一种铜渣的全组分综合利用方法技术

本发明专利技术涉及一种铜渣的全组分综合利用方法。其技术方案是：按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1∶(0.10～0.28)∶(0.012～0.081)∶(0.11～0.16)配料，混合，破碎，研磨，即得混合料。再将所述混合料置入高温还原炉内，在通入惰性气体和1300～1550℃条件下还原30～120min，渣铁分离，得到铁水和炉渣。所述铁水送至炼钢厂；所述炉渣通过成型‑退火工艺‑核化工艺‑晶化工艺，得到微晶玻璃。对还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集，锌蒸汽在空气中形成的氧化锌粉尘送至炼锌厂。本发明专利技术利用铜渣制得氧化锌粉尘、用于钢铁生产的铁合金产品和装饰建筑领域用微晶玻璃；提高了铜渣中铁和锌的回收率，降低了铜渣还原过程中废渣和废气的排放量。

A comprehensive utilization method of copper slag

The invention relates to a comprehensive utilization method of copper slag. The technical scheme is as follows: mixing, crushing and grinding according to the mass ratio of copper slag to calcium oxide to alumina and carbon reductant as 1:0.10-0.28:0.012-0.081:0.11-0.16. The mixture is then placed in a high temperature reduction furnace and reduced for 30-120 minutes at 1300-1550 ~C. The slag and iron are separated to form hot metal and slag. The molten iron is sent to the steelmaking plant, and the slag is formed, annealed, nucleated and crystallized to obtain glass-ceramics. The zinc vapor generated during the reduction reaction is collected and the zinc oxide dust formed by zinc vapor in the air is sent to the zinc smelter. The invention utilizes copper slag to produce zinc oxide dust, ferroalloy products used in iron and steel production and glass-ceramics used in decorative construction field, improves the recovery rate of iron and zinc in copper slag, and reduces the discharge amount of waste slag and waste gas in the reduction process of copper slag.

