权利要求
1.一种
铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于，包括：
S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1.0-1.8%;
S2，选择性氧化浸出：按液固比3-6:1mL/g加入质量浓度12-25%的硫酸溶液，加入物料质量4-15%的双氧水，调节pH至1.0-3.0，在30-80℃下以200-350r/min搅拌反应1-3h，得到料浆;
S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
S4，
铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速0.5-2.0L/min，在30-50℃下反应至电位280-400mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度200-400g/L的醋酸铵溶液，调节pH至6.5-7.5，液固比4-8:1，在30-40℃下搅拌30-60min，过滤得As2O3沉淀;
S5，铜
锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数10-25%，控制相比1:1-1:4，在30-50℃下萃取15-18min，得到负载铜有机相和含锌水相;
S6，净化回收：负载铜有机相用1.5-2.5mol/L硫酸反萃，相比2-4:1，在30-50℃下反萃15-30min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至4.0-5.0，加入理论量1.0-1.5倍的
锌粉，在50-60℃下置换1-2h，过滤后电解得金属锌。
2.根据权利要求1所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：包括：
S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1.0%;
S2，选择性氧化浸出：按液固比4:1mL/g加入质量浓度12%的硫酸溶液，加入物料质量10%的双氧水，调节pH至1.0，在30℃下以220r/min搅拌反应2h，得到料浆;
S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速0.5L/min，在40℃下反应至电位350mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度300g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.0，液固比5:1，在35℃下搅拌50min，过滤得As2O3沉淀;
S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数20%，控制相比1:2，在30℃下萃取15min，得到负载铜有机相和含锌水相;
S6，净化回收：负载铜有机相用2.0mol/L硫酸反萃，相比3:1，在40℃下反萃25min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至4.5，加入理论量1.3倍的锌粉，在55℃下置换1.5h，过滤后电解得金属锌。
3.根据权利要求1所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：包括：
S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1%;
S2，选择性氧化浸出：按液固比3:1mL/g加入质量浓度15%的硫酸溶液，加入物料质量5-15%的双氧水，调节pH至1.0，在40℃下以200r/min搅拌反应1h，得到料浆;
S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速0.5L/min，在30℃下反应至电位300mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度200g/L的醋酸铵溶液，调节pH至6.5，液固比4:1，在30℃下搅拌30min，过滤得As2O3沉淀;
S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数15%，控制相比1:1，在25℃下萃取12min，得到负载铜有机相和含锌水相;
S6，净化回收：负载铜有机相用1.5mol/L硫酸反萃，相比2:1，在30℃下反萃15min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至4.0，加入理论量1.2倍的锌粉，在50℃下置换1h，过滤后电解得金属锌。
4.根据权利要求1所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：包括：
S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1.8%;
