符合饲料级标准；减少了废液处理成本，符合循环经济以及资源综合利用的原则。

Description

一种黄铜炉渣回收再利用工艺

技术领域

本发明涉及金属冶炼废渣固体废弃物的回收处理领域，具体涉及一种黄铜炉渣回收再利用工艺。

背景技术

火法冶金是利用矿石冶炼生产铜的工艺之一，冶炼每吨铜产品所产出的炉渣约为3~5吨，渣的数量随着铜冶炼生产量的增加而增加。而黄铜炉渣一般含铜25~35质量%，锌35~45质量%，其中还含有大量的氧化锌，是一种高品位的二次资源，在环保要求日益严格和矿产资源日趋贫乏的今天，铜渣的综合回收与利用己引起了人们的关注。现有的铜炉渣处理技术包括如下几种：

（1）火法处理

专利CN201110382137将含铜炉渣经破碎，再与还原剂、助还原剂混匀置于隧道窑中还原，还原产物冷却后进行破碎，经磨矿磁选得到含铜粉末铁及尾渣，得到的含铜粉末铁可直接作为冶炼耐候钢的原料。专利CN201110227467将低含量有色金属物料进行干燥预处理，再高温预热，然后加入氯化盐高温氯化焙烧，接着除矿物粉尘、冷却，最后湿式捕集回收有价金属氯化物。火法能够有效提取炉渣中的金属，但能耗较高，且不能较有效分离各种金属。

（2）制作水泥或陶瓷原料

专利CN86108100利用石灰和液态渣激发低活性铜炉渣的活性，再配上硅酸盐水泥熟料和石膏，混合均匀并研磨后到一定细度后制成硅酸盐铜渣水泥。专利CN200710158300将活性较低的铜炉渣少量掺入水泥混合材料中，配以石灰、粉煤灰、复合激发剂、水泥增强剂激发铜炉渣活性，再制成彩色水泥。专利CN00119613将铜炉渣粉碎后加入添加剂并混合均匀，制成粉末原料，压制成型后煅烧成红色陶瓷制品，耐磨性、抗折强度、成瓷效果由于普通陶瓷。铜炉渣虽然可以作为制作水泥或陶瓷原料，但原料中的铜没有得到有效的回收，产品的附加价值较低。

（3）采用浮选法处理

专利CN201310085928将铜炉渣进行一段磨矿，两段浮选多次、分阶段的提取冶炼炉渣中的铜，使炉渣中铜含量降低，并且达到弃渣标准。专利CN201310034806，在炼铜炉渣的料浆中，加入无机铵盐、硫化钠和异戊醇至矿浆的pH值为8~9，再按矿浆中固体质量的0.1~0.3‰的量，加入异丁基黄药，经常规浮选后，即得到铜精矿。专利CN201210104544首先对黄铜炉渣进行破碎、磁选、水洗和烘干预处理；然后在有芯工频感应炉中熔炼并造渣除铁；最后再对黄铜液进行包括脱氧、高温和细化处理在内的精炼处理回收黄铜锭。采用浮选法能够富集回收铜炉渣中的铜，使其成为精铜矿，但其中的铜要经过回炉重新熔炼才能回收，能耗较高，还需要对浮选后矿浆进行处理。

（4）湿法冶金法处理

专利CN200810018746先将铜炉渣高温灼烧并粉碎，然后用盐酸浸取，用硫酸补充酸度继续溶解氧化铜及沉淀钙，再加水固液分离，液相用氢氧化钠调节pH除铁，加入氟化钠加热除钙镁，然后用氢氧化钠沉淀铜得到氢氧化铜，再加入盐酸溶解结晶制备氯化铜，产品纯度达99%以上。湿法冶金的能耗较火法低，且能够有效去除铜炉渣中的其它杂质金属，回收的铜盐产品纯度较高。

综上所述，现有技术中，尽管有多种关于黄铜炉渣处理的方法，但对于黄铜炉渣的处理，但通常只对铜进行较有效的回收，并未能将其中含量较高的锌成分进行合理回收，因此，开发一种能同时有效回收黄铜炉渣中铜成分和锌成分的方法，十分有意义。