【技术实现步骤摘要】
一种铜渣的全组分综合利用方法
本专利技术属于综合利用铜渣
具体涉及一种铜渣的全组分综合利用方法。
技术介绍
据国际铜业研究组织(ICSG)报道，2016年全球精炼铜产量约为2330万吨。我国精炼铜产量占全世界产量的1/3以上，超过800万吨。当前，火法冶炼是生产铜的主要工艺，其产量约占世界铜产量的80％，在我国则高达97％。以每吨冰铜产渣2.2吨计算，仅2016年我国铜渣产生量约为1760万吨。这些铜渣经贫化或沉降后绝大部分仅做堆存处理，不仅占用土地，而且其中的重金属元素对堆放环境的水体或土壤均存在潜在危害。与此同时，这些铜渣中含有>0.42wt％的Cu、>29wt％的Fe和其他杂质元素如Zn、Pb、Mo和As等，其中的铁和铜等有价金属元素达到甚至超过了我国铁矿石、铜矿石的可采品位(29.1wt％和1wt％)，具有极高的回收利用价值。当前回收铜渣中的铜和铁等有价元素的主要工艺有：选矿工艺、直接还原-磁选(熔分)工艺和熔融还原工艺。但由于铜渣中的铁主要以铁橄榄石形式赋存，这决定了以磁选回收含铁物相的回收率较低；且利用熔融还原工艺回收铜渣中的有价金属元素后，熔融态的尾渣中储存的热能及尾渣中以SiO2-CaO-Al2O3为主要组成成分的物质无法得到有效利用；在还原过程中锌等易挥发重金属元素形成的粉尘没有得到有效的控制。
技术实现思路
本专利技术旨在克服现有技术缺陷，目的在于提供一种铜渣的全组分综合利用方法，该方法利用铜渣能制得氧化锌粉尘、用于钢铁生产的铁合金产品和用于装饰建筑领域的微晶玻璃，能提高铜渣中铁和锌的回收率、降低铜渣还原过程中废渣和废气的排放量。为实现上述目的，本专利技术采用的技术方案是：按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1∶(0.10～0.28)∶(0.012～0.081)∶(0.11～0.16)，将所述铜渣、所述氧化钙、所述氧化铝和所述碳质还原剂混合，破碎，研磨至粒度≤0.074mm，即得混合料。将所述混合料置入高温还原炉内，在通入惰性气体和1300～1550℃条件下还原30～120min，渣铁分离，得到铁水和炉渣。所述铁水送至炼钢厂；所述炉渣通过成型-退火工艺-核化工艺-晶化工艺，得到微晶玻璃。所述退火工艺：退火温度为600～700℃，退火时间为90～150min；所述核化工艺：以5～10℃/min升温至650～750℃，核化60～120min；所述晶化工艺：以2～5℃/min升温至850～1000℃，晶化60～90min。对还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集，所述锌蒸汽在空气中形成氧化锌粉尘，形成的氧化锌粉尘送至炼锌厂。所述铜渣的化学成分是：SiO2为23～31wt％，CaO为2～3wt％；Al2O3为5～6wt％；FeO为29～45wt％；Fe2O3为7～9wt％；MgO为1～2wt％；K2O为0.9～1.5wt％；Na2O为2～3wt％；Cu为0.1～0.3wt％；ZnO为0.1～2wt％。所述氧化钙为工业纯氧化钙。所述氧化铝为工业纯氧化铝。所述碳质还原剂为焦炭、煤粉、木炭中的一种；所述碳质还原剂的C含量≥80wt％。所述通入惰性气体是将惰性气体通过喷枪在熔池中进行喷吹的过程。所述惰性气体为氮气或为氩气。由于采用上述技术方案，本专利技术与现有技术相比具有如下积极效果：1)根据相图分析，二次尾渣的熔点在1200℃以上，若在二次尾渣冷却至室温后再进行熔融处理，则不仅浪费了二次尾渣储存的热能，而且还消耗了大量的热能。本专利技术对高温熔融还原后得到的熔融态二次尾渣直接利用，既降低了能耗和废渣排放量，具有显著的经济效益，又使制得的SiO2-CaO-Al2O3为主要组成成分的微晶玻璃的密度低于2.93g/cm3，硬度高于650.0VHN。2)本专利技术能同时对还原过程中产生的废气进行了收集，对其中的氧化锌进行富集后送至炼锌厂进一步处理；锌回收率在90.40～95.34wt％，降低了高温还原过程中废气排放量及对环境的危害。3)本专利技术铁的回收率为88.92～94.65wt％，以铜渣中全铁含量为35wt％和生铁价格在3000元/吨计算，仅以我国2016年所产生的铜渣为例，就能够从铜渣中回收生铁542.08万吨以上。因此，本专利技术利用铜渣能制得氧化锌粉尘、用于钢铁生产的铁合金产品和用于装饰建筑领域的微晶玻璃；提高了铜渣中铁和锌的回收率，降低了铜渣还原过程中废渣和废气的排放量。具体实施方式下面结合具体实施方式对本专利技术作进一步说明，并非对其保护范围的限制。为避免重复，先将本具体实施方式中的物料统一描述如下，实施例中不再赘述：所述铜渣的化学成分是：SiO2为23～31wt％；CaO为2～3wt％；Al2O3为5～6wt％；FeO为29～45wt％；Fe2O3为7～9wt％；MgO为1～2wt％；K2O为0.9～1.5wt％；Na2O为2～3wt％；Cu为0.1～0.3wt％；ZnO为0.1～2wt％。所述氧化钙为工业纯氧化钙。所述氧化铝为工业纯氧化铝。所述碳质还原剂的C含量≥80wt％。所述通入惰性气体是将惰性气体通过喷枪在熔池中进行喷吹的过程。