S2，选择性氧化浸出：按液固比6:1mL/g加入质量浓度25%的硫酸溶液，加入物料质量15%的双氧水，调节pH至2.5，在80℃下以300r/min搅拌反应3h，得到料浆;
S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速2.0L/min，在50℃下反应至电位400mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度400g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.5，液固比8:1，在40℃下搅拌60min，过滤得As2O3沉淀;
S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数25%，控制相比1:4，在40℃下萃取20min，得到负载铜有机相和含锌水相;
S6，净化回收：负载铜有机相用2.5mol/L硫酸反萃，相比4:1，在50℃下反萃30min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至5.0，加入理论量1.5倍的锌粉，在60℃下置换2h，过滤后电解得金属锌。
5.根据权利要求1所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：所述预处理步骤中，干燥温度为105-120℃，干燥时间为2-3h。
6.根据权利要求1所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：所述预处理步骤中，将通过铜冶炼电收尘技术分离的粉尘物料送入颚式
破碎机破碎至粒径≤5mm，再经
振动筛破碎筛分至≤180μm，去除其中的金属碎屑、炉渣硬块。
7.根据权利要求1所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：所述固液分离步骤中，浸出反应结束后，将料浆送入板框压滤机过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣经检测重金属浸出浓度≤0.1mg/L后，作为建材辅料回用;过滤残液返回浸出步骤循环使用。
8.根据权利要求7所述的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，其特征在于：所述浸出液含Cu2+、Zn2+、Pb2+、As3+/As5+。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及冶金工程中
固废资源化与绿色分离技术领域，具体涉及一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法。
背景技术
[0002]铜冶炼电收尘是火法冶炼过程中通过电
除尘器收集的烟尘，其成分复杂，富含铜(5%-15%)、锌(8%-20%)、铅(10%-25%)等有价金属，同时含有砷(3%-10%)等有害元素，属于典型的危险废物。若直接堆存，不仅占用土地资源，砷及重金属还会通过渗滤污染土壤和地下水;但其中的铜、锌、铅等金属具有极高的回收价值，实现其高效分离与回收，既是环境保护的必然要求，也是资源循环利用的重要途径。
[0003]目前，铜冶炼电收尘中有价金属的分离技术主要包括火法熔炼、传统湿法浸出及联用技术，但均存在显著缺陷。
[0004]火法熔炼技术通过高温使金属挥发或形成合金分离，如回转窑焙烧-烟化法回收锌、
鼓风炉熔炼回收铜铅等。该技术的优势是处理量大，但存在以下问题：一是能耗极高，熔炼温度通常超过1000℃，单位能耗达600-800kg标准煤/吨物料，不符合节能要求;二是金属选择性差，铜、铅、锌易形成低熔点合金，后续分离难度大，锌回收率多低于85%;三是砷挥发难以控制，高温下砷以As2O3形式进入烟气，若捕集不完全会造成严重空气污染，且烟气处理成本高;四是设备腐蚀严重，高温烟气中的酸性成分(如SO3)对炉衬侵蚀剧烈，设备维护成本高。
[0005]传统湿法浸出技术采用酸、碱或盐溶液溶解金属，再通过沉淀、萃取等方法分离。酸性浸出(如硫酸浸出)是主流工艺，中国专利CN108753128A公开了一种含铅锌铜烟尘的湿法处理方法，用硫酸浸出后通过硫化沉淀分离重金属，但存在以下不足：一是浸出选择性差，铜、锌、铅、砷易同步溶解进入溶液，后续分离流程复杂;二是浸出剂消耗大，为提高浸出率需过量添加硫酸(通常浓度>30%)，导致溶液酸度高，后续中和成本增加;三是氧化剂污染严重，传统工艺多采用高
锰酸钾、氯酸钠等强氧化剂，氧化过程中产生Cl2、ClO2等有毒气体，危害操作人员健康，且残留在溶液中的氯离子会腐蚀后续设备;四是铅砷分离困难，溶液中铅以Pb2+形式存在，砷以As3+或As5+形式存在，传统硫化沉淀法易形成共沉淀，导致铅砷分离效率低，产品纯度不足90%。
[0006]近年来，研究者尝试开发选择性浸出与分离技术。例如，中国专利CN112063457A采用分段浸出：先用稀硫酸浸出铜锌，再用醋酸浸出铅，但存在浸出率低(铜锌浸出率<90%)、醋酸挥发污染等问题;CN109913231A采用生物浸出技术，虽降低了药剂成本，但浸出周期长达7-10天，效率过低，难以工业化应用。在铅砷分离方面，现有技术多采用钙盐沉淀法除砷，但会生成Ca3(AsO4)2沉淀，导致铅损失率>5%;或采用溶剂萃取法分离砷，但萃取剂(如TBP)对砷的选择性差，且易乳化，影响分离效果。