发明内容

本发明要解决的技术问题是克服关于黄铜炉渣回收利用的缺陷和技术不足，提供一种黄铜炉渣回收再利用工艺，通过该工艺可以以碱式氯化铜及碱式氯化锌的形式有效地回收黄铜炉渣中含量较高的铜成分及锌成分。

本发明的上述目的通过如下技术方案予以实现：

一种黄铜炉渣回收再利用工艺，包括如下步骤：

S1.酸浸

将盐酸溶液加入到黄铜炉渣中，搅拌，过滤，得到的滤液作为生产碱式氯化铜的铜锌混合酸液；

S2.合成碱式氯化铜

S21.调节步骤S1.得到的铜锌混合酸液的pH，除杂，得到除杂后的铜锌混合液；

S22.将步骤S21.得到的除杂后的铜锌混合液与含氨碱液反应，反应温度控制在60~90℃，pH控制在3.8~5.0，过滤，漂洗干燥，得碱式氯化铜，并将滤液作为生产碱式氯化锌的含铜锌母液；

S3.合成碱式氯化锌

往步骤S22.得到的含铜锌母液中加入锌粉进行置换反应，过滤除去杂铜，收集滤液，控制滤液氨氮浓度保持在10~40g/L之间，锌与氨氮的质量比大于2.33，并将滤液与强碱液反应，过滤，漂洗干燥，得碱式氯化锌。

优选地，S2及S3中，所述过滤均为抽滤。抽滤比其他过滤方式能更高效的实现固液分离。

发明人发现，对于酸浸处理后得到的铜锌混合酸液，在步骤S22.中所述的反应条件下，即控制反应温度在60~90℃之间，控制pH在3.8~5.0之间，可以保证得到晶型较好的碱式氯化铜晶体，且又能保证锌基本上不沉淀到碱式氯化铜产品中，实现了铜、锌的有效分离。若步骤S22.中pH大于5.0，会有氢氧化铜生成，同时锌也会较多的沉淀；若pH小于3.8，铜沉淀不完全，且生成的碱式氯化铜为无定型碱式氯化铜，产品颜色发白，铜含量不达标。

发明人还发现，步骤S3.中将除去杂铜后的滤液直接与氢氧化钠溶液或氢氧化钙溶液反应，由于酸碱性太强，反应体系没有缓冲，反应速度过于迅速，则生成的碱式氯化锌为非晶型沉淀，颗粒小，难漂洗抽滤；将除去杂铜后的滤液直接与氨水反应，也会存在得到的碱式氯化锌颗粒过小的问题，因此现有技术中，有通过加入季铵盐类诱导剂以调节碱式氯化锌的颗粒大小。而本发明中，发明人经过大量创造性实验发现，将除去杂铜后的滤液中保持氨氮浓度在10~40g/L之间，锌与氨氮的质量比大于2.33，就可以起到缓冲作用，既保证除去杂铜后的滤液与低浓度的氢氧化钠或氢氧化钙溶液反应不会过于剧烈，得到晶型较好颗粒较大的晶体，又保证氨氮浓度不会过高而导致锌离子过多的形成锌氨络合离子而溶于液相中，确保碱式氯化锌的一次产率较高。

作为一种优选方案，S22.中所述pH控制在4.2~4.5。发明人发现，当S22.中所述pH小于4.2时，产品颗粒偏细，反应后母液中铜含量会偏高，导致S3.步骤中需要更多的锌粉进行除铜。当S22.中所述pH大于4.5时，碱式氯化铜产品中夹杂锌含量则会出现略高，约在高于0.05%至不高于0.1~5%之间。当控制pH在4.2~4.5时，S22.母液中铜含量为1~3g/L，更利于S3中的除铜，同时，获得的碱式氯化铜产品中，夹杂的锌含量能控制在0.05%以下。

