CN111647738B - 一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法 - Google Patents

一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，属于有色冶金行业固体废弃物处理利用领域，解决了现有技术中还原铁产品中砷含量超标的问题。本发明提供的含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法包括：步骤1、将含砷铜渣研磨处理，并对渣粉干燥脱除游离水；含砷铜渣中含有氧化砷、硫化砷和砷酸盐；步骤2、将渣粉进行高温焙烧，高温焙烧过程中通入惰性气体，含砷铜渣中的氧化砷和硫化砷高温焙烧分解后以气体形式挥发，非挥发成分形成砷焙烧渣；步骤3、持续向砷焙烧渣中通入还原性气体40min～100min，还原温度为650℃～1200℃，砷焙烧渣中的砷酸盐气化脱除，得到含砷铜渣脱砷后渣料。本发明能够明显降低渣中砷含量，为后续铜渣的继续处理提供砷含量合格的原料。

Description

一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法
技术领域
本发明涉及有色冶金行业固体废弃物处理利用技术领域，尤其涉及一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法。
背景技术
我国90％的铜产量由火法工艺生产，冶炼过程伴随大量高含砷物料的产生，主要有炉渣、烟尘、阳极泥和电解液，为了降低砷在铜冶炼系统中的循环累积，减轻或消除“砷害”对冶炼产品质量或冶炼过程的影响，含砷烟尘、含砷电解液、含砷粗铜和含砷阳极泥已进行了深入地脱砷研究，而含砷铜渣一直以来主要以堆存为主，近些年来伴随着铜渣资源化利用研究的兴起，国内外学者进行了大量研究且取得了较好地结果，研究方向主要集中于提高含砷铜渣中铜、铁元素的回收率。
随着研究的深入发现，由铜渣经过直接还原-破碎磁选/高温熔分工艺得到的铁粉、铁水/海绵铁中存在砷含量超标(As＝0.2wt％～0.6wt％)的问题，产品中砷元素的超标严重影响钢材性能，如：降低钢的冲击韧性，焊接性能和高温下钢的热塑性，而且砷元素含量较高的铁产品按杂质元素含量折价很高，影响企业效益。
另外，高含砷铁产品销售的困难及低收益性严重影响企业对铜渣资源开发利用的积极性。因此，开发含砷铜渣高效脱砷技术已成为当下迫在眉睫的需求。
发明内容
鉴于上述的分析，本发明实施例旨在提供一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，用以解决现有技术中还原铁产品中砷含量超标的问题。
本发明的目的主要是通过以下技术方案实现的：
本发明提供了一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，包括以下步骤：
步骤1、将含砷铜渣研磨处理，并对渣粉干燥脱除游离水；
含砷铜渣中含有氧化砷、硫化砷和砷酸盐；
步骤2、高温焙烧分解；
将渣粉进行高温焙烧，焙烧温度为350℃～1150℃，焙烧时间为15min～120min，高温焙烧过程中通入惰性气体，含砷铜渣中的氧化砷和硫化砷高温焙烧分解后以气体形式挥发，非挥发成分形成砷焙烧渣；
步骤3、气基还原；
持续向砷焙烧渣中通入还原性气体40min～100min，还原温度为650℃～1200℃，砷焙烧渣中的砷酸盐气化脱除，得到含砷铜渣脱砷后渣料。
进一步地，在步骤3中，还原性气体为CO-CO2混合气体，CO气体的体积含量为1.5％～6.5％。
进一步地，在步骤1中，含砷铜渣研磨处理后，选取粒径为75～100μm的渣粉在100～105℃条件下烘干3h以上。