[0007]此外，现有技术的环保性不足。湿法工艺产生的含砷废水、酸渣若处理不当，会造成二次污染;火法工艺的烟气需复杂的脱硫脱砷系统，运行成本高。随着“双碳”目标及环保标准的日益严格，传统高能耗、高污染的技术已难以满足要求，亟需开发低耗、清洁、高效的有价金属分离技术。
[0008]同时，现有技术对电收尘中金属赋存形态的适应性差。电收尘中的铜多以CuO、Cu2O形式存在，锌以ZnO、ZnS形式存在，铅以PbO、PbSO4形式存在，砷以As2O3、As2S3形式存在，不同物相的溶解特性差异显著。传统工艺未针对物相特性优化浸出条件，导致部分稳定物相难以溶解，金属回收率受限。例如，ZnS在酸性条件下难以直接浸出，需强氧化剂氧化才能转化为可溶锌离子，但传统氧化剂易导致过度氧化，增加药剂消耗。
[0009]综上，现有铜冶炼电收尘处理技术存在能耗高、污染严重、金属选择性分离差、回收率低、药剂消耗大等问题，无法满足绿色化、规模化回收的需求。因此，开发一种能够实现铜、锌、铅高效分离，砷安全去除，且工艺清洁、能耗低的技术具有重要的现实意义。
发明内容
[0010]针对上述现有技术存在的问题，本发明提供了一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，克服现有铜冶炼电收尘有价金属分离技术中能耗高、污染严重、选择性差、回收率低的缺陷，提供一种绿色高效的分离方法;通过优化选择性氧化浸出参数、创新铅砷分离工艺及铜锌萃取体系，实现铜、锌、铅回收率≥95%，砷安全固化，浸出剂循环利用，无二次污染，满足规模化绿色回收需求。
[0011]为了实现上述目的，本发明采用的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，包括：
[0012]S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1.0-1.8%;
[0013]S2，选择性氧化浸出：按液固比3-6:1mL/g加入质量浓度12-25%的硫酸溶液，加入物料质量4-15%的双氧水，调节pH至1.0-3.0，在30-80℃下以200-350r/min搅拌反应1-3h，得到料浆;
[0014]S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
[0015]S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速0.5-2.0L/min，在30-50℃下反应至电位280-400mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度200-400g/L的醋酸铵溶液，调节pH至6.5-7.5，液固比4-8:1，在30-40℃下搅拌30-60min，过滤得As2O3沉淀;
[0016]S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数10-25%，控制相比1:1-1:4，在30-50℃下萃取15-18min，得到负载铜有机相和含锌水相;
[0017]S6，净化回收：负载铜有机相用1.5-2.5mol/L硫酸反萃，相比2-4:1，在30-50℃下反萃15-30min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至4.0-5.0，加入理论量1.0-1.5倍的锌粉，在50-60℃下置换1-2h，过滤后电解得金属锌。
[0018]作为上述方案的进一步优化，包括：
[0019]S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1.0%;
[0020]S2，选择性氧化浸出：按液固比4:1mL/g加入质量浓度12%的硫酸溶液，加入物料质量10%的双氧水，调节pH至1.0，在30℃下以220r/min搅拌反应2h，得到料浆;
[0021]S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
[0022]S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速0.5L/min，在40℃下反应至电位350mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度300g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.0，液固比5:1，在35℃下搅拌50min，过滤得As2O3沉淀;
[0023]S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数20%，控制相比1:2，在30℃下萃取15min，得到负载铜有机相和含锌水相;
[0024]S6，净化回收：负载铜有机相用2.0mol/L硫酸反萃，相比3:1，在40℃下反萃25min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至4.5，加入理论量1.3倍的锌粉，在55℃下置换1.5h，过滤后电解得金属锌。
