CN112322902A - 一种铜冶炼渣的资源化回收方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：(1)将铜吹炼渣、硫化剂1、渣型调质剂1和还原剂1混合后进行熔炼得到高品位铜锍、烟气和硫化‑还原渣，所述高品位铜锍经吹炼回收铜；(2)将硫化‑还原渣与铜熔炼渣、硫化剂2、渣型调质剂2和还原剂2混合后进行熔炼得到低品位铜锍、烟气和炉渣，所述低品位铜锍经熔炼回收铜；(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气经收尘得到富铅锌烟尘，所述富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。本发明通过铜吹炼渣与铜熔炼渣协同处理，实现铜冶炼渣中铜、铅、锌等有价金属高效富集回收，避免其堆存造成的环境污染和资源浪费。

Description

一种铜冶炼渣的资源化回收方法
技术领域
本发明属于冶金工程领域，尤其涉及一种铜冶炼渣资源化回收的处理方法。
背景技术
随着人类的过度开采，金属矿产资源已日趋枯竭。目前处于开采阶段的铜矿品位已低至0.2-0.3％，而铜冶炼渣中铜含量确高出其几倍乃至几十倍，是潜在的资源。铜渣是火法冶炼时造锍熔炼和冰铜吹炼过程中的产物，按照产渣设备分类可分为顶吹炉渣、转炉渣、闪速熔炼渣等；根据炉渣冷却方式不同又可分为水淬渣、自然冷却渣、保温冷却渣等；根据生产工艺流程又可分为熔炼渣、吹炼渣等。
据统计，每生产1t金属铜则会产生2.2t铜熔炼渣、0.4t铜吹炼渣，且随着我国炼铜工业的持续发展，渣产量还在逐年递增，熔炼渣历史累积量已达到1.3亿吨。铜熔炼渣化学组成中含有0.5-4.6％的金属铜、0.2-0.6％的金属铅、1-4％的金属锌；吹炼渣化学组成中含有4-26％的金属铜、2-11％的金属铅、2-6％的金属锌，因此，铜熔炼渣和吹炼渣属于重要资源。但现有利用技术中铜熔炼渣的铜利用率低于12％，Pb/Zn的利用率不超过1％，90％以上的铜熔炼渣被废弃堆存，难以利用，导致资源浪费，并且熔炼渣中存在Pb/Zn等有价金属元素，堆存过程中还存在有害离子浸出等生态安全隐患。现有技术中，铜吹炼渣全部返回熔炼系统，但熔炼过程中Pb/Zn等杂质进入铜锍，降低铜锍品质，增加后续工序脱杂压力。
因此，有效地回收铜熔炼渣和铜吹炼渣中有价组元，开发铜渣新的有效资源化综合利用技术，对铜冶炼行业有着经济和环保的双重意义。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，提供一种可以高效回收铜铅锌等资源的铜冶炼渣的资源化回收方法。为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：
一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：
(1)将铜吹炼渣、硫化剂1、渣型调质剂1和还原剂1混合后进行熔炼得到高品位铜锍、烟气和硫化-还原渣，所述高品位铜锍经吹炼回收铜；
(2)将硫化-还原渣与铜熔炼渣、硫化剂2、渣型调质剂2和还原剂2混合后进行熔炼得到低品位铜锍、烟气和炉渣，所述低品位铜锍经熔炼回收铜；上述炉渣为清洁渣，清洁渣达到国家环保标准，可直接用于建筑材料；
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气经收尘(静电收尘法)得到富铅锌烟尘，所述富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
上述步骤(1)的具体步骤如下：将温度1200℃左右的高铅锌含量的铜吹炼渣通过溜槽导入还原炉内，通过还原炉将熔体升温至1250-1350℃；并通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入硫化剂1和渣型调质剂1，及喷粉装置向高温熔体喷入还原剂1(载气为氮气)，在还原炉内获得高品位铜锍相和硫化-还原渣，将产出的硫化-还原渣通过溜槽导入还原炉内作为原始熔体，经过硫化还原后的熔融硫化-还原渣的温度在1250℃-1300℃。
