一种铜阳极炉炉渣综合利用的方法与流程

本发明属于铜炉渣回收处理，特别涉及铜阳极炉炉渣回收铜、锌和富集稀贵金属的方法。

背景技术：

铜渣是铜及铜合金的冶炼、熔化等过程中产生的灰渣，是铜及锌的重要二次资源。渣中部分以团块和颗粒状态的金属，以重量计，占渣量的10％～80％不等，另一部分是粉末状态的金属或其氧化物。目前主要选用鳄式破碎机粗碎筛选大粒金属，然后以磁选分出铁性物质，再经适当的细碎后，用重选回收部分细金属粒。这些金属可以还原熔炼成粗铜或铜合金。残留在灰砂中的即为粉末状的金属或其氧化物。含量在10％～20％，如含铜高于8％，一些冶炼厂回收作为铜冶炼的配料，而锌在熔炼时多进人烟尘或渣中。选去大颗粒金属后的渣灰分成分分析结果：铜7.77％、锌18.05％、二氧化硅22.38％、氧化铝13.48％、氧化钙3.56％、氧化镁2.78％、三氧化二铁4.56％、二氧化锰0.23％、氧化钾0.1％、氧化钠0.37％、镍0.051％、一氧化碳0.004％、镉0.005％、铅0.35％。物相分析表明，铜，锌两种元素均以金属和氧化物形态存在。同时，用ICP检测，阳极铜炉炉渣中含有少量的金和钯等贵金属。因此，阳极炉炉渣具有很高的回收价值。

阳极炉炉渣一般采用火化贫化处理，将阳极炉炉渣作为冲天炉、竖炉或者方炉的处理原料，在冲天炉、竖炉或者方炉中进行贫化处理，回收炉渣中的铜和稀贵金属，锌以烟尘形式进入烟灰中。随着国家环保及准入门槛的提高，冲天炉、竖炉和方炉逐步列入淘汰名录，阳极炉炉渣的其他处置方法成为研究热点。

湿法冶金在有价金属分离方面有着很大优势，如果解决湿法冶金过程中的废水排放问题，湿法冶金将在阳极炉炉渣上的处置将得到极大的推广应用。

技术实现要素：

本发明的目的主要解决铜阳极炉炉渣综合回收问题，提出采用选-冶联合工艺，将铜阳极炉炉渣中的大部分铜、铁返回铜冶炼系统，剩余铜、锌和贵金属通过湿法冶金得到分离和富集，该工艺产生的尾液能返回原系统，不仅能保证有价金属的回收，而且处理工艺流程短、设备简单、投资少、上马快、不造成二次污染。

本发明所述的一种铜阳极炉炉渣综合利用的方法如下：

将阳极炉炉渣进行粗破和筛分，粗破采用颚式破碎机或者辊式破碎机，筛分分为成三个粒度，分比为+2mm大颗粒、+0.5mm～-2mm中颗粒和-0.5mm小颗粒，其中大颗粒返回铜冶炼系统；中颗粒进行磁选，磁场强度为2500～3500Gs，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回到铜冶炼系统；小颗粒和磁选得到非磁性物质进行细磨，细磨采用气流磨或者搅拌磨，分级粒度为200目；细目分级得到的-200目物料采用10000～16000Gs磁选机进行强磁选，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回铜冶炼系统；强磁选的非磁性物质进行氯化，氯化采用氯化钠、氯酸钠和盐酸体系，体系中氯化钠浓度为200～300g/L，氯酸钠加入量为20～30g/L，液固质量比为2：1～4：1，反应温度为50～80℃，反应时间为2～4小时，反应过程中始终用盐酸控制溶液pH＝0.5～1，得到氯化液和氯化渣，氯化渣集中处理；按照氯化液体积加入铜粉进行置换，加入铜粉量为0.5～2g/L,过滤得到含金银钯贵金属的贵渣和置换后液；置换后液加入碳酸氢钠进行中和，中和pH为5～6，过滤得到沉铜渣和沉铜液；沉铜渣加入硫酸进行酸解，最终控制pH为1.5～2.5，过滤得到酸解渣和酸解液，酸解渣返回氯化工序；酸解液进行萃取反萃，萃余液返回酸解工序，反萃得到硫酸铜进行电积，得到电积铜；中和沉铜得到的沉铜液中加入碳酸氢钠，调整pH＝8～9进行沉锌，得到沉锌渣和沉锌液，沉锌渣清洗得到粗锌和清洗液，清洗液和沉锌液返回氯化工序。

