CN111304450B

CN111304450B - 含铜污泥生产黑铜的方法及装置

Info

Publication number: CN111304450B
Application number: CN202010270366.6A
Authority: CN
Inventors: 王云; 李东波; 郭亚光; 陈学刚; 裴忠冶; 祁永峰
Original assignee: China ENFI Engineering Corp
Current assignee: China ENFI Engineering Corp
Priority date: 2020-04-08
Filing date: 2020-04-08
Publication date: 2023-09-29
Anticipated expiration: 2040-04-08
Also published as: CN111304450A

Abstract

本发明提供了一种含铜污泥生产黑铜的方法及装置。该方法包括以下步骤：S1，将含铜污泥脱水至含水量10～40wt％，形成脱水污泥；S2，将脱水污泥与熔剂混合后，在全渣熔池中进行底吹氧化熔炼，形成氧化熔炼渣；S3，将氧化熔炼渣在还原熔池中进行侧吹还原熔炼，得到还原熔炼产物；S4，将还原熔炼产物进行沉降处理，得到黑铜和炉渣。利用本发明提供的工艺处理含铜污泥，有效解决了现有技术中从含铜污泥中回收铜时的流程长、尾渣含铜量、含硫量高等问题，并提高了有价金属的回收率。

Description

含铜污泥生产黑铜的方法及装置

技术领域

本发明涉及冶金技术领域，具体而言，涉及一种含铜污泥生产黑铜的方法及装置。

背景技术

含铜污泥一般来自电镀行业，污泥中除了含有大量的铜以外，还含有镍、铅、锌、锡等有价金属，含铜污泥中一般还含有硫酸盐。目前从含铜污泥中回收铜的方法主要采用侧吹炉或鼓风炉进行还原熔炼。然而，采用这些工艺在产生黑铜的同时还有一部分冰铜存在，造成熔体分层，分离不彻底，尾渣易夹杂硫化物，一般采用混料的方式配入低硫的原料进行还原熔炼来减少冰铜相比例，产出的黑铜和冰铜需再次分离，黑铜送电解，冰铜送吹炼炉，炉渣含铜0.8％左右，一般作建材原料或堆弃。

申请号201611046435.5提出了利用含铜污泥生产电解铜并分离镍、砷、锡的低能耗方法。首先将含铜污泥烧结脱水至含水1～5％，并侧吹富氧空气煅烧产出粗铜，粗铜经精炼和电解制取阴极铜，而精炼渣送鼓风炉产出黑铜。该工艺指出所处理含铜污泥的典型成分，但因需加入石灰石和石英石造渣冶炼的比例可知其污泥成分与常规侧吹熔炼渣型组成相似，该工艺可能存在原料适应性差的问题。此外，含铜污泥直接侧吹熔炼产出粗铜时炉渣含铜一般较高(大于1％)，而该工艺未列出熔炼渣含铜这一关键参数，也未提及该渣的利用。

申请号201611178461.3提出了一种含铜污泥的处理工艺。将含硫低于2％的含铜污泥低温烘干后制砖，与造渣剂和还原焦煤一同加入到富氧侧吹炉中产出次粗铜，含铜0.6％的尾渣经选矿再回收其残余铜，而对含硫高于2％的含铜污泥低温烘干后需进入矿铜冶炼系统中协同处理，其工艺与常规铜冶炼工艺相同。该工艺仅能单独处理硫含量较低的含铜污泥，而大部分含铜污泥中S含量均高于2％，含铜污泥中有机物、卤素等物质的引入会对矿铜冶炼系统带来负面影响，难以大比例掺混含铜污泥，该工艺原料适应性差，处理能力有限。

由此可见，采用鼓风炉工艺处理含铜污泥时，需要较长的预处理流程(混料、压块、晾干等)，鼓风炉顶部有大量挥发性有机物难以处理，所得产品分层需再次分选并送不同流程处理，尾渣含铜高，且利用困难。此外，鼓风炉工艺还存在单体处理能力小、工人劳动强度大、冶炼车间环保条件差等问题。采用侧吹炉工艺处理含铜污泥时，需将含铜污泥预先脱水至含水10％以下，并将其投入到侧吹熔炼炉内，采用富氧侧浸没燃烧的方式供热和还原，为防止喷枪烧损喷枪需远离金属和铜锍层，采用不充分燃烧的方式保证体系的还原性，同时也难以将低于喷枪位置的渣、金属、铜锍中的硫化物氧化脱除，尾渣易夹杂铜锍颗粒，仍需缓冷后浮选贫化处理，易出现SO₂污染。总之，目前从含铜污泥中回收铜时均存在流程长、尾渣含铜量、含硫量高等缺陷。