上述步骤(2)的具体步骤如下：向原始熔体中加入1150-1200℃的热态铜熔炼渣、硫化剂2、还原剂2、渣型调质剂2，在还原炉内形成混合熔体，通过还原炉将混合熔体升温至1250℃-1350℃进行熔炼。
上述资源化回收方法中，优选的，所述铜吹炼渣包括质量含量为10-26％的Cu、质量含量为8-12％的Pb、质量含量为2-4％的Zn、质量含量为28-35％的Fe、质量含量为6-10％的Ca(包含其他杂质)。上述铜吹炼渣钙含量相对较高，现有技术中上述铜吹炼渣一般不用硫化-还原处理。
上述资源化回收方法中，优选的，所述硫化剂1为硫酸钙或硫酸钠的一种或两种，所述硫化剂1的用量为铜吹炼渣总质量的5-10％；所述渣型调质剂1为SiO2，所述渣型调质剂1的用量为铜吹炼渣总质量的4-8％，所述还原剂1为固体还原剂，所述还原剂1包括无烟煤、焦炭、煤粉和生物质炭的一种或几种，所述还原剂1的用量为铜吹炼渣总质量的5-10％。硫化剂1用量过多，既反应生成的碱性氧化物过量，会导致炉渣流动性太好，加剧对炉膛的冲刷，减少炉子的使用寿命，用量过少则铜锍和渣的分层效果不好，使渣含铜偏高；渣型调质剂1用量过多，既硅酸盐的聚合程度高，渣的流动性会变差，用量过少会恶化炉渣渣型；还原剂1过多会使渣中的铁氧化物还原成铁单质，不易反应发生，过少则铅锌的回收率不高。
上述资源化回收方法中，优选的，所述步骤(1)中，所述熔炼时控制熔炼温度为1250-1350℃，熔炼时间为1-3h。
上述资源化回收方法中，优选的，所述硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.4-0.6，Fe/SiO2为1.5-1.9，铜的质量含量为1.5-2％，铅的质量含量为0-0.5％，锌的质量含量为0-1％。硫化-还原渣的成分需要通过硫化剂1、渣型调质剂1和还原剂1进行优化调控，以使其与后续铜熔炼渣的相互配合关系更好，以利于后续熔炼处理。
上述资源化回收方法中，优选的，所述铜熔炼渣包括质量含量为3-5％的Cu、质量含量为0-2％的Pb、质量含量为2-4％的Zn、质量含量为40-45％的Fe、质量含量为1.5-2％的Ca和质量含量为9-10％的Si。上述铜熔炼渣中硅含量较高，钙含量较低，与前述硫化-还原渣相互配合后，有利于熔炼处理回收有价金属。
上述资源化回收方法中，优选的，所述硫化-还原渣与铜熔炼渣混合时，铜熔炼渣的加入量为硫化-还原渣的2-3倍。上述两者配比的确定依据本发明采用的铜吹炼渣、硫化-还原渣和铜熔炼渣的成分和本发明的熔炼工艺来确定。原始铜吹炼渣是铁酸钙渣型，含有较多的氧化钙，如果硫化-还原渣添加过多，则在步骤(2)中需要多添加石英来使铁硅比在正常范围，如果硫化-还原渣添加过少，则需要额外添加更多的氧化钙来调整渣型。
上述资源化回收方法中，优选的，所述硫化剂2为黄铁矿，所述硫化剂2的用量为硫化-还原渣与铜熔炼渣总质量的15-25％；所述渣型调质剂2为CaO，所述渣型调质剂2的用量为硫化-还原渣与铜熔炼渣总质量的2-4％；所述还原剂2为气体还原剂，所述还原剂2包括一氧化碳、氢气、水煤气和天然气的一种或几种，且每吨混合物料通入还原剂的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，喷吹30-40分钟。渣型调质剂2用量过多，使大量的高聚物变成低聚物，使渣的流动性太好，对炉膛冲刷加剧，用量过低则渣的流动性不好；还原剂2过多会使渣中的铁氧化物还原成铁单质，不易反应发生，过少则铅锌的回收率不高。
上述资源化回收方法中，优选的，所述步骤(2)中，所述熔炼时控制熔炼温度为1250-1350℃，熔炼时间为1-2.5h。
上述资源化回收方法中，优选的，所述高品位铜锍的铜品位为70-75％，所述低品位铜锍的铜品位为5-15％，所述铜冶炼渣中铅的回收率在98％以上、锌的回收率在85％以上；所述清洁渣中，Fe/SiO2为1.7-1.9，CaO/SiO2为0.3-0.35，铜的质量含量为0-0.7％，铅的质量含量为0-0.1％，锌的质量含量为0.2-0.6。
本发明中涉及的化学反应方程式如下：