优选地，S3中，置换后的杂铜可以返回到黄铜炉渣酸浸步骤S1.中，重新溶铜除杂，使铜不流出生产线。

优选地，S1.中，过滤步骤获得的滤渣可以进行清洗，清洗后的洗液可以与滤液混合作为生产碱式氯化铜的铜锌混合酸液。

优选地，S22.中，漂洗碱式氯化铜后的洗液可以与该步骤的滤液混合作为生产碱式氯化锌的铜锌混合酸液。

作为一种更优选方案，步骤S1.中所述盐酸浓度为31质量%。

作为一种更优选方案，步骤S1.中将酸溶液加入到黄铜炉渣中为：将酸溶液与黄铜炉渣以质量比1:3~5混合，并保持反应温度低于40℃，搅拌1~2小时。

作为一种优选方案，步骤S1.中将酸溶液加入到黄铜炉渣中后，还加入氧化剂。加入氧化剂可以更彻底地浸出黄铜炉渣的铜、锌。

作为一种更优选方案，步骤S1.中所述氧化剂为双氧水或次氯酸钠。

作为一种最优选方案，步骤S1.中所述氧化剂的质量为黄铜炉渣质量的0.5~1倍。氧化剂在这个范围，可以将铜更彻底的氧化浸出。

作为一种优选方案，步骤S21.中用碱液调节步骤S12.得到的铜锌混合酸液的pH为1~2，再除杂。

优选地，S21.中，可以是采用不含铜的普通碱液或者是含铜氨蚀刻废液对步骤S1.得到的铜锌混合酸液的pH值进行调节。

作为一种优选方案，S22.中所述含氨碱液为除杂后含铜氨蚀刻废液或质量分数为4~5%的氨水。

作为一种优选方案，步骤S22.中所述pH控制在4.2~4.5。

作为一种优选方案，S22.中将步骤S21.得到的除杂后的铜锌混合液与碱液反应的时间控制在1~4小时。

作为一种优选方案，S3.中所述锌粉的加入量为铜离子含量的2~3倍。

作为一种优选方案，S3.中所述锌与氨氮的质量比优选为2.33~20。

作为一种更优选方案，S3.中所述锌与氨氮的质量比优选为2.33~12.3。

所述强碱液是指，该碱溶于水后能发生完全电离。作为一种优选方案，S3.中所述强碱液为氢氧化钠溶液或氢氧化钙溶液。

作为一种优选方案，S3.中所述滤液与强碱液反应温度控制在40~80℃，pH控制在6~8，反应时间控制在1~4小时。

与现有技术相比，本发明具有如下有益效果：

本发明通过对工艺的选择，实现了同时对黄铜炉渣里的铜元素和锌元素有效回收，较现有的只回收铜的方法提高了资源的利用度；且整个工艺制备出的碱式氯化铜以及碱式氯化锌符合饲料级标准；采用所述工艺能降低废液处理成本以及减少设备投资，符合循环经济以及资源综合利用的原则。

附图说明

图1用黄铜炉渣制备碱式氯化铜及碱式氯化锌的工艺流程图。

具体的实施方式

以下结合实施例来进一步解释本发明，但实施例并不对本发明做任何形式的限定。除非特别说明，本发明实施例采用的原料试剂为常规市购的原料试剂。

以下实施例所采用的黄铜炉渣的组分质量含量如下：

某冶炼厂提供的黄铜炉渣：

。

实施例1：

S1酸浸

往1000g含铜27.12%、含锌41.08%的黄铜炉渣中，加入3480mL31%质量分数盐酸，在循环冷却水保持反应温度低于40℃的条件下搅拌1小时，缓慢加入700mL双氧水，保持反应温度低于40℃。抽滤并漂洗滤渣，得到约400g滤渣；得到的滤液和洗水混合，为铜锌混合酸液约3600mL，含铜75.83g/L，含锌115.49g/L。

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用质量分数50%的氢氧化钠溶液500mL将pH调至2，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液4040mL，含铜66.63g/L，含锌101.48g/L；将除杂后的铜、锌溶液与4%的氨水4000mL反应，温度控制在90℃，pH控制在5.0，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品446.22g，铜回收率达95.66%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7800mL，含铜1.25g/L，含锌52.56g/L，氨氮10g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7800mL含铜锌母液中加入24g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7800mL，再加入氯化锌2400g，溶液含铜0.001g/L，含锌200g/L，氨氮10g/L，与氢氧根摩尔浓度为1.2mol/L的氢氧化钙溶液12000mL反应，温度控制在80℃，pH控制在8，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品2598g。