[0025]作为上述方案的进一步优化，包括：
[0026]S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1%;
[0027]S2，选择性氧化浸出：按液固比3:1mL/g加入质量浓度15%的硫酸溶液，加入物料质量5-15%的双氧水，调节pH至1.0，在40℃下以200r/min搅拌反应1h，得到料浆;
[0028]S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
[0029]S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速0.5L/min，在30℃下反应至电位300mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度200g/L的醋酸铵溶液，调节pH至6.5，液固比4:1，在30℃下搅拌30min，过滤得As2O3沉淀;
[0030]S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数15%，控制相比1:1，在25℃下萃取12min，得到负载铜有机相和含锌水相;
[0031]S6，净化回收：负载铜有机相用1.5mol/L硫酸反萃，相比2:1，在30℃下反萃15min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至4.0，加入理论量1.2倍的锌粉，在50℃下置换1h，过滤后电解得金属锌。
[0032]作为上述方案的进一步优化，包括：
[0033]S1，预处理：将铜冶炼电收尘分离的粉尘物料破碎至粒径≤5mm，筛分至≤180μm，去除机械杂质，干燥至含水率1.8%;
[0034]S2，选择性氧化浸出：按液固比6:1mL/g加入质量浓度25%的硫酸溶液，加入物料质量15%的双氧水，调节pH至2.5，在80℃下以300r/min搅拌反应3h，得到料浆;
[0035]S3，固液分离：将料浆过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L;
[0036]S4，铅砷分离：向浸出液通入SO2气体，流速2.0L/min，在50℃下反应至电位400mV，过滤得PbSO4沉淀;滤液加入浓度400g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.5，液固比8:1，在40℃下搅拌60min，过滤得As2O3沉淀;
[0037]S5，铜锌分离：向铅砷分离后滤液中加入P204萃取剂，有机相体积分数25%，控制相比1:4，在40℃下萃取20min，得到负载铜有机相和含锌水相;
[0038]S6，净化回收：负载铜有机相用2.5mol/L硫酸反萃，相比4:1，在50℃下反萃30min，得硫酸铜溶液;含锌水相调节pH至5.0，加入理论量1.5倍的锌粉，在60℃下置换2h，过滤后电解得金属锌。
[0039]作为上述方案的进一步优化，所述预处理步骤中，干燥温度为105-120℃，干燥时间为2-3h。
[0040]作为上述方案的进一步优化，所述预处理步骤中，将通过铜冶炼电收尘技术分离的粉尘物料送入颚式破碎机破碎至粒径≤5mm，再经振动筛破碎筛分至≤180μm，去除其中的金属碎屑、炉渣硬块。
[0041]作为上述方案的进一步优化，所述固液分离步骤中，浸出反应结束后，将料浆送入板框压滤机过滤，得到浸出液和浸出渣，浸出渣经检测重金属浸出浓度≤0.1mg/L后，作为建材辅料回用;过滤残液返回浸出步骤循环使用。
[0042]作为上述方案的进一步优化，所述浸出液含Cu2+、Zn2+、Pb2+、As3+/As5+。
[0043]本发明的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，具备如下有益效果：
[0044]本发明的一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法，选择性浸出效率高：采用硫酸-双氧水体系，通过精准调控pH(1.0-2.5)和氧化强度，铜、锌、铅浸出率分别达96%、95%、94%以上，解决了传统工艺浸出不完全的问题。
[0045]铅砷分离纯度高：创新SO2还原-醋酸铵选择性溶解工艺，PbSO4沉淀纯度≥99%，As2O3产品纯度≥98%，铅砷分离率≥95%，避免了共沉淀导致的损失。
[0046]绿色环保无污染：采用双氧水作为氧化剂，氧化产物为水，无有毒气体产生;浸出剂硫酸、醋酸铵可循环使用(回收率≥85%)，实现药剂低消耗;尾渣重金属浸出浓度≤0.1mg/L，达到无害化标准。
[0047]能耗低成本可控：全程在常温至80℃下进行，无需高温设备，单位能耗≤100kg标准煤/吨物料，较火法工艺降低80%以上;药剂用量少(硫酸浓度15%-25%)，综合处理成本降低30%。
[0048]工艺适应性强：针对电收尘中CuO、ZnO、PbO、ZnS等不同物相特性优化浸出条件，对含铜5%-15%、锌8%-20%、铅10%-25%的电收尘均能稳定处理，原料适应性广。