铜吹炼渣中铜铅锌有价金属氧化物(MeO)与硫酸钙发生硫化-还原反应生成有价金属硫化物[MeS]：
(Cu2O)+CaSO4+4C＝[Cu2S]+CaO+4CO；
(ZnFe2O4)+3CaSO4+13C＝[ZnS]+3CaO+13CO+2FeS；
(ZnO)+CaSO4+4C＝[ZnS]+CaO+4CO；
(PbO)+CaSO4+4C＝[PbS]+CaO+4CO；
(FeO)+CaSO4+4C＝[FeS]+CaO+4CO；
(Cu2O)+CaSO4+4CO＝[Cu2S]+CaO+4CO2；
(ZnFe2O4)+3CaSO4+13CO＝[ZnS]+3CaO+13CO2+2FeS；
(ZnO)+CaSO4+4CO＝[ZnS]+CaO+4CO2；
(PbO)+CaSO4+4CO＝[PbS]+CaO+4CO2；
(FeO)+CaSO4+4CO＝[FeS]+CaO+4CO2；
铜熔炼渣中铜的主要损失形态是机械夹杂的硫化亚铜，少量的氧化亚铜，通过硫化-还原反应生成铜锍相：
(Cu2S)+FeS＝[Cu2S·FeS]；
(Cu2O)+FeS＝[Cu2S]+FeO；
(ZnO)+FeS＝[ZnS]+FeO；
(PbO)+FeS＝[PbS]+FeO；
在强还原气氛下，铜冶炼渣中金属氧化物也可能被还原成金属单质进入铜锍相或气相中：
(Cu2O)+C＝2Cu+CO；
(ZnFe2O4)+2C＝Zn+2CO+2FeO；
(ZnO)+C＝Zn+CO；
(PbO)+C＝Pb+CO；
(FeO)+C＝Fe+CO；
(Cu2O)+CO＝2Cu+CO2；
(ZnFe2O4)+2CO＝Zn+2CO2+2FeO；
(PbO)+CO＝Pb+CO2；
(FeO)+CO＝Fe+CO2；
协同搭配的两种渣型调质剂CaO、SiO2与生成的FeO发生造渣反应形成适宜的渣型：
(FeO)+x(CaO)+ySiO2＝(FeO·xCaO·ySiO2)。
本发明通过铜吹炼渣与铜熔炼渣协同处理，实现铜冶炼渣中铜、铅、锌等有价金属高效富集回收，避免其堆存对生态环境的污染。具体的，1、铜吹炼渣反应后的硫化-还原渣钙硅比比较高，含有较多的氧化钙，而铜熔炼渣则钙硅比比较低，含有较多的氧化硅，两者协同可起到中和作用，既使得处理铜吹炼渣尾渣得到最优化利用，实现无渣化，又使得处理铜熔炼渣时可以加入更少的渣型调质剂，节约成本。2、为了达到更好的协同作用效果，本发明创新性的对高铜钙含量的铜吹炼渣进行硫化-还原处理，并通过调控处理过程中硫化剂和渣型调质剂的用量、种类，在使得铜铅锌金属得到高回收率的同时，还使得硫化-还原渣中的铁钙硅比处于适宜的范围，此硫化-还原渣配入特定成分、用量的铜熔炼渣后，可以更好的调控步骤(2)中的渣型，减小步骤(2)中添加剂的使用量，并使铜锍与渣的分离效果更好。3、本发明的处理过程中，铅锌一方面可生成硫化物也可以生成单质，生成的硫化锌在高温下有一定的蒸汽压，部分硫化锌以蒸气状态挥发，单质锌的蒸汽压很大，很容易挥发进入烟尘；硫化铅的沸点较低，在高温下，有大部分的硫化铅直接从熔体挥发，铅单质易挥发，反应生成的铅单质大部分进入气相，收集烟尘中的铅锌，可以实现铅锌的高效富集。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1、本发明创新性的对高铜钙含量的铜吹炼渣进行硫化处理，并将铜吹炼渣处理过程中产生的硫化-还原渣与铜熔炼渣协同搭配处理，实现了铜吹炼渣的高值化和无渣化；硫化-还原渣与铜熔炼渣协同作用，可以大大减小铜熔炼渣处理过程中所需要的添加剂，可以实现硫化-还原渣中有价金属的同步回收利用，还可以进一步提高铜熔炼渣的处理效果。
2、本发明将铜吹炼渣单独进行硫化-还原熔炼，避免了高铅锌铜吹炼渣搭配硫化铜矿进行造锍熔炼，减少后续工序脱杂压力，提高了铜锍品质。
3、本发明通过铜吹炼渣与铜熔炼渣协同处理，实现铜渣贫化铜的同时，还能回收铅锌有价金属，并且回收率高，实现了铜渣的高值化利用。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1：
如图1所示，一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：