进一步地，在步骤1中，惰性气体为氮气、氩气或其它不影响硫化砷分解的气氛。
进一步地，在步骤2中，惰性气体的流量为2.5～3.5L/min。
进一步地，在步骤1中，硫化砷包括AsS、As2S2、As2S3、As4S4或As4S6中的一种或多种。
进一步地，在步骤1中，氧化砷包括As4O6、As4O7、As4O8、As4O9、As4O10、As2O3、AsO2或AsO中的一种或多种。
进一步地，在步骤1中，砷酸盐包括Mg(AsO2)2、Mg3(AsO4)2、Ca(AsO2)2、Ca3(AsO4)2、FeAsO4、Fe3(AsO4)2、Cu(AsO2)2、Cu3AsO4和Cu3(AsO4)2中的一种或多种。
进一步地，在步骤3中，气基还原后的烟气的成分在烟道冷却段分步收集、回收；
烟道冷却段的温度低于300℃，尾气通入尾气收集装置，未被收集、回收的气体与收集装置中的氢氧化钙溶液反应。
进一步地，在步骤1中，高温焙烧分解产生的烟气中的成分在烟道冷却段分步收集、回收，得到单质砷和硫磺粉。
与现有技术相比，本发明至少可实现如下有益效果之一：
(1)本发明通过“高温焙烧分解-气基还原”两步法脱砷，可明显降低渣中砷含量，得到砷含量低于0.07％的含砷铜渣原料，为后续铜渣的继续处理提供砷含量合格的原料，解决含砷铜渣后续经过直接还原-破碎磁选/高温熔分工艺得到的铁粉、铁水/海绵铁中砷含量超标的问题，以达到含砷铜渣综合利用，实现循环经济、节能减排目的。
(2)本发明提出的在惰性气体氛围下的“高温焙烧分解”步骤，可保证硫化砷充分分解成单质砷和单质硫，在惰性气组分的保护下可有效防止单质砷和硫的再氧化，最后在设计的烟道收集装置中进行回收，得到附加值和纯度较高的金属砷和硫磺粉。
(3)针对目前有色铜渣的储量巨大，利用本发明提供的“高温焙烧分解-气基还原”两步法脱砷可带来明显的经济效益和减轻有害烟气的处理负担。
本发明中，上述各技术方案之间还可以相互组合，以实现更多的优选组合方案。本发明的其他特征和优点将在随后的说明书中阐述，并且，部分优点可从说明书中变得显而易见，或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过说明书实施例以及附图中所特别指出的内容中来实现和获得。
附图说明
附图仅用于示出具体实施例的目的，而并不认为是对本发明的限制，在整个附图中，相同的参考符号表示相同的部件。
图1为含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图来具体描述本发明的优选实施例，其中，附图构成本发明一部分，并与本发明的实施例一起用于阐释本发明的原理，并非用于限定本发明的范围。
本发明提供了一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，如图1所示，包括以下步骤：
步骤1、将含砷铜渣研磨处理，并对渣粉干燥脱除游离水；含砷铜渣中含有氧化砷、硫化砷和砷酸盐；
具体地，将含砷铜渣研磨，选取粒径为75～100μm的渣粉在100～105℃条件下烘干，直至试样中大部分游离水水脱除，烘干时间通常大于3h。
在上述步骤1中，含砷铜渣为鼓风炉吹炼铜渣、反射炉熔炼铜渣、闪速炉熔炼铜渣、转炉吹炼铜渣和电炉熔炼铜渣中的一种或多种的混合料或者经磨矿浮选铜后剩下的浮选尾渣。
含砷铜渣的主要化学成分以质量百分比计为：TFe：20％～50％，SiO2：25-40％，As〉0.01％；其中，含砷铜渣中的砷的存在形式为硫化砷、氧化砷、砷酸盐及砷的金属中间化合物中的一种。
