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从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法

444   编辑:北方有色网   来源:云南驰宏资源综合利用有限公司  
2026-07-17 17:15:07
权利要求

1.一种从浮渣中直接回收并同步富集铜的方法,其特征在于,包括以下步骤:

(1)将粗铅熔析除铜产出的铜浮渣转移至分离锅中,利用铜浮渣中的余热作为初始热源;

(2)输入外部热源升温,保温,加入复合助剂,搅拌,使液态金属铅沉积至分离锅底部,残渣浮在液态金属铅上面;

(3)通过分离锅底部的排铅口回收液态金属铅,捞出残渣。

2.根据权利要求1所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述步骤(2)中,外部热源为天然气加热和/或电加热。

3.根据权利要求1所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述步骤(2)中,搅拌方式为低速搅拌,搅拌转速为10~30r/min,搅拌时间为30~60min。

4.根据权利要求1所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述步骤(2)中,升温和保温过程的温度为550~750℃。

5.根据权利要求1所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述步骤(2)中,复合助剂为硼砂-硼酸复配助熔剂、氧化亚铁-氧化复配助熔剂、萤石的组合。

6.根据权利要求5所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述硼砂-硼酸复配助熔剂中硼砂与硼酸的质量比为2:1;所述氧化亚铁-氧化锰复配助熔剂中氧化亚铁与氧化锰的质量比为3:2;所述萤石中CaF2的质量百分含量≥75%。

7.根据权利要求5所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述硼砂-硼酸复配助熔剂的添加量为铜浮渣质量的0.3~1.1%;所述氧化亚铁-氧化锰复配助熔剂的添加量为铜浮渣质量的1.3~1.7%,所述萤石的添加量为铜浮渣质量的0.8~1.2%。

8.根据权利要求1所述的从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,其特征在于:所述步骤(3)中,液态金属铅返回粗铅熔析除铜体系生产铅阳极板;残渣使用捞渣装置取出后可直接作为冰铜销售或进入转炉生产冰铜。

说明书

技术领域

[0001]本发明属于铜浮渣处理技术领域,具体涉及一种从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法。

背景技术

[0002]铜浮渣是在粗铅火法精炼过程中,通过熔析除铜产生的一种重要中间产品,铜浮渣一般含Cu 5~35 wt%,含Pb 60~90 wt%(其中约80%的铅以单质形式存在),同时还富含银、金等贵金属。高效分离并回收铜浮渣中的铅和铜,是实现资源综合利用、降低冶炼成本的关键环节。

[0003]目前,工业上处理铜浮渣的主流方法仍以传统火法熔炼为主,火法处理工艺通常需将铜浮渣送入吹炼炉或还原炉进行高温熔炼,存在显著的弊端:一是依赖吹炼炉、还原炉等多道工序,流程复杂,导致处理周期长,设备投资与维护成本高;二是吹炼炉和还原炉通常需在950~1400℃高温下运行,高温熔炼过程需额外供热,能源消耗和碳排放量大;三是高温熔炼导致铅、等易挥发金属大量挥发,带来金属夹带损失,且易生成含砷、锑等有毒挥发性物质,增加烟气与酸雾处理负担,环保压力大。部分研究尝试采用湿法工艺进行回收处理,但湿法流程长、废水量大,且低温还原往往因反应动力学不足而导致铅铜分离不彻底,回收率低,难以实现工业化应用。

[0004]因此,开发一种能够在显著降低处理温度的同时,保证铅、铜高效分离且工艺简单、环境友好的铜浮渣处理技术以直接回收铅金属并优化残渣的利用价值,具有重要的工业价值和现实意义。

发明内容

[0005]针对现有铜浮渣处理工艺中存在的流程复杂、设备依赖度高、能耗和碳排放量大的问题,本发明的目的在于提供一种通过利用熔析除铜工艺的余热与专用助剂相结合的直接回收方法,实现铅的高效分离与铜的同步富集。

[0006]为实现上述目的,本发明采用以下技术方案:

本发明提供了一种从铜浮渣中直接回收铅并同步富集铜的方法,包括以下步骤:

(1)将在常规粗铅熔析条件下,熔析除铜锅(处理量为150吨)中除铜后产出的铜浮渣(产出率为8~15wt%,含Pb 60~90wt%、Cu 5~35wt%,温度为350~400℃)转移至分离锅(处理量为10~20吨)中,利用铜浮渣的余热作为初始热源;分离锅位于熔析除铜锅旁,且位置高于熔析除铜锅水平面,便于操作,达到缩短铜浮渣转移时间以降低热量损失的目的,提高热量利用效率,降低输送能耗;

(2)输入外部热源,将搅拌机置于小锅内中心,桨叶离小锅内壁2~5cm,启动搅拌机搅拌,将铜浮渣加热至一定温度后保温,此过程充分利用熔析余热,减少额外能源输入;加入专用助剂,搅拌,使机械夹杂的铅单质与渣分离,由于铅的密度大于铜浮渣,因此液态金属铅因密度差异沉积至分离锅底部,残渣浮在液态金属铅上面;