实施例2：

S1酸浸

往1000g含铜29.9%、含锌44.3%的黄铜炉渣中加入4300mL31%质量分数盐酸，在循环冷却水保持反应温度低于40℃的条件下搅拌1小时，缓慢加入900mL双氧水，保持反应温度低于40℃。抽滤并漂洗滤渣，得到约387g滤渣；得到的滤液和洗水混合，为铜锌混合酸液约4800mL，含铜70.82g/L，含锌105.4g/L。

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用质量分数50%的氢氧化钠溶液450mL将pH调至1.5，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液5250mL，含铜63.96g/L，含锌95.2g/L；将除杂后的铜、锌溶液与5%氨水3100mL反应，温度控制在75℃，pH控制在4.3，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品560g，铜回收率达96.78%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7800mL，含铜1.4g/L，含锌64.08g/L，氨氮20g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7800mL含铜锌母液中加入24g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7800mL，再加入氯化锌1600g，获得溶液含铜0.001g/L，含锌165.2g/L，氨氮20g/L，与氢氧根摩尔浓度为0.4mol/L的氢氧化钠溶液5430mL反应，温度控制在60℃，pH控制在7，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品2110g。

实施例3：

S1酸浸

往1000g含铜27.12%、含锌41.08%的黄铜炉渣中，加入3480mL31%质量分数盐酸，在循环冷却水保持反应温度低于40℃的条件下搅拌1小时，缓慢加入700mL双氧水，保持反应温度低于40℃。抽滤并漂洗滤渣，得到约400g滤渣；得到的滤液和洗水混合，为铜锌混合酸液约3600mL，含铜75.83g/L，含锌115.49g/L。

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用质量分数20%的氨水1350mL将pH调至2，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液4950mL，含铜54.15g/L，含锌83.68g/L；将除杂后的铜、锌溶液与4%的氨水4000mL反应，温度控制在60℃，pH控制在3.8，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品442.89g，铜回收率达96.66%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约9100mL，含铜0.98g/L，含锌45.15g/L，氨氮22g/L。

S3合成碱式氯化锌

往9100mL含铜锌母液中加入20g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液9100mL，再加入氯化锌75g，溶液含铜0.001g/L，含锌51g/L，氨氮22g/L，与氢氧根摩尔浓度为0.4mol/L的氢氧化钙溶液25000mL反应，温度控制在40℃，pH控制在6，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品765g。

实施例4：

S1酸浸

往1000g含铜28.36%、含锌39.55%的黄铜炉渣中，加入2600mL31%质量分数盐酸，在循环冷却水保持反应温度低于40℃的条件下搅拌1小时，缓慢加入460mL27.5%质量分数双氧水，保持反应温度低于40℃。抽滤并漂洗滤渣，得到约405g滤渣；得到的滤液和洗水混合为铜锌混合酸液，约3500mL，含铜80.33g/L，含锌112.88g/L。

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用含铜90g/L的氨蚀刻废液2570mL将pH调至1，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液6070mL，含铜84.42g/L，含锌65.03g/L；将除杂后的铜、锌溶液与除杂后含铜90g/L的氨蚀刻废液1180mL反应，温度控制在60℃，pH控制在4.4，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品1036g，铜回收率达96.92%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7550mL，含铜2.2g/L，含锌50.7g/L，氨氮40g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7550mL含铜锌母液中，加入33g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7550mL，再加入氯化锌670g，使得溶液中含铜0.002g/L，含锌95g/L，氨氮39.8g/L，与氢氧根摩尔浓度为0.7mol/L的氢氧化钠溶液9620mL反应，温度控制在40℃，pH控制在6，反应时间控制在1小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品1178g。