其中，硫化砷包括AsS、As2S2、As2S3、As4S4或As4S6中的一种或多种；氧化砷包括As4O6、As4O7、As4O8、As4O9、As4O10、As2O3、AsO2或AsO中的一种或多种；砷酸盐包括Mg(AsO2)2、Mg3(AsO4)2、Ca(AsO2)2、Ca3(AsO4)2、FeAsO4、Fe3(AsO4)2、Cu(AsO2)2、Cu3AsO4和Cu3(AsO4)2中的一种或多种。
步骤2、高温焙烧分解
利用硫化砷(AsxSy)和氧化砷(AsxOy)的高温热分解特性，在惰性气氛下，惰性气体流量为2.5～3.5L/min，焙烧温度为350℃～1150℃，焙烧时间为15min～120min，高温焙烧过程中通入惰性气体，含砷铜渣中的氧化砷和硫化砷高温焙烧分解后以气体形式挥发，非挥发成分形成砷焙烧渣。
本发明将焙烧温度严格控制在350℃～1150℃是因为：硫化砷的最低气化温度为350℃，焙烧温度高于此温度时分解反应才可以进行，而铜渣的熔点一般在1200℃左右，高于此温度，熔渣表面发生熔化会阻碍气体砷的挥发，降低砷的脱除率。考虑到硫化砷和氧化砷在铜渣中的嵌布关系复杂，将焙烧时间控制在15min～120min范围内以保证硫化砷和氧化砷的充分分解；但考虑到成本问题，时间限制在120min以内。
惰性气体为氮气、氩气或其它不影响硫化砷分解的气氛。含砷铜渣在惰性气氛下高温焙烧分解后，原料中以硫化物和氧化物形式存在的砷可完全脱除，烟气的主要成分为砷和硫的单质气体，在烟道冷却段分步收集、回收。由于烟道内烟气为惰性气氛，不含有氧气，可防止砷和硫的单质气体氧化成有毒的As2O3和SO2气体，污染环境，经冷却可得到的附加值较高的金属砷和硫磺粉产品。
需要说明的是，步骤1中的高温焙烧分解阶段的脱砷机理为：
铜渣内硫化砷(AsxSy)存在的形式有：AsS、As2S2(雄黄)、As2S3(雌黄)、As4S4、As4S6；其中As2S2、As2S3在350℃左右气化，如反应式(1)和(2)所示，As4S4在400℃左右发生气化，如反应式(3)所示，具体反应如下：
As2S2(s)＝As2S2(g) (1)
As2S3(s)＝As2S3(g) (2)
As4S4(s)＝As4S4(g) (3)
另外，硫化砷在惰性气氛下会发生离解反应，具体离解产物有As2(g)、As3(g)、As4(g)、AsS(g)和S2(g)，可由下列反应式表示：
AsxSy＝ Asx(g)+y/2 S2(g) (4)
氧化砷(AsxOy)的存在的形式为：As4O6和As2O5，As4O6的气化反应在400℃即可进行，如反应式(5)所示；当温度高于800℃时，As2O5分解生成气态As4O6，如反应式(6)所示；当温度继续升高到1100℃时，As2O5的分解生成As2O3，如反应式(7)所示，氧化砷(AsxOy)具体反应机理如下：
As4O6(s)＝As4O6(g) (5)
As2O5(s)＝As4O6(g)+2O2(g) (6)
As2O5(s)＝As2O3(g)+O2(g) (7)
步骤3、气基还原
向高温焙烧分解后的砷焙烧渣中通入还原性气体，还原性气体的通入时间为40min～100min，还原温度为650℃～1200℃，砷焙烧渣中的砷酸盐气化脱除。
经过步骤2高温焙烧分解后的砷焙烧渣中，仍存在一部分极难分解的砷酸盐，通过向气氛中通入CO-CO2混合气体，即可将极难脱除的砷酸盐中的+6价砷元素转变成+3价易挥发脱除的氧化砷挥发脱除。
本步骤采用CO-CO2混合气体对铜渣进行还原的优点是可避免砷酸盐还原得到的单质砷气体与铜渣内由铁橄榄石(Fe2SiO4)、磁铁矿(Fe3O4)还原产生的金属铁生成FeAs、Fe2As、CuAs等金属间化合物，从而抑制砷的挥发，降低砷的脱除率。
步骤3中的脱砷原理如下：
铜渣在CO-CO2混合气体气氛下，铁橄榄石、磁铁矿和砷酸盐(MO·As2O5)会发生如下反应：
Fe2SiO4+2CO(g)＝SiO2+2Fe+2CO2(g) (8)
Fe3O4+4CO(g)＝3Fe+4CO2(g) (9)