与现有技术相比，由于本发明采用了选-冶联合工艺，铜阳极炉炉渣中的铜、铁大部分返回铜冶炼系统，得到再利用，后续经过湿法冶金，其中的铜、锌和贵金属分别的得到回收和富集，沉锌液、清洗液、酸解渣等返回氯化工序，无废液和危废产生，具有良好的经济效益和环境效益。

本发明具有工艺简单易行、所用原料和设备都比较常见且廉价、液体和废渣循环使用和无污染等特点。

附图说明

图1表示铜阳极炉炉渣综合利用工艺流程图；

具体实施方式

实施例1

将铜含量为5.34％、锌含量为15.88％、金含量为16.26g/t、银含量为283.19g/t、钯含量为24.24g/t的阳极炉炉渣进行粗破和筛分，粗破采用颚式破碎机或者辊式破碎机，筛分分为成三个粒度，分比为+2mm大颗粒、+0.5mm～-2mm中颗粒和-0.5mm小颗粒，其中大颗粒返回铜冶炼系统；中颗粒进行磁选，磁场强度为2500Gs，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回到铜冶炼系统；小颗粒和磁选得到非磁性物质进行细磨，细磨采用气流磨或者搅拌磨，分级粒度为200目；细目分级得到的-200目物料采用10000Gs磁选机进行强磁选，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回铜冶炼系统；强磁选的非磁性物质进行氯化，氯化采用氯化钠、氯酸钠和盐酸体系，体系中氯化钠浓度为200g/L，氯酸钠加入量为20g/L，液固质量比为2：1，反应温度为50℃，反应时间为2小时，反应过程中始终用工业盐酸控制溶液pH＝0.5，得到氯化液和氯化渣，氯化渣集中处理；氯化采用氯化钠、氯酸钠和盐酸体系中所指的盐酸即为上述工业盐酸，目的是维持pH以下实施例都相同。

按照氯化液体积加入铜粉进行置换，加入铜粉量为0.5g/L,过滤得到含金银钯贵金属的贵渣和置换后液；置换后液加入碳酸氢钠进行中和，中和pH为5，过滤得到沉铜渣和沉铜液；沉铜渣加入98％工业浓硫酸进行酸解，最终控制pH为1.5，过滤得到酸解渣和酸解液，酸解渣返回氯化工序；酸解液进行萃取反萃，萃余液返回酸解工序，反萃得到硫酸铜进行电积，得到电积铜；中和沉铜得到的沉铜液中加入碳酸氢钠，调整pH＝8进行沉锌，得到沉锌渣和沉锌液，沉锌渣清洗得到粗锌和清洗液，清洗液和沉锌液返回氯化工序。贵渣金含量12624g/t、银含量197010g/t、钯含量16738g/t。

实施例2

将铜含量为5.71％、锌含量为19.61％、金含量为12.70g/t、银含量为261.55g/t、钯含量为18.84g/t的阳极炉炉渣进行粗破和筛分，粗破采用颚式破碎机或者辊式破碎机，筛分分为成三个粒度，分比为+2mm大颗粒、+0.5mm～-2mm中颗粒和-0.5mm小颗粒，其中大颗粒返回铜冶炼系统；中颗粒进行磁选，磁场强度为3500Gs，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回到铜冶炼系统；小颗粒和磁选得到非磁性物质进行细磨，细磨采用气流磨或者搅拌磨，分级粒度为200目；细目分级得到的-200目物料采用16000Gs磁选机进行强磁选，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回铜冶炼系统；强磁选的非磁性物质进行氯化，氯化采用氯化钠、氯酸钠和盐酸体系，体系中氯化钠浓度为300g/L，氯酸钠加入量为30g/L，液固质量比为4：1，反应温度为80℃，反应时间为4小时，反应过程中始终用工业盐酸控制溶液pH＝1，得到氯化液和氯化渣，氯化渣集中处理；按照氯化液体积加入铜粉进行置换，加入铜粉量为2g/L,过滤得到含金银钯贵金属的贵渣和置换后液；置换后液加入碳酸氢钠进行中和，中和pH为6，过滤得到沉铜渣和沉铜液；沉铜渣加入98％工业浓硫酸进行酸解，最终控制pH为2.5，过滤得到酸解渣和酸解液，酸解渣返回氯化工序；酸解液进行萃取反萃，萃余液返回酸解工序，反萃得到硫酸铜进行电积，得到电积铜；中和沉铜得到的沉铜液中加入碳酸氢钠，调整pH＝9进行沉锌，得到沉锌渣和沉锌液，沉锌渣清洗得到粗锌和清洗液，清洗液和沉锌液返回氯化工序。贵渣金含量12184g/t、银含量135431g/t、钯含量17880g/t。