[0049]铜锌分离选择性好：采用P204萃取体系，铜萃取率≥99%，锌萃取率≤1%，负载铜有机相反萃率≥98%，硫酸铜产品纯度≥99%，锌电解纯度≥99.5%。
[0050]操作简单易工业化：工艺步骤短(预处理-浸出-分离-回收)，设备为常规
湿法冶金设备(反应釜、
过滤机、萃取槽)，无需特殊定制，适合现有企业技改升级。
[0051]资源利用率高：浸出渣回用为建材辅料，洗涤液、醋酸铵回收循环，实现“固废-资源”全链条循环，无废弃物外排，符合循环经济要求。
[0052]参照后文的说明与附图，详细公开了本发明的特定实施方式，指明了本发明的原理可以被采用的方式，应该理解，本发明的实施方式在范围上并不因而受到限制，在所附权利要求的精神和条款的范围内，本发明的实施方式包括许多改变、修改和等同。
附图说明
[0053]图1为本发明的铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法步骤示意图。
具体实施方式
[0054]请参阅说明书附图1，本发明提供一种技术方案：一种铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法。
[0055]实施例1
[0056]预处理：将通过铜冶炼电收尘技术分离的粉尘物料送入颚式破碎机破碎至粒径≤5mm，再经振动筛破碎筛分至≤180μm，去除其中的金属碎屑、炉渣硬块等机械杂质，将筛分后的物料置于鼓风干燥箱中，在105℃下干燥3h，使物料含水率达到1.8%，避免后续浸出过程中水分影响溶液浓度稳定性。
[0057]选择性氧化浸出：将物料加入带搅拌和温控装置的反应釜中，按液固比3:1mL/g加入质量浓度为25%的硫酸溶液，搅拌混合均匀，加入质量分数为30%的双氧水，双氧水用量为物料质量的5%，向物料中滴加硫酸调节溶液的初始pH至2.5，以200r/min的速率搅拌溶液，加热至温度40℃，浸出反应3h;
[0058]浸出过程中，溶液中含CuO、ZnO、PbO等易溶金属氧化物溶解，ZnS在双氧水氧化下转化为可溶锌离子，砷部分溶解为As3+/As5+，通过控制pH和氧化强度实现选择性浸出。
[0059]固液分离：浸出反应结束后，将料浆送入板框压滤机过滤，得到浸出液(含Cu2+、Zn2+、Pb2+、As3+/As5+)和浸出渣，浸出渣经检测重金属浸出浓度≤0.1mg/L后，可作为建材辅料回用;过滤残液返回浸出步骤循环使用。
[0060]铅砷分离：将浸出液泵入还原反应釜，通入SO2气体，SO2气体流速为0.5L/min，控制温度30℃，搅拌反应2h至溶液电位降至300mV，使Pb2+还原为PbSO4沉淀，As5+还原为As3+，过滤分离得PbSO4沉淀，用去离子水洗涤3-5次(洗涤液返回浸出步骤);向滤液中加入浓度200g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.0，液固比4:1mL/g，搅拌60min，使As3+形成As2O3沉淀，过滤得As2O3沉淀，含醋酸铵的滤液经蒸发浓缩回收醋酸铵，回收率≥85%。
[0061]铜锌分离：将铅砷分离后滤液(含Cu2+、Zn2+)送入萃取槽，加入P204萃取剂(有机相组成为P204，体积分数15%)，控制相比(O/A)1:3，萃取温度为25℃，搅拌速率300-500r/min，反应20min后静置分层，得到负载铜有机相和含锌水相。
[0062]净化回收：负载铜有机相送入反萃槽，加入1.5-2.5mol/L硫酸溶液，控制相比(O/A)(2-4):1，反萃温度30-50℃，搅拌15-30min后静置分层，得硫酸铜溶液，硫酸铜溶液经蒸发结晶、烘干得硫酸铜产品(纯度≥99%)，含锌水相调节pH至4.0-5.0，加入锌粉(添加量为理论除杂量的1.2-1.5倍)，在50-60℃下搅拌置换1-2h除杂，过滤后
电解液经电解得金属锌(纯度≥99.5%)，PbSO4沉淀经转化得铅盐产品，As2O3沉淀经提纯得工业级产品。
[0063]结果：铜回收率96.1%，锌95.0%，铅94.0%，产品纯度均≥99%。
[0064]实施例2
[0065]预处理：将通过铜冶炼电收尘技术分离的粉尘物料送入颚式破碎机破碎至粒径≤5mm，再经振动筛破碎筛分至≤180μm，去除其中的金属碎屑、炉渣硬块等机械杂质，将筛分后的物料置于鼓风干燥箱中，在110℃下干燥2.5h，使物料含水率达到1.5%，避免后续浸出过程中水分影响溶液浓度稳定性。
[0066]选择性氧化浸出：将物料加入带搅拌和温控装置的反应釜中，按液固比4:1mL/g加入质量浓度为20%的硫酸溶液，搅拌混合均匀，加入质量分数为30%的双氧水，双氧水用量为物料质量的8%，向物料中滴加硫酸调节溶液的初始pH至2.0，以250r/min的速率搅拌溶液，加热至温度50℃，浸出反应2.5h;
[0067]浸出过程中，溶液中含CuO、ZnO、PbO等易溶金属氧化物溶解，ZnS在双氧水氧化下转化为可溶锌离子，砷部分溶解为As3+/As5+，通过控制pH和氧化强度实现选择性浸出。
[0068]固液分离：浸出反应结束后，将料浆送入板框压滤机过滤，得到浸出液(含Cu2+、Zn2+、Pb2+、As3+/As5+)和浸出渣，浸出渣经检测重金属浸出浓度≤0.1mg/L后，可作为建材辅料回用;过滤残液返回浸出步骤循环使用。