2Mg3(AsO4)2+4CO(g)＝6MgO+As4O6(g)+4CO2(g) (10)
2Fe3(AsO4)2+4CO(g)＝6FeO+As4O6(g)+4CO2(g) (11)
2Cu(AsO2)2+CO(g)＝Cu2O+As4O6(g)+CO2(g) (12)
在25～1200℃的温度范围内，反应(8)的△Gθ＞0，说明在热力学上不发生反应；在25～600℃的温度范围内，反应(9)的△Gθ＜0，当温度大于600℃，反应(9)的△Gθ＞0，说明在热力学上当温度高于600℃时，反应(9)不发生反应；在温度大于900℃时，反应(10)的△Gθ＜0，说明Mg3(AsO4)2才能被还原，而反应(11)和反应(10)在温度大于200℃时，反应的△Gθ＜0，热力学上即可发生反应。所以，将还原温度控制在650℃～1200℃之间为宜，低于650℃时，反应(9)发生反应生成金属铁，阻碍砷的挥发，高于1200℃时，超过铜渣熔点，试样发生熔化，阻碍砷的气态化合物挥发，影响砷的脱除率。
另外，反应(8)和反应(9)不仅受还原温度的影响，还受到CO和CO2分压比的影响，如果CO的分压增大及还原气氛增强，上述反应仍会进行，导致金属铁的生成，所以，应该保持弱还原气氛。考虑到CO和CO2分压比不易直接控制，因此在通入CO-CO2混合气体时，设置总的气体流量不变，为5L/min，调节进气时CO和CO2的吹气速率，及控制CO的浓度在1.5％～6.5％之间，低于1.5％时，砷酸盐的还原效率太低，而高于6.5％时，反应(9)将发生反应。另外，适宜的还原时间为40min～100min，由于砷酸盐的难还原特性，还原时间低于40min，反应不充分，导致砷的脱除率较低，高于100min则会导致成本的上升。
在此条件下，还原后得到的还原渣中，渣中的砷酸盐可大部分气化脱除。气基还原后的烟气主要成分为As4O6、CO和CO2气体，可在温度低于300℃的烟道冷却段收集、回收，烟气最后通入尾气收集装置，使得未被收集的As4O6气体与收集装置中的氢氧化钙溶液反应生成稳定的砷酸钙盐，防止砷气体对环境的污染。
对于传统含砷铜渣在直接还原过程中砷脱除率较低的原因为：砷酸盐(MO·As2O5)与铁橄榄石(Fe2SiO4)、磁铁矿(Fe3O4)同时被C还原，FeAs、Fe2As、CuAs等金属间化合物的生成阻碍了砷的脱除。
本发明采用“CO2/Ar-CO”气体进行还原，发生如下反应：
Fe2SiO4+2CO(g)＝SiO2+2Fe+2CO2(g) (13)
Fe3O4+4CO(g)＝3Fe+4CO2(g) (14)
砷酸盐在200℃即可被CO还原，本发明将砷酸盐气基还原温度控制在650℃～1200℃之间是因为：当气基还原温度低于650℃时，反应(9)发生反应生成金属铁，阻碍砷的挥发；当气基还原温度高于1200℃时，该温度超过铜渣熔点，砷焙烧渣试样发生熔化，阻碍砷的气态化合物挥发，影响砷的脱除率，因此，本发明将气基还原温度控制在650℃～1200℃之。
根据上述分析，将还原温度控制在650～1200℃之间并控制一定的弱还原气氛即可实现砷酸盐还原，同时能够抑制铁橄榄石和磁铁矿的还原，砷以气态化合物的形式挥发，从而避免与金属铁生成金属间化合物重新返回到渣中，提高砷的脱除率。
实施例1
本实施例采用的原料为含砷铜渣，渣样为闪速熔炼渣经磨矿浮选得到的贫化铜渣，其主要化学成分及质量百分含量为：TFe 41.03％，SiO2 33.00％，As 0.30％，Pb0.88％，Zn 2.28％，Cu 0.35％，其中砷酸盐的含量为0.069％、硫化砷的含量为0.165％，氧化砷的含量为0.066％。
将含砷铜渣研磨，选取粒径为75～100μm的渣粉50g，将渣粉预先在100～105℃条件下烘干3h，以保证渣粉中大部分游离水脱除，将烘干后的渣粉置于干燥器中冷至室温备用。