对比例1：

步骤S1与实施例1相同，区别在于，步骤S2和S3采用如下工艺：

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用质量分数50%的氢氧化钠溶液500mL将pH调至2，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液4040mL，含铜66.63g/L，含锌101.48g/L；将除杂后的铜、锌溶液与4%的氨水4000mL反应，温度控制在90℃，pH控制在5.5，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品444.54g，铜回收率达95.45%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7800mL，含铜1.57g/L，含锌52.36g/L，氨氮11.1g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7800mL含铜锌母液中加入24g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7800mL，再加入氯化锌2400g，溶液含铜0.001g/L，含锌200g/L，氨氮11.1g/L，与氢氧根摩尔浓度为1.2mol/L的氢氧化钙溶液12000mL反应，温度控制在80℃，pH控制在8，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品2590g。

对比例2：

步骤S1与实施例1相同，区别在于，步骤S2和S3采用如下工艺：

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用质量分数50%的氢氧化钠溶液500mL将pH调至2，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液4040mL，含铜66.63g/L，含锌101.48g/L；将除杂后的铜、锌溶液与4%的氨水4000mL反应，温度控制在90℃，pH控制在3.0，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品444.54g，铜回收率达95.13%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7800mL，含铜1.57g/L，含锌52.68g/L，氨氮11.1g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7800mL含铜锌母液中加入24g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7800mL，再加入氯化锌2400g，溶液含铜0.001g/L，含锌202.83g/L，氨氮11.1g/L，与氢氧根摩尔浓度为1.2mol/L的氢氧化钙溶液12000mL反应，温度控制在80℃，pH控制在8，反应时间控制在2小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品2650g。

对比例3：

步骤S1与实施例2同，区别在于，步骤S2和S3采用如下工艺：

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用质量分数50%的氢氧化钠溶液450mL将pH调至1.5，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液5250mL，含铜63.96g/L，含锌95.2g/L；将除杂后的铜、锌溶液与5%的氨水3100mL反应，温度控制在50℃，pH控制在4.3，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品550g，铜回收率达95.01%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7800mL，含铜2.15g/L，含锌64.33g/L，氨氮20g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7800mL含铜锌母液中加入37g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7800mL，再加入氯化锌1600g，获得溶液含铜0.001g/L，含锌165.2g/L，氨氮20g/L，与氢氧根摩尔浓度为0.4mol/L的氢氧化钠溶液5430mL反应，温度控制在60℃，pH控制在7，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品2112g。

对比例4：

步骤S1与实施例4相同，区别在于，步骤S2和S3采用如下工艺：

S2合成碱式氯化铜

将铜锌混合酸液用含铜90g/L的氨蚀刻废液2570mL将pH调至1，再加入适量的除杂剂，反应20分钟，除去铅、砷、铬、汞等有毒金属，得到除杂后铜、锌溶液6070mL，含铜84.42g/L，含锌65.03g/L；将除杂后的铜、锌溶液与除杂后含铜90g/L的氨蚀刻废液1180mL反应，温度控制在60℃，pH控制在3.0，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化铜产品1014.8g，铜回收率达94.33%；滤液与洗水混合，为含铜锌母液，约7550mL，含铜4.65g/L，含锌50.3g/L，氨氮39.83g/L。

S3合成碱式氯化锌

往7550mL含铜锌母液中，加入33g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，固相返回黄铜炉渣酸浸的步骤，重新溶铜除杂；液相为净化后的氯化锌溶液7550mL，再加入氯化锌670g，溶液含铜0.002g/L，含锌95g/L，氨氮39.8g/L，与氢氧根摩尔浓度为0.7mol/L的氢氧化钠溶液9620mL反应，温度控制在40℃，pH控制在6，反应时间控制在1小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品1178g。

对比例5：

步骤S1和S2与实施例4相同，区别在于，步骤S3采用如下工艺：

将铜锌混合酸液中加入33g锌粉进行置换，搅拌30分钟；固液分离后，液相为净化后的氯化锌溶液7550mL，溶液含铜0.002g/L，含锌53.07g/L，氨氮40g/L，与氢氧根摩尔浓度为0.7mol/L的氢氧化钠溶液9620mL反应，温度控制在40℃，pH控制在6，反应时间控制在1小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品656g。