[0069]铅砷分离：将浸出液泵入还原反应釜，通入SO2气体，SO2气体流速为1.0L/min，控制温度35℃，搅拌反应1.5h至溶液电位降至300mV，使Pb2+还原为PbSO4沉淀，As5+还原为As3+，过滤分离得PbSO4沉淀，用去离子水洗涤3-5次(洗涤液返回浸出步骤);向滤液中加入浓度250g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.2，液固比5:1mL/g，搅拌50min，使As3+形成As2O3沉淀，过滤得As2O3沉淀，含醋酸铵的滤液经蒸发浓缩回收醋酸铵，回收率≥85%。
[0070]铜锌分离：将铅砷分离后滤液(含Cu2+、Zn2+)送入萃取槽，加入P204萃取剂(有机相组成为P204，体积分数18%)，控制相比(O/A)1:2.5，萃取温度为30℃，搅拌速率300-500r/min，反应18min后静置分层，得到负载铜有机相和含锌水相。
[0071]净化回收：负载铜有机相送入反萃槽，加入1.8mol/L硫酸溶液，控制相比(O/A)3:1，反萃温度35℃，搅拌25min后静置分层，得硫酸铜溶液，硫酸铜溶液经蒸发结晶、烘干得硫酸铜产品(纯度≥99%)，含锌水相调节pH至4.0-5.0，加入锌粉(添加量为理论除杂量的1.2-1.5倍)，在50-60℃下搅拌置换1-2h除杂，过滤后电解液经电解得金属锌(纯度≥99.5%)，PbSO4沉淀经转化得铅盐产品，As2O3沉淀经提纯得工业级产品。
[0072]结果：铜回收率96.5%，锌95.5%，铅94.5%，产品纯度均≥99%。
[0073]实施例3
[0074]预处理：将通过铜冶炼电收尘技术分离的粉尘物料送入颚式破碎机破碎至粒径≤5mm，再经振动筛破碎筛分至≤180μm，去除其中的金属碎屑、炉渣硬块等机械杂质，将筛分后的物料置于鼓风干燥箱中，在115℃下干燥2h，使物料含水率达到1.2%，避免后续浸出过程中水分影响溶液浓度稳定性。
[0075]选择性氧化浸出：将物料加入带搅拌和温控装置的反应釜中，按液固比5:1mL/g加入质量浓度为18%的硫酸溶液，搅拌混合均匀，加入质量分数为30%的双氧水，双氧水用量为物料质量的10%，向物料中滴加硫酸调节溶液的初始pH至1.8，以300r/min的速率搅拌溶液，加热至温度60℃，浸出反应2h;
[0076]浸出过程中，溶液中含CuO、ZnO、PbO等易溶金属氧化物溶解，ZnS在双氧水氧化下转化为可溶锌离子，砷部分溶解为As3+/As5+，通过控制pH和氧化强度实现选择性浸出。
[0077]固液分离：浸出反应结束后，将料浆送入板框压滤机过滤，得到浸出液(含Cu2+、Zn2+、Pb2+、As3+/As5+)和浸出渣，浸出渣经检测重金属浸出浓度≤0.1mg/L后，可作为建材辅料回用;过滤残液返回浸出步骤循环使用。
[0078]铅砷分离：将浸出液泵入还原反应釜，通入SO2气体，SO2气体流速为1.2L/min，控制温度40℃，搅拌反应1.5h至溶液电位降至350mV，使Pb2+还原为PbSO4沉淀，As5+还原为As3+，过滤分离得PbSO4沉淀，用去离子水洗涤3-5次(洗涤液返回浸出步骤);向滤液中加入浓度300g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.5，液固比6:1mL/g，搅拌45min，使As3+形成As2O3沉淀，过滤得As2O3沉淀，含醋酸铵的滤液经蒸发浓缩回收醋酸铵，回收率≥85%。
[0079]铜锌分离：将铅砷分离后滤液(含Cu2+、Zn2+)送入萃取槽，加入P204萃取剂(有机相组成为P204，体积分数20%)，控制相比(O/A)1:2，萃取温度为35℃，搅拌速率300-500r/min，反应15min后静置分层，得到负载铜有机相和含锌水相。
[0080]净化回收：负载铜有机相送入反萃槽，加入2.0mol/L硫酸溶液，控制相比(O/A)3:1，反萃温度40℃，搅拌20min后静置分层，得硫酸铜溶液，硫酸铜溶液经蒸发结晶、烘干得硫酸铜产品(纯度≥99%)，含锌水相调节pH至4.0-5.0，加入锌粉(添加量为理论除杂量的1.2-1.5倍)，在50-60℃下搅拌置换1-2h除杂，过滤后电解液经电解得金属锌(纯度≥99.5%)，PbSO4沉淀经转化得铅盐产品，As2O3沉淀经提纯得工业级产品。
[0081]结果：铜回收率97.0%，锌95.8%，铅94.8%，产品纯度均≥99%。
[0082]实施例4
[0083]预处理：将通过铜冶炼电收尘技术分离的粉尘物料送入颚式破碎机破碎至粒径≤5mm，再经振动筛破碎筛分至≤180μm，去除其中的金属碎屑、炉渣硬块等机械杂质，将筛分后的物料置于鼓风干燥箱中，在120℃下干燥2h，使物料含水率达到1.0%，避免后续浸出过程中水分影响溶液浓度稳定性。
[0084]选择性氧化浸出：将物料加入带搅拌和温控装置的反应釜中，按液固比6:1mL/g加入质量浓度为15%的硫酸溶液，搅拌混合均匀，加入质量分数为30%的双氧水，双氧水用量为物料质量的15%，向物料中滴加硫酸调节溶液的初始pH至1.0，以200r/min的速率搅拌溶液，加热至温度80℃，浸出反应1h;
[0085]浸出过程中，溶液中含CuO、ZnO、PbO等易溶金属氧化物溶解，ZnS在双氧水氧化下转化为可溶锌离子，砷部分溶解为As3+/As5+，通过控制pH和氧化强度实现选择性浸出。