将干燥的渣样放入炉内并开始通入氩气，设定氩气流量为3L/min，随炉升温至700℃，保温30min，到达时间后取样化验渣样硫化砷和氧化砷及回收产物中金属的含量；接着开始通入CO-CO2混合气体，气体流量为5L/min，CO的浓度在1.5％(CO＝0.075L/min，CO2＝4.925L/min)，炉温升至950℃，恒温30min，到达时间后取样化验砷酸盐的含量。
高温分解后渣样中硫化砷和氧化砷的重量百分比分别为0.008％和0.002％，计算得到砷的脱除率分别为95.15％和75％，回收产物中金属砷的纯度为98.12％，单质硫的纯度为96.23％。气基还原后渣样中砷重量百分比为0.010％，砷脱除率为85.50％，经过两步反应后，砷总的脱除率为93.33％。
实施例2
本实施例的原料采用含砷铜渣，渣样为闪速熔炼渣经磨矿浮选得到的贫化铜渣，其主要化学成分及质量百分含量为：TFe 41.03％，As 0.30％，其中砷酸盐的含量为0.069％、硫化砷的含量为0.165％，氧化砷的含量为0.066％，
将含砷铜渣研磨，选取75～100μm的渣粉50g预先在100～105℃烘干3h，保证大部分游离水脱除，置于干燥器中冷至室温备用。干燥的渣样放入炉内并开始通入氩气，设定氩气流量为3L/min，随炉升温至900℃，保温90min，到达时间后取样化验渣样硫化砷和氧化砷及回收产物中金属的含量；接着开始通入CO-CO2混合气体，气体流量为5L/min，CO的浓度在2.5％(CO＝0.125L/min，CO2＝4.875L/min)，炉温升至1050℃，恒温60min，到达时间后取样化验砷酸盐的含量。
高温分解后渣样中硫化砷和氧化砷的重量百分比分别为0.0013％和0.0011％，计算得到砷的脱除率分别为99.21％和98.33％，回收产物中金属砷的纯度为98.64％，单质硫的纯度为95.76％。气基还原后渣样中砷重量百分比为0.0054％，砷脱除率为92.17％，经过两步反应后，砷总的脱除率为97.40％。
实施例3
本实施例采用的原料为含砷铜渣，渣样为闪速熔炼渣经磨矿浮选得到的贫化铜渣，其主要化学成分及质量百分含量为：TFe 41.03％，As0.30％，其中砷酸盐的含量为0.069％、硫化砷的含量为0.165％，氧化砷的含量为0.066％。
将含砷铜渣研磨，选取75～100μm的渣粉50g预先在100～105℃烘干3h保证大部分游离水脱除，置于干燥器中冷至室温备用。干燥的渣样放入炉内并开始通入氩气，设定氩气流量为3L/min，随炉升温至1150℃，保温120min，到达时间后取样化验渣样硫化砷和氧化砷及回收产物中金属的含量；接着开始通入CO-CO2混合气体，气体流量为5L/min，CO的浓度在4.5％(CO＝0.225L/min，CO2＝4.775L/min)，炉温升至1150℃，恒温100min，到达时间后取样化验砷酸盐的含量。
高温分解后渣样中硫化砷和氧化砷的重量百分比分别为0.0005％和0.0003％，计算得到砷的脱除率分别为99.69％和98.54％，回收产物中金属砷的纯度为99.02％，单质硫的纯度为97.69％。气基还原后渣样中砷重量百分比为0.0021％，砷脱除率为96.95％，经过两步反应后，砷总的脱除率为99.03％。
实施例4
本实施例的原料采用含砷铜渣，渣样为转炉吹炼渣经磨矿浮选得到的贫化铜渣，其主要化学成分及质量百分含量为：TFe 40.0％，As 0.35％，其中砷酸盐的含量为0.069％、硫化砷的含量为0.165％，氧化砷的含量为0.066％，