实施例3

将铜含量为6.56％、锌含量为15.26％、金含量为23.50g/t、银含量为168.38g/t、钯含量为11.20g/t的阳极炉炉渣进行粗破和筛分，粗破采用颚式破碎机或者辊式破碎机，筛分分为成三个粒度，分比为+2mm大颗粒、+0.5mm～-2mm中颗粒和-0.5mm小颗粒，其中大颗粒返回铜冶炼系统；中颗粒进行磁选，磁场强度为3000Gs，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回到铜冶炼系统；小颗粒和磁选得到非磁性物质进行细磨，细磨采用气流磨或者搅拌磨，分级粒度为200目；细目分级得到的-200目物料采用12000Gs磁选机进行强磁选，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回铜冶炼系统；强磁选的非磁性物质进行氯化，氯化采用氯化钠、氯酸钠和盐酸体系，体系中氯化钠浓度为250g/L，氯酸钠加入量为25g/L，液固质量比为3：1，反应温度为60℃，反应时间为2～4小时，反应过程中始终用工业盐酸控制溶液pH＝0.8，得到氯化液和氯化渣，氯化渣集中处理；按照氯化液体积加入铜粉进行置换，加入铜粉量为1g/L,过滤得到含金银钯贵金属的贵渣和置换后液；置换后液加入碳酸氢钠进行中和，中和pH为5.5，过滤得到沉铜渣和沉铜液；沉铜渣加入98％工业浓硫酸进行酸解，最终控制pH为2，过滤得到酸解渣和酸解液，酸解渣返回氯化工序；酸解液进行萃取反萃，萃余液返回酸解工序，反萃得到硫酸铜进行电积，得到电积铜；中和沉铜得到的沉铜液中加入碳酸氢钠，调整pH＝8.5进行沉锌，得到沉锌渣和沉锌液，沉锌渣清洗得到粗锌和清洗液，清洗液和沉锌液返回氯化工序。贵渣金含量17357g/t、银含量140087g/t、钯含量12006g/t。

实施例4

将铜含量为5.06％、锌含量为18.99％、金含量为16.92g/t、银含量为180.18g/t、钯含量为22.84g/t的阳极炉炉渣进行粗破和筛分，粗破采用颚式破碎机或者辊式破碎机，筛分分为成三个粒度，分比为+2mm大颗粒、+0.5mm～-2mm中颗粒和-0.5mm小颗粒，其中大颗粒返回铜冶炼系统；中颗粒进行磁选，磁场强度为3500Gs，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回到铜冶炼系统；小颗粒和磁选得到非磁性物质进行细磨，细磨采用气流磨或者搅拌磨，分级粒度为200目；细目分级得到的-200目物料采用14000Gs磁选机进行强磁选，得到磁性物质和非磁性物质，磁性物质返回铜冶炼系统；强磁选的非磁性物质进行氯化，氯化采用氯化钠、氯酸钠和盐酸体系，体系中氯化钠浓度为280g/L，氯酸钠加入量为23g/L，液固质量比为3.5：1，反应温度为70℃，反应时间为2.5小时，反应过程中始终用工业盐酸控制溶液pH＝0.7，得到氯化液和氯化渣，氯化渣集中处理；按照氯化液体积加入铜粉进行置换，加入铜粉量为1.5g/L,过滤得到含金银钯贵金属的贵渣和置换后液；置换后液加入碳酸氢钠进行中和，中和pH为5.5，过滤得到沉铜渣和沉铜液；沉铜渣加入98％工业浓硫酸进行酸解，最终控制pH为2，过滤得到酸解渣和酸解液，酸解渣返回氯化工序；酸解液进行萃取反萃，萃余液返回酸解工序，反萃得到硫酸铜进行电积，得到电积铜；中和沉铜得到的沉铜液中加入碳酸氢钠，调整pH＝8.8进行沉锌，得到沉锌渣和沉锌液，沉锌渣清洗得到粗锌和清洗液，清洗液和沉锌液返回氯化工序。贵渣金含量15043g/t、银含量148366g/t、钯含量17403g/t。