对比例6：

步骤S1和S2与实施例2相同，区别在于，步骤S3采用如下工艺：

将铜锌混合酸液中加入24g置换锌粉，搅拌30分钟；固液分离后，液相为净化后的氯化锌溶液7800mL，再加入氯化锌1600g，获得溶液含铜0.001g/L，含锌165.2g/L，氨氮20g/L，与氢氧根摩尔浓度为2.0mol/L的氢氧化钠溶液5430mL反应，温度控制在60℃，pH控制在7，反应时间控制在3小时，漂洗抽滤固体后烘干，得到碱式氯化锌产品2110g。

各实施例和对比例制备得到的碱式氯化铜和碱式氯化锌的质量标准如表一和表二所示。

表一碱式氯化铜产品品质

表二碱式氯化锌产品品质

从实施例1、实施例3与对比例1、对比例2比较可以看出，当S2中pH值过高或过低，得到的碱式氯化铜产品中铜含量不达标，并且其锌含量会较高，同时颗粒较细，难洗涤抽滤。从实施例2与对比例3比较可以看出，当S2中，温度过低时，得到的碱式氯化铜产品中铜含量不达标，并且其锌含量会较高，同时颗粒较细，难洗涤抽滤。从实施例4与对比例4当S2中pH值过低，得到的碱式氯化铜产品中铜含量不达标，并且其锌含量会较高，同时颗粒较细，难洗涤抽滤。从实施例4与对比例5比较可以看出，当S3中，氨氮浓度在10~40g/L之间，锌与氨氮的质量比小于2.33，制备的碱式氯化锌产品中锌含量不达标，产品颗粒较细、难洗涤抽滤。从实施例2与对比例6比较可以看出，当S3中，氨氮浓度在10~40g/L之间，锌与氨氮的质量比大于2.33，加入的强碱溶液的氢氧根摩尔浓度大于1.2mol/L，制备的碱式氯化锌产品中锌含量不达标，产品颗粒较细、难洗涤抽滤。

上述实施实例用来解释说明本发明，而不对本发明进行限制，在本发明的精神和权利要求的保护范围内，对本发明做出任何修改和改变，都落入本发明的保护范围。

Claims (9)

1.一种黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：包括如下步骤：

S1.酸浸

将盐酸溶液加入到黄铜炉渣中，搅拌，过滤，得到的滤液作为生产碱式氯化铜的铜锌混合酸液；

S2.合成碱式氯化铜

S21.调节步骤S1.得到的铜锌混合酸液的pH进行除杂，得到除杂后的铜锌混合液；

S22.将步骤S21.得到的铜锌混合液与含氨碱液反应，反应温度控制在60~90℃，pH控制在3.8~5.0，过滤，漂洗干燥，得碱式氯化铜，并将滤液作为生产碱式氯化锌的含铜锌母液；

S3.合成碱式氯化锌

往步骤S22.得到的含铜锌母液中加入锌粉进行置换反应，过滤除去杂铜，收集滤液，控制滤液氨氮浓度保持在10~40g/L之间，锌与氨氮的质量比大于2.33，并将滤液与氢氧根浓度为0.4-1.2mol/L的强碱液反应，过滤，漂洗干燥，得碱式氯化锌。

2.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S1.中所述酸溶液为盐酸。

3.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S22.中所述含氨碱液为除杂后含铜氨蚀刻废液或氨水。

4.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S22.中所述pH控制在4.2~4.5。

5.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S3.中所述锌粉的加入量为铜离子含量的2~3倍。

6.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S3.中所述强碱液为氢氧化钠溶液或氢氧化钙溶液。

7.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S3.中所述锌与氨氮的质量比为2.33~20。

8.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：S21.中，采用不含铜的普通碱液或含铜氨蚀刻废液对步骤S1.得到的铜锌混合酸液的pH值进行调节。

9.根据权利要求1所述的黄铜炉渣回收再利用工艺，其特征在于：所述黄铜炉渣中，铜含量为25~35质量％，锌含量为35~45质量％。