(3)打开分离锅底部的排铅口,利用重力作用使液态金属铅自流到熔析除铜锅中以回收液态金属铅;待分离锅内液态金属铅排放完后,使用捞渣装置将锅内残渣清出。

[0007]优选的,步骤(2)中,外部热源为天然气加热和/或电加热。

[0008]优选的,步骤(2)中,搅拌方式为低速搅拌,搅拌转速为10~30r/min,搅拌时间为30~60min。

[0009]优选的,步骤(2)中,升温和保温过程的温度为550~750℃。

[0010]优选的,步骤(2)中,专用助剂为硼砂-硼酸复配助熔剂、氧化亚铁-氧化锰复配助熔剂、萤石的组合。

[0011]进一步优选的,硼砂-硼酸复配助熔剂中硼砂与硼酸的质量比为2:1;氧化亚铁-氧化锰复配助熔剂中氧化亚铁与氧化锰的质量比为3:2;萤石中CaF2的质量百分含量≥75%。

[0012]进一步优选的,硼砂-硼酸复配助熔剂的添加量为铜浮渣质量的0.3~1.1%;氧化亚铁-氧化锰复配助熔剂的添加量为铜浮渣质量的1.3~1.7%,萤石的添加量为铜浮渣质量的0.8~1.2%。

[0013]优选的,步骤(3)中,液态金属铅无需熔铸成粗铅锭,可直接返回粗铅熔析除铜体系生产铅阳极板,更有效利用液态金属铅的热焓,节约粗铅锭熔化的能量;残渣使用捞渣装置取出后可直接作为冰铜销售或进入转炉生产冰铜;在铅液与残渣分离过程中,金银等贵金属随铅液或残渣分别富集,便于后续提取。

[0014]与现有技术相比,本发明具有以下有益效果:

(1)本发明仅熔化铜浮渣中铅金属,所需温度较低,采用特定比例的复合助剂包裹浮渣中的细小杂质,固定砷、锑杂质,避免其重新融入铅液;同时可降低铜相密度,让铜相更易与铅液分层;该方法无需经过吹炼炉、还原炉等传统高温处理步骤,减少设备占用与操作,简化了流程,同时减少了传统高温熔炼产生的烟气与酸雾排放,碳排放量降低约30%,具有一定的环保效益。

[0015](2)本发明通过物理分离法直接回收得到铅含量大于94wt%的液态金属铅,铅回收率可达56~64%,残渣中铜含量提升至10~60wt%,显著提高资源利用率;本发明得到的残渣可直接作为冰铜销售或再利用,减少中间环节成本,同时同步回收金银,进一步提升综合收益,具有一定的经济效益。

[0016](3)本发明利用熔析余热通过二次升温实现铜浮渣中的铅铜分离,较传统火法工艺(950~1400℃)降低约40%的能耗。

附图说明

[0017]图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

[0018]下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。

[0019]实施例1

(1)粗铅熔析除铜后,产出的铜浮渣中含Pb 90wt%、Cu 5wt%;温度为350℃;使用捞渣装置把该铜浮渣转移至分离锅内,待熔析除铜锅表面铜浮渣厚度小于3cm,停止捞渣。

[0020](2)使用电加热装置加热铜浮渣,启动搅拌机,以10r/min的速度搅拌铜浮渣,便于热焓传递,铜浮渣均匀升温;搅拌机置于分离锅内中央,桨叶离分离锅内壁5cm;待铜浮渣温度上升至550℃,降低电加热功率,使铜浮渣处于保温状态,此时提高搅拌机搅拌速度至30r/min,通过桨叶破坏铜浮渣结构,加速铅液从铜浮渣内部冒出,但并没有与铜浮渣分离;随后铜浮渣的质量为基准,按以下比例添加复合助剂:硼砂-硼酸复配助熔剂为0.3%;氧化亚铁-氧化锰复配剂为1.3%;萤石为0.8%;搅拌机继续运行,铅液和铜浮渣逐渐分离,缓慢流入分离锅底部,搅拌30分钟。

[0021](3)打开锅底排铅口,铅液流入熔析除铜锅,待铅液断流时间超过5分钟,停止搅拌,使用捞渣装置把残渣取出。

[0022]本实施例中残渣含Cu 10.2wt%,液态金属铅含Pb 95.30wt%;铜浮渣中79%的单质铅流入熔析除铜锅,铅回收率可达64%。

[0023]实施例2

(1)粗铅熔析除铜后,产出的铜浮渣中含Pb 60wt%、Cu 35wt%;温度为400℃;使用捞渣装置把该铜浮渣转移至分离锅内,待熔析除铜锅表面铜浮渣厚度小于3cm,停止捞渣。