将含砷铜渣研磨，选取75～100μm的渣粉50g预先在100～105℃烘干3h，保证大部分游离水脱除，置于干燥器中冷至室温备用。干燥的渣样放入炉内并开始通入氩气，设定氩气流量为3.2L/min，随炉升温至900℃，保温100min，到达时间后取样化验渣样硫化砷和氧化砷及回收产物中金属的含量；接着开始通入CO-CO2混合气体，气体流量为5L/min，CO的浓度在3.5％(CO＝0.125L/min，CO2＝4.875L/min)，炉温升至1100℃，恒温60min，到达时间后取样化验砷酸盐的含量。
高温分解后渣样中硫化砷和氧化砷的重量百分比分别为0.0012％和0.0010％，计算得到砷的脱除率分别为99.11％和98.23％，回收产物中金属砷的纯度为98.63％，单质硫的纯度为95.66％。气基还原后渣样中砷重量百分比为0.0052％，砷脱除率为92.12％，经过两步反应后，砷总的脱除率为97.50％。
对照例1
本对照例提供了一种直接还原过程中脱砷的方法，包括以下过程：
含砷物料为高砷铁矿石，TFe的重量百分比为46.70％，As的重量百分比为0.52％，其中As以FeAsO4形式存在。
将其研磨制粉，选取100目以下高砷铁矿粉100g，配入20g煤粉混匀，加入8％粘结剂造球，含碳球团直径为1cm-2cm，将造好的球团置于200℃烘箱里，干燥4h以保证绝大部分游离水的脱除。干燥的含碳球团可放入还原炉内随炉升温到850℃，亦可在还原炉到达设定温度850℃后放入，在将球团放入还原炉内的同时通入CO-CO2气体以控制炉内的气氛为还原性气氛，打开尾气处理装置以处理还原炉内排出的尾气。在850℃还原2h后取出直接还原后的金属化球团，水冷至常温，再放入200℃烘箱里干燥4h后取样分析。
其中，脱砷机理为：
4FeAsO4(s)+4CO(g)＝2Fe2O3(s)+4CO2(g)+As4O6(g) (1)
其中，铁直接还原机理为：
3Fe2O3(s)+CO(s)＝CO2(g)+2Fe3O4(s) (2)
Fe3O4(s)+CO(s)＝CO2(g)+3FeO(s) (3)
FeO(s)+CO(g)＝CO2(g)+Fe(s) (4)
CO2(g)+C(s)＝2CO(g) (5)
其中，反应(5)中的C为煤粉。
金属化球团的分析结果为：金属铁重量百分比为46％，砷重量百分比为0.012％。
上述对照例中对不同含砷物料进行了氧化气氛和还原气氛下的砷脱除试验，其烟气的主要成分主要为As、As4O6、SO2、CO、CO2的混合气体，最后统一进入到尾气处理装置进行处理，而烟气中附加值较高的单质砷无法被充分利用，造成含砷物料中砷元素的极大浪费。
本发明与对照例1提供的直接还原过程中脱砷的方法相比，具有以下优势：
本发明针对含砷铜渣原料中砷种类的不同，制定了“两步”脱除的方法，考虑到铜渣中硫化砷和氧化砷的含量占到总砷量的77％左右，而采用传统还原或者氧化的方法，附加值高的单质砷在烟道内被氧化成附加值较低的三氧化二砷，而该工艺最大的问题是烟气中成分复杂，无法进行有效地分离、回收。而本发明步骤1及惰性气氛下含砷物料的高温分解反应阶段，可保证硫化砷充分分解成单质砷和单质硫，最后烟气主要成分为单质砷、单质硫、含量较少的氧化砷气体，惰性气组分的存在可有效防止单质砷的再氧化，最后在设计的烟道收集装置中进行回收，得到附加值且纯度较高的金属砷和硫磺粉。鉴于目前有色铜渣的储量巨大，本发明提供的含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法在利用过程中将会产生巨大收益。
对照例2
本对照例提供了一种含砷物料在直接还原过程中脱砷并同时将有价金属还原的方法，该方法包括造球工艺和焙烧工艺，炉内气氛根据含砷物料中砷的存在形式确定，脱砷的同时有价金属也被直接还原。本对照例以含砷铜渣为对象，在温度1250℃，炉内气氛为还原性气氛的条件下，金属化球团中砷重量百分比为0.006％，砷脱除率为95.68％，取得了良好地砷脱除效果。