(1)以200g铜闪速吹炼渣为原料，其主要化学组成包括Cu25.5％，Pb10.6％，Zn2.29％，Fe28.9％，SiO21.01％，CaO8.95％。将该吹炼渣加入还原炉1内，升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入5％的硫酸钙和4％的石英，及喷粉装置向高温熔体喷入5％的无烟煤，保温静置2.5h后产出高品位铜锍相、硫化-还原渣(作为下一步的原料熔体，温度为1250℃-1300℃)和烟气。高品位铜锍相的铜品位为78.3％，铅锌的含量分别为18.8％、0.1％，高品位铜锍相返回吹炼系统。经计算，铜、铅、锌的回收率(回收率是指有多少比例的铜铅锌从原始渣中被回收利用，下同)分别为92％、98％、85％。
(2)向原料熔体中加入1150-1200℃的热态铜熔炼渣，在还原炉2内形成混合熔体，铜熔炼渣加入量为原料熔体的2倍，铜熔炼渣的主要化学组成包括Cu3.78％，Pb0.6％，Zn3.36％，Fe43.31％，SiO220.1％，CaO2.62％。通过升温装置升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入15％的黄铁矿(其主要化学组成包括Fe46.92％，S46.61％，SiO23.81％，CaO1.41％)和2％的氧化钙，及还原性气体天然气通过喷枪向每吨混合物料喷入的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，并持续30-40分钟，保温静置2.5h后产生低品位铜锍相、清洁渣和烟气。低品位铜锍相的铜品位为10.36％，铅锌的含量分别为1.002％、0.59％，低品位铜锍相返回熔炼系统。上述炉渣为清洁渣，清洁渣达到国家环保标准，可直接用于建筑材料。经计算，铜、铅、锌回收率分别为96％、99％、90％。
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气余热发电，经静电收尘法得到富铅锌烟尘，富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
本实施例中，硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.56，Fe/SiO2为1.85，铜含量为1.56％，铅含量为0.25％，锌含量为0.56％。清洁渣中，Fe/SiO2为1.83，CaO/SiO2为0.32，铜含量为0.2％，铅含量为0.03％，锌含量为0.531％。
实施例2：
如图1所示，一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：
(1)以200g铜闪速吹炼渣为原料，其主要化学组成包括Cu20.4％，Pb8.2％，Zn3.2％，Fe30.1％，SiO21.34％，CaO9.04％。将该吹炼渣加入还原炉1内，升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入10％的硫酸钙和8％的石英，及喷粉装置向高温熔体喷入10％的无烟煤，保温静置3h后产出高品位铜锍相、硫化-还原渣(作为下一步的原料熔体，温度为1250℃-1300℃)和烟气。高品位铜锍相的铜品位为77.4％，铅锌的含量分别为18.4％、0.93％，高品位铜锍相返回吹炼系统。经计算，铜、铅、锌的回收率分别为90％、99％、90％。
(2)向原料熔体中加入1150-1200℃的热态铜熔炼渣，在还原炉2内形成混合熔体，铜熔炼渣加入量为原料熔体的2倍，铜熔炼渣的主要化学组成包括Cu3.5％，Pb1.91％，Zn3.89％，Fe42.34％，SiO220.43％，CaO2.46％。通过升温装置升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入20％的黄铁矿(其主要化学组成包括Fe46.92％，S46.61％，SiO23.81％，CaO1.41％)和4％的氧化钙，及还原性气体天然气通过喷枪向每吨混合物料喷入的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，并持续30-40分钟，保温静置2.5h后产生低品位铜锍相、清洁渣和烟气。低品位铜锍相的铜品位为5.99％，铅锌的含量分别为0.684％、0.627％，低品位铜锍相返回熔炼系统。上述炉渣为清洁渣，清洁渣达到国家环保标准，可直接用于建筑材料。经计算，铜、铅、锌回收率分别为94％、98％、88％。