[0086]固液分离：浸出反应结束后，将料浆送入板框压滤机过滤，得到浸出液(含Cu2+、Zn2+、Pb2+、As3+/As5+)和浸出渣，浸出渣经检测重金属浸出浓度≤0.1mg/L后，可作为建材辅料回用;过滤残液返回浸出步骤循环使用。
[0087]铅砷分离：将浸出液泵入还原反应釜，通入SO2气体，SO2气体流速为2.0L/min，控制温度50℃，搅拌反应1h至溶液电位降至400mV，使Pb2+还原为PbSO4沉淀，As5+还原为As3+，过滤分离得PbSO4沉淀，用去离子水洗涤3-5次(洗涤液返回浸出步骤);向滤液中加入浓度400g/L的醋酸铵溶液，调节pH至7.0，液固比8:1mL/g，搅拌30min，使As3+形成As2O3沉淀，过滤得As2O3沉淀，含醋酸铵的滤液经蒸发浓缩回收醋酸铵，回收率≥85%。
[0088]铜锌分离：将铅砷分离后滤液(含Cu2+、Zn2+)送入萃取槽，加入P204萃取剂(有机相组成为P204，体积分数25%)，控制相比(O/A)1:1，萃取温度为40℃，搅拌速率300-500r/min，反应15min后静置分层，得到负载铜有机相和含锌水相。
[0089]净化回收：负载铜有机相送入反萃槽，加入1.5-2.5mol/L硫酸溶液，控制相比(O/A)(2-4):1，反萃温度30-50℃，搅拌15-30min后静置分层，得硫酸铜溶液，硫酸铜溶液经蒸发结晶、烘干得硫酸铜产品(纯度≥99%)，含锌水相调节pH至4.0-5.0，加入锌粉(添加量为理论除杂量的1.2-1.5倍)，在50-60℃下搅拌置换1-2h除杂，过滤后电解液经电解得金属锌(纯度≥99.5%)，PbSO4沉淀经转化得铅盐产品，As2O3沉淀经提纯得工业级产品。
[0090]实施例5
[0091]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.3%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，22%硫酸，双氧水用量12%，pH1.5，温度70℃，搅拌350r/min，反应1.5h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.5L/min，45℃反应1.2h(电位370mV)，过滤得PbSO4;滤液加350g/L醋酸铵(pH7.8)，液固比7:1，38℃搅拌40min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数22%，相比1:1.5，38℃萃取12min。反萃：2.2mol/L硫酸，相比2.5:1，45℃反萃20min。结果：铜回收率97.2%，锌95.9%，铅94.8%，产品纯度均≥99%。
[0092]实施例6
[0093]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，硫酸浓度12%(低于权利要求范围)，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜回收率94.2%，锌93.1%，铅92.5%(硫酸浓度不足导致CuO、ZnO溶解不完全，金属浸出率显著下降)，产品纯度均≥98.5%。
[0094]实施例7
[0095]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量4%(低于权利要求范围)，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜回收率93.5%，锌92.0%，铅91.8%(双氧水不足导致ZnS氧化不完全，锌浸出率下降明显，且部分低价金属未溶解)，产品纯度均≥98.2%。
[0096]实施例8
[0097]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH3.0(高于权利要求范围)，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液(可见少量氢氧化物沉淀)。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜回收率95.0%，锌93.5%，铅92.2%(pH过高导致Cu2+、Zn2+水解生成氢氧化物沉淀，随渣损失)，产品纯度均≥98.8%。
[0098]实施例9
[0099]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h，控制电位280mV(低于权利要求范围)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铅回收率92.1%，PbSO4纯度97.5%(还原电位不足导致Pb2+未完全转化为PbSO4，部分铅残留于溶液中);铜回收率96.8%，锌95.7%，砷沉淀率96.5%。
[0100]实施例10
[0101]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加150g/L醋酸铵(低于权利要求范围，pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：砷沉淀率93.0%，As2O3纯度96.8%(醋酸铵浓度过低，无法充分溶解As2O3，导致部分砷残留于滤液);铜回收率96.9%，锌95.8%，铅回收率94.7%。