实施例1一种铜渣的全组分综合利用方法。按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1∶(0.10～0.15)∶(0.012～0.042)∶(0.11～0.13)，将所述铜渣、所述氧化钙、所述氧化铝和所述碳质还原剂混合，破碎，研磨至粒度≤0.074mm，即得混合料。将所述混合料置入高温还原炉内，在通入惰性气体和1300～1400℃条件下还原30～60min，渣铁分离，得到铁水和炉渣。所述铁水送至炼钢厂；所述炉渣通过成型-退火工艺-核化工艺-晶化工艺，得到微晶玻璃。所述退火工艺：退火温度为650～700℃，退火时间为120～150min；所述核化工艺：以8～10℃/min升温至700～750℃，核化100～120min；所述晶化工艺：以4～5℃/min升温至950～1000℃，晶化80～90min。对还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集，所述锌蒸汽在空气中形成氧化锌粉尘，形成的氧化锌粉尘送至炼锌厂。所述碳质还原剂为焦炭。所述惰性气体为氮气。实施例2一种铜渣的全组分综合利用方法。按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1∶(0.15～0.20)∶(0.042～0.060)∶(0.12～0.15)，将所述铜渣、所述氧化钙、所述氧化铝和所述碳质还原剂混合，破碎，研磨至粒度≤0.074mm，即得混合料。将所述混合料置入高温还原炉内，在通入惰性气体和1400～1450℃条件下还原60～80min，渣铁分离，得到铁水和炉渣。所述铁水送至炼钢厂；所述炉渣通过成型-退火工艺-核化工艺-晶化工艺，得到微晶玻璃。所述退火工艺：退火温度为600～630℃，退火时间为100～120min；所述核化工艺：以6～8℃/min升温至680～700℃，核化80～100min；所述晶化工艺：以3～4℃/min升温至900～950℃，晶化70～80min。对还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集，所述锌蒸汽在空气中形成氧化锌粉尘，形成的氧化锌粉尘送至炼锌厂。所述碳质还原剂为煤粉。所述惰性气体为氩气。实施例3一种铜渣的全组分综合利用方法。按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种铜渣的全组分综合利用方法，其特征在于所述方法的步骤是：按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1∶(0.10～0.28)∶(0.012～0.081)∶(0.11～0.16)，将所述铜渣、所述氧化钙、所述氧化铝和所述碳质还原剂混合，破碎，研磨至粒度≤0.074mm，即得混合料；将所述混合料置入高温还原炉内，在通入惰性气体和1300～1550℃条件下还原30～120min，渣铁分离，得到铁水和炉渣；所述铁水送至炼钢厂；所述炉渣通过成型‑退火工艺‑核化工艺‑晶化工艺，得到微晶玻璃；所述退火工艺：退火温度为600～700℃，退火时间为90～150min；所述核化工艺：以5～10℃/min升温至650～750℃，核化60～120min；所述晶化工艺：以2～5℃/min升温至850～1000℃，晶化60～90min；对还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集，所述锌蒸汽在空气中形成氧化锌粉尘，形成的氧化锌粉尘送至炼锌厂；所述铜渣的化学成分是：SiO2为23～31wt％，CaO为2～3wt％，Al2O3为5～6wt％，FeO为29～45wt％，Fe2O3为7～9wt％，MgO为1～2wt％，K2O为0.9～1.5wt％，Na2O为2～3wt％，Cu为0.1～0.3wt％，ZnO为0.1～2wt％。...

【技术特征摘要】
1.一种铜渣的全组分综合利用方法，其特征在于所述方法的步骤是：按铜渣∶氧化钙∶氧化铝∶碳质还原剂的质量比为1∶(0.10～0.28)∶(0.012～0.081)∶(0.11～0.16)，将所述铜渣、所述氧化钙、所述氧化铝和所述碳质还原剂混合，破碎，研磨至粒度≤0.074mm，即得混合料；将所述混合料置入高温还原炉内，在通入惰性气体和1300～1550℃条件下还原30～120min，渣铁分离，得到铁水和炉渣；所述铁水送至炼钢厂；所述炉渣通过成型-退火工艺-核化工艺-晶化工艺，得到微晶玻璃；所述退火工艺：退火温度为600～700℃，退火时间为90～150min；所述核化工艺：以5～10℃/min升温至650～750℃，核化60～120min；所述晶化工艺：以2～5℃/min升温至850～1000℃，晶化60～90min；对还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集，所述锌蒸汽在空...

【专利技术属性】
技术研发人员：马国军，李志，刘孟珂，张翔，闵梁，邹晶晶，
申请(专利权)人：武汉科技大学，
类型：发明
国别省市：湖北,42