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气余热发电，经静电收尘法得到富铅锌烟尘，富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
本实施例中，硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.46，Fe/SiO2为1.73，铜含量为1.67％，铅含量为0.34％，锌含量为1.43％。清洁渣中，Fe/SiO2为1.78，CaO/SiO2为0.34，铜含量为0.283％，铅含量为0.096％，锌含量为0.58％。
对比例1：
一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：
(1)以200g铜闪速吹炼渣为原料，其主要化学组成包括Cu25.5％，Pb10.6％，Zn2.29％，Fe28.9％，SiO21.01％，CaO8.95％。将该吹炼渣加入还原炉1内，升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入15％的硫酸钙和10％的石英，及喷粉装置向高温熔体喷入5％的无烟煤，保温静置2.5h后产出高品位铜锍相、硫化-还原渣(作为下一步的原料熔体，温度为1250℃-1300℃)和烟气。高品位铜锍相的铜品位为65％，铅锌的含量分别为20.3％、2.1％，高品位铜锍相返回吹炼系统。经计算，铜、铅、锌的回收率分别为80％、92％、79％。
(2)向原料熔体中加入1150-1200℃的热态铜熔炼渣，在还原炉2内形成混合熔体，铜熔炼渣加入量为原料熔体的2倍，铜熔炼渣的主要化学组成包括Cu3.78％，Pb0.6％，Zn3.36％，Fe43.31％，SiO221.34％，CaO2.62％。通过升温装置升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入10％的黄铁矿(其主要化学组成包括Fe46.92％，S46.61％，SiO23.81％，CaO1.41％)和5％的氧化钙，及还原性气体天然气通过喷枪向每吨混合物料喷入的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，并持续30-40分钟，保温静置2.5h后产生低品位铜锍相、清洁渣和烟气。低品位铜锍相的铜品位为5.65％，铅锌的含量分别为0.863％、0.76％，低品位铜锍相返回熔炼系统。上述炉渣为清洁渣，清洁渣达到国家环保标准，可直接用于建筑材料。经计算，铜、铅、锌回收率分别为85％、91％、80％。
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气余热发电，经静电收尘法得到富铅锌烟尘，富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
本对比例中，硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.73，Fe/SiO2为1.42，铜含量为2.69％，铅含量为0.98％，锌含量为1.23％。清洁渣中，Fe/SiO2为1.86，CaO/SiO2为0.35，铜含量为1.03％，铅含量为0.46％，锌含量为0.98％。
对比例2：
一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：