[0102]实施例11
[0103]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数10%(低于权利要求范围)，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜萃取率96.5%，锌萃取率3.2%(萃取剂不足导致铜未完全萃取，且有机相负载能力饱和，锌夹带量增加);铜最终回收率95.2%，锌94.5%，产品纯度铜98.9%、锌99.0%。
[0104]实施例12
[0105]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：硫酸浓度1.0mol/L(低于权利要求范围)，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜反萃率95.2%，硫酸铜溶液浓度低(反萃剂酸度不足，有机相中的铜无法完全洗脱，导致反萃液中铜浓度下降，影响结晶效率);铜最终回收率95.5%，锌95.7%，产品纯度均≥99.0%。
[0106]实施例13
[0107]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度30℃(低于权利要求范围)，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜回收率94.8%，锌93.2%，铅92.7%(浸出温度过低，化学反应速率下降，金属氧化物溶解不完全，尤其ZnS氧化反应受温度影响显著)，产品纯度均≥98.9%。
[0108]实施例14
[0109]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应4h(长于基准时间)。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜回收率97.1%，锌96.0%，铅94.9%(延长反应时间对回收率提升不显著)，但双氧水额外消耗5%，硫酸消耗增加4%(过长反应时间导致药剂过量消耗，无实际增益)，产品纯度均≥99.1%。
[0110]实施例15
[0111]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h，加入0.1%柠檬酸钠助浸剂。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜回收率97.3%，锌96.1%，铅95.1%(助浸剂通过络合作用促进金属离子溶解，尤其对锌的浸出提升明显)，产品纯度均≥99.1%，浸出渣中金属残留量降低0.2%-0.3%。
[0112]实施例16
[0113]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵，pH6.5(低于权利要求范围)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：砷沉淀率94.2%，As2O3纯度97.2%(醋酸铵溶液pH过低，As2O3在酸性条件下溶解不完全，导致部分砷残留于滤液);铜回收率96.9%，锌95.8%，铅回收率94.8%。
[0114]实施例17
[0115]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:4(有机相比例过低)，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。结果：铜萃取率95.8%，锌萃取率0.8%(水相体积过大，有机相无法充分接触并萃取铜离子，导致铜萃取不完全);铜最终回收率95.0%，锌95.9%，产品纯度均≥99.0%。
[0116]实施例18
[0117]预处理：电收尘破碎筛分至≤180μm，115℃干燥2h(含水率1.2%)。选择性浸出：液固比5:1mL/g，18%硫酸，双氧水用量10%，pH1.8，温度60℃，搅拌300r/min，反应2h。过滤得浸出液。铅砷分离：SO2流速1.2L/min，40℃反应1.5h(电位350mV)，过滤得PbSO4;滤液加300g/L醋酸铵(pH7.5)，液固比6:1，35℃搅拌45min得As2O3。铜锌分离：P204体积分数20%，相比1:2，35℃萃取15min。反萃：2.0mol/L硫酸，相比3:1，40℃反萃20min。锌净化：锌粉添加量为理论量1.0倍(低于权利要求范围)，50-60℃搅拌置换1-2h。结果：锌电解液纯度98.5%(锌粉不足导致溶液中残留的铜、镉等杂质未完全置换，影响
电解锌纯度);铜回收率96.9%，锌回收率95.0%，铅回收率94.8%，铜、铅产品纯度均≥99.0%。
说明书附图(1)
声明：
“铜冶炼电收尘中有价金属绿色分离的方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：新疆五鑫铜业有限责任公司, 南昌大学, 北京科技大学
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