只考虑了砷以As2O5形式存在的铜渣，而对砷以砷酸盐、硫化砷等形式存在的铜渣则没有考虑，该方法普遍适用性较差。
对照例3
本对照例公开了一种火法处理含砷铜渣的方法，该方法分为氧化和还原两次脱砷处理工序，其中，氧化工序可将铜渣中的硫化砷氧化为三氧化二砷以烟气排出；还原工序将低砷焙烧渣中的砷酸盐还原为三氧化二砷以烟气排出，通过两次脱砷处理再经过分离处理，得到的铁产品中砷含量低于0.03wt％。
对照例采用煤粉作为还原剂，本质上是一种铜渣煤基直接还原脱砷工艺。另外，其在氧化工序中，通过控制氧气的体积浓度防止硫化砷氧化为五氧化二砷，导致成渣后难以脱除。但对于含有氧化砷的铜渣，按其提到的方法无论怎么控制氧气的体积浓度，氧化砷都无法避免生成五氧化二砷，导致后续工序的难以脱除，降低砷的脱除率。因此，此方法只能针对含有硫化砷和砷酸盐的铜渣类型，普遍适用性较差。
以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims (5)

1.一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤1、将含砷铜渣研磨处理，并对渣粉干燥脱除游离水；
所述含砷铜渣中含有氧化砷、硫化砷和砷酸盐；
所述硫化砷包括AsS、As2S2、As2S3、As4S4或As4S6中的一种或多种；
所述氧化砷包括As4O6、As4O7、As4O8、As4O9、As4O10、As2O3、AsO2或AsO中的一种或多种；
所述砷酸盐包括Mg(AsO2)2、Mg3(AsO4)2、Ca(AsO2)2、Ca3(AsO4)2、FeAsO4、Fe3(AsO4)2、Cu(AsO2)2、Cu3AsO4和Cu3(AsO4)2中的一种或多种；
步骤2、高温焙烧分解；
将渣粉进行高温焙烧，焙烧温度为350℃～1150℃，焙烧时间为15min～120min，高温焙烧过程中通入惰性气体，含砷铜渣中的氧化砷和硫化砷高温焙烧分解后以气体形式挥发，非挥发成分形成砷焙烧渣；
高温焙烧分解产生的烟气中的成分在烟道冷却段分步收集、回收，得到单质砷和硫磺粉；
步骤3、气基还原；
持续向砷焙烧渣中通入还原性气体40min～100min，还原温度为1100℃～1200℃，砷焙烧渣中的砷酸盐气化脱除，得到含砷铜渣脱砷后渣料；所述渣料中砷含量低于0.07％；
在所述步骤3中，气基还原后的烟气的成分在烟道冷却段分步收集、回收；
所述烟道冷却段的温度低于300℃，尾气通入尾气收集装置，未被收集、回收的气体与收集装置中的氢氧化钙溶液反应。
2.根据权利要求1所述的含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，其特征在于，在所述步骤3中，还原性气体为CO-CO2混合气体，CO气体的体积含量为1.5％～6.5％。
3.根据权利要求1所述的含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，其特征在于，在所述步骤1中，含砷铜渣研磨处理后，选取粒径为75～100μm的渣粉在100～105℃条件下烘干3h以上。
4.根据权利要求1所述的含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，其特征在于，在所述步骤1中，所述惰性气体为氮气、氩气或其它不影响硫化砷分解的气氛。
5.根据权利要求4所述的含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法，其特征在于，在所述步骤2中，惰性气体的流量为2.5～3.5L/min。
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