(1)以200g铜闪速吹炼渣为原料，其主要化学组成包括Cu20.4％，Pb8.2％，Zn3.2％，Fe30.1％，SiO21.34％，CaO9.04％。将该吹炼渣加入还原炉1内，升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入10％的硫酸钙和8％的石英，及喷粉装置向高温熔体喷入15％的无烟煤，保温静置3h后产出高品位铜锍相、硫化-还原渣(作为下一步的原料熔体，温度为1250℃-1300℃)和烟气。高品位铜锍相的铜品位为69.45％，铅锌的含量分别为18.69％、1.36％，高品位铜锍相返回吹炼系统。经计算，铜、铅、锌的回收率分别为80％、99％、90％。
(2)向原料熔体中加入1150-1200℃的热态铜熔炼渣，在还原炉2内形成混合熔体，铜熔炼渣加入量为原料熔体的2倍，铜熔炼渣的主要化学组成包括Cu3.5％，Pb1.91％，Zn3.89％，Fe42.34％，SiO220.43％，CaO2.46％。通过升温装置升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入20％的黄铁矿(其主要化学组成包括Fe46.92％，S46.61％，SiO23.81％，CaO1.41％)和4％的氧化钙，及还原性气体天然气通过喷枪向每吨混合物料喷入的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，并持续30-40分钟，保温静置2.5h后产生低品位铜锍相、清洁渣和烟气。低品位铜锍相的铜品位为7.86％，铅锌的含量分别为0.96％、0.83％，低品位铜锍相返回熔炼系统。上述炉渣为清洁渣，清洁渣达到国家环保标准，可直接用于建筑材料。经计算，铜、铅、锌回收率分别为90％、90％、78％。
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气余热发电，经静电收尘法得到富铅锌烟尘，富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
本对比例中，硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.53，Fe/SiO2为1.76，铜含量为3.56％，铅含量为0.12％，锌含量为1.46％。清洁渣中，Fe/SiO2为1.82，CaO/SiO2为0.31，铜含量为0.403％，铅含量为0.2％，锌含量为1.043％。
对比例3：
一种铜冶炼渣的资源化回收方法，包括以下步骤：
(1)以200g铜闪速吹炼渣为原料，其主要化学组成包括Cu25.5％，Pb10.6％，Zn2.29％，Fe28.9％，SiO21.01％，CaO8.95％。将该吹炼渣加入还原炉1内，升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入5％的硫酸钙和4％的石英，及喷粉装置向高温熔体喷入5％的无烟煤，保温静置2.5h后产出高品位铜锍相、硫化-还原渣(作为下一步的原料熔体，温度为1250℃-1300℃)和烟气。高品位铜锍相的铜品位为78.3％，铅锌的含量分别为18.8％、0.1％，高品位铜锍相返回吹炼系统。经计算，铜、铅、锌的回收率(回收率是指有多少比例的铜铅锌从原始渣中被回收利用，下同)分别为92％、98％、85％。
(2)向原料熔体中加入1150-1200℃的热态铜熔炼渣，在还原炉2内形成混合熔体，铜熔炼渣加入量为原料熔体的4.5倍，铜熔炼渣的主要化学组成包括Cu3.78％，Pb0.6％，Zn3.36％，Fe43.31％，SiO221.34％，CaO2.62％。通过升温装置升温至1350℃，通过加料装置向熔融铜吹炼渣中加入15％的黄铁矿(其主要化学组成包括Fe46.92％，S46.61％，SiO23.81％，CaO1.41％)和2％的氧化钙，及还原性气体天然气通过喷枪向每吨混合物料喷入的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，并持续30-40分钟，保温静置2.5h后产生低品位铜锍相、清洁渣和烟气。低品位铜锍相的铜品位为8.69％，铅锌的含量分别为1.69％、0.88％，低品位铜锍相返回熔炼系统。上述炉渣为清洁渣，清洁渣达到国家环保标准，可直接用于建筑材料。经计算，铜、铅、锌回收率分别为90％、91％、84％。