[0024](2)使用天然气加热铜浮渣,启动搅拌机,以10r/min的速度搅拌铜浮渣,便于热焓传递,铜浮渣均匀升温;搅拌机置于分离锅内中央,桨叶离分离锅内壁5cm;待铜浮渣温度上升至600℃,降低天然气流量,使铜浮渣处于保温状态,此时提高搅拌机搅拌速度至20r/min,通过桨叶破坏铜浮渣结构,加速铅液从铜浮渣内部冒出,但并没有与铜浮渣分离;随后铜浮渣的质量为基准,按以下比例添加复合助剂:硼砂-硼酸复配助熔剂为0.8%;氧化亚铁-氧化锰复配剂为1.7%;萤石为1.2%;搅拌机继续运行,铅液和铜浮渣逐渐分离,缓慢流入分离锅底部,搅拌60分钟。

[0025](3)打开锅底排铅口,铅液流入熔析除铜锅,待铅液断流时间超过5分钟,停止搅拌,使用捞渣装置把残渣取出。

[0026]本实施例中残渣含Cu 53.78wt%;液态金属铅含Pb 94.72wt%;铜浮渣中70%的单质铅流入熔析除铜锅,铅回收率可达56%。

[0027]实施例3

(1)粗铅熔析除铜后,产出的铜浮渣中含Pb 60wt%、Cu 35wt%;温度为400℃;使用捞渣装置把该铜浮渣转移至分离锅内,待熔析除铜锅表面铜浮渣厚度小于3cm,停止捞渣。

[0028](2)使用天然气加热铜浮渣,启动搅拌机,以10r/min的速度搅拌铜浮渣,便于热焓传递,铜浮渣均匀升温;搅拌机置于分离锅内中央,桨叶离分离锅内壁5cm;待铜浮渣温度上升至750℃,降低天然气流量,使铜浮渣处于保温状态,此时提高搅拌机搅拌速度至30r/min,通过桨叶破坏铜浮渣结构,加速铅液从铜浮渣内部冒出,但并没有与铜浮渣分离;随后铜浮渣的质量为基准,按以下比例添加复合助剂:硼砂-硼酸复配助熔剂为1.1%;氧化亚铁-氧化锰复配剂为1.5%;萤石为1%;搅拌机继续运行,铅液和铜浮渣逐渐分离,缓慢流入分离锅底部,搅拌60分钟。

[0029](3)打开锅底排铅口,铅液流入熔析除铜锅,待铅液断流时间超过5分钟,停止搅拌,使用捞渣装置把残渣取出。

[0030]本实施例中残渣含Cu 58.56wt%;液态金属铅含Pb 94.52wt%;铜浮渣中80%的单质铅流入熔析除铜锅,铅回收率可达64.5%。

[0031]对比例1

本对比例与实施例1的区别在于:不添加复合助剂,其余步骤与工艺与实施例1完全相同,具体如下:

(1)粗铅熔析除铜后,产出的铜浮渣中含Pb 90wt%、Cu 5wt%;温度为350℃;使用捞渣装置把该铜浮渣转移至分离锅内,待熔析除铜锅表面铜浮渣厚度小于3cm,停止捞渣。

[0032](2)使用电加热装置加热铜浮渣,启动搅拌机,以10r/min的速度搅拌铜浮渣,便于热焓传递,铜浮渣均匀升温;搅拌机置于分离锅内中央,桨叶离分离锅内壁5cm;待铜浮渣温度上升至550℃,降低电加热功率,使铜浮渣处于保温状态,此时提高搅拌机搅拌速度至30r/min,通过桨叶破坏铜浮渣结构,加速铅液从铜浮渣内部冒出;搅拌机继续运行,铅液和铜浮渣逐渐分离,缓慢流入分离锅底部,搅拌30分钟。

[0033](3)打开锅底排铅口,铅液流入熔析除铜锅,待铅液断流时间超过5分钟,停止搅拌,使用捞渣装置把残渣取出。

[0034]本对比例中残渣含Cu8.22wt%;液态金属铅含Pb91.06wt%;铜浮渣中62%的单质铅流入熔析除铜锅,铅回收率49.6%。

[0035]由实施例1、实施例2、实施例3可知,本发明通过采用特定比例的复合助剂使铜浮渣在低温条件下(550~750℃)有效实现铅、铜高效分离和富集,直接回收得到铅含量大于94wt%的液态金属铅,铅回收率可达56~64%,残渣中铜含量提升至10~60wt%。其中,实施例1与对比例1相比,残渣中含Cu量上升了1.98wt%,液态金属铅含Pb量上升了4.24wt%,铅回收率上升了14.4%。

[0036]尽管已经示出和描述了本发明的实施例,对于本领域的普通技术人员而言,可以理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型,本发明的范围由所附权利要求及其等同物限定。

说明书附图(1)

声明:
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