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气余热发电，经静电收尘法得到富铅锌烟尘，富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
本对比例中，硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.56，Fe/SiO2为1.85，铜含量为1.56％，铅含量为0.25％，锌含量为0.56％。清洁渣中，Fe/SiO2为1.76，CaO/SiO2为0.52，铜含量为0.46％，铅含量为0.13％，锌含量为1.03％。

Claims (10)

1.一种铜冶炼渣的资源化回收方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将铜吹炼渣、硫化剂1、渣型调质剂1和还原剂1混合后进行熔炼得到高品位铜锍、烟气和硫化-还原渣，所述高品位铜锍经吹炼回收铜；
(2)将硫化-还原渣与铜熔炼渣、硫化剂2、渣型调质剂2和还原剂2混合后进行熔炼得到低品位铜锍、烟气和清洁渣，所述低品位铜锍经熔炼回收铜；
(3)将步骤(1)与步骤(2)中的烟气经收尘得到富铅锌烟尘，所述富铅锌烟尘经铅锌回收系统回收铅锌。
2.根据权利要求1所述的资源化回收方法，其特征在于，所述铜吹炼渣包括质量含量为10-26％的Cu、质量含量为8-12％的Pb、质量含量为2-4％的Zn、质量含量为28-35％的Fe、质量含量为6-10％的Ca。
3.根据权利要求1所述的资源化回收方法，其特征在于，所述硫化剂1为硫酸钙或硫酸钠的一种或两种，所述硫化剂1的用量为铜吹炼渣总质量的5-10％；所述渣型调质剂1为SiO2，所述渣型调质剂1的用量为铜吹炼渣总质量的4-8％，所述还原剂1为固体还原剂，所述还原剂1包括无烟煤、焦炭、煤粉和生物质炭的一种或几种，所述还原剂1的用量为铜吹炼渣总质量的5-10％。
4.根据权利要求1所述的资源化回收方法，其特征在于，所述步骤(1)中，所述熔炼时控制熔炼温度为1250-1350℃，熔炼时间为1-3h。
5.根据权利要求1所述的资源化回收方法，其特征在于，所述硫化-还原渣中，CaO/SiO2为0.4-0.6，Fe/SiO2为1.5-1.9，铜的质量含量为1.5-2％，铅的质量含量为0-0.5％，锌的质量含量为0-1％。
6.根据权利要求1-5中任一项所述的资源化回收方法，其特征在于，所述铜熔炼渣包括质量含量为3-5％的Cu、质量含量为0-2％的Pb、质量含量为2-4％的Zn、质量含量为40-45％的Fe、质量含量为1.5-2％的Ca和质量含量为9-10％的Si。
7.根据权利要求1-5中任一项所述的资源化回收方法，其特征在于，所述硫化-还原渣与铜熔炼渣混合时，铜熔炼渣的加入量为硫化-还原渣的2-3倍。
8.根据权利要求1-5中任一项所述的资源化回收方法，其特征在于，所述硫化剂2为黄铁矿，所述硫化剂2的用量为硫化-还原渣与铜熔炼渣总质量的15-25％；所述渣型调质剂2为CaO，所述渣型调质剂2的用量为硫化-还原渣与铜熔炼渣总质量的2-4％；所述还原剂2为气体还原剂，所述还原剂2包括一氧化碳、氢气、水煤气和天然气的一种或几种，且每吨混合物料通入还原剂的速度为100L/(t·min)-500L/(t·min)，喷吹30-40分钟。
9.根据权利要求1-5中任一项所述的资源化回收方法，其特征在于，所述步骤(2)中，所述熔炼时控制熔炼温度为1250-1350℃，熔炼时间为1-2.5h。
10.根据权利要求1-5中任一项所述的资源化回收方法，其特征在于，所述高品位铜锍的铜品位为70-75％，所述低品位铜锍的铜品位为5-15％，所述铜冶炼渣中铅的回收率在98％以上、锌的回收率在85％以上；所述清洁渣中，Fe/SiO2为1.7-1.9，CaO/SiO2为0.3-0.35，铜的质量含量为0-0.7％，铅的质量含量为0-0.1％，锌的质量含量为0.2-0.6％。
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