发明内容

本发明的主要目的在于提供一种含铜污泥生产黑铜的方法及装置，以解决现有技术中从含铜污泥中回收铜时均存在的流程长、尾渣含铜量、含硫量高等问题。

为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种含铜污泥生产黑铜的方法，其包括以下步骤：S1，将含铜污泥脱水至含水量10～40wt％，形成脱水污泥；S2，将脱水污泥与熔剂混合后，在全渣熔池中进行底吹氧化熔炼，形成氧化熔炼渣；S3，将氧化熔炼渣在还原熔池中进行侧吹还原熔炼，得到还原熔炼产物；S4，将还原熔炼产物进行沉降处理，得到黑铜和炉渣。

进一步地，步骤S2中，向全渣熔池中底吹氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气以进行底吹氧化熔炼，同时向全渣熔池中底吹燃料，优选燃料为煤粉和/或天然气。

进一步地，步骤S2中，控制底吹氧化熔炼过程中产生的烟气中的氧气体积含量为1～10％。

进一步地，步骤S2中，底吹氧化熔炼的温度为1250～1350℃，且氧化熔炼渣的渣型为Cu₂O-CaO-Fe₂O₃-SiO₂；优选地，熔剂为硅石和/或石英石。

进一步地，步骤S3中，向还原熔池中侧吹还原剂，并吹入氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气以进行侧吹还原熔炼；优选地，还原剂为煤粉和/或天然气。

进一步地，步骤S3中，侧吹还原熔炼的温度为1250～1400℃，且侧吹还原熔炼过程中产生的渣型为FeO-SiO₂-CaO。

进一步地，步骤S4中，黑铜的铜含量为70～85wt％；炉渣的铜含量低于0.5wt％，硫含量低于0.1wt％，氯含量低于0.1wt％。

进一步地，上述方法还包括：将底吹氧化熔炼过程中产生的烟气依次进行余热回收、除尘处理、制酸；将侧吹还原熔炼和沉降处理过程中产生的烟气进行余热回收、除尘处理，且除尘后的尾气返回至步骤S1中用于对含铜污泥进行脱水处理。

根据本发明的另一方面，还提供了一种含铜污泥生产黑铜的装置，其包括：烘干装置，烘干装置具有含铜污泥进口和脱水污泥出口，烘干装置用于将含铜污泥脱水至含水量10～40wt％以形成脱水污泥；熔炼炉，包括依次连通的底吹氧化熔炼区、侧吹还原熔炼区和沉降区；底吹氧化熔炼区具有脱水污泥进口，脱水污泥进口与脱水污泥出口相连，底吹氧化熔炼区的底部还设置有底吹喷枪，底吹氧化熔炼区为全渣熔池，用于使脱水污泥和熔剂进行底吹氧化熔炼以形成氧化熔炼渣；侧吹还原熔炼区的侧部具有侧吹喷枪，侧吹还原熔炼区用于使氧化熔炼渣进行侧吹还原熔炼以得到还原熔炼产物；沉降区具有黑铜出口和炉渣出口，沉降区用于对还原熔炼产物进行沉降处理以得到黑铜和炉渣。

进一步地，上述装置还包括：第一气体供应单元，第一气体供应单元与底吹喷枪相连，用于向底吹喷枪供应氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气；燃料供应装置，燃料供应装置与底吹喷枪相连，用于向底吹喷枪供应煤粉。

进一步地，上述装置还包括：第二气体供应单元，第二气体供应单元与侧吹喷枪相连，用于向侧吹喷枪供应氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气；还原剂供应装置，还原剂供应装置与侧吹喷枪相连，用于向侧吹喷枪供应煤粉和/或天然气。

进一步地，底吹氧化熔炼区和侧吹还原熔炼区之间设置有第一隔墙，第一隔墙的中部设置有用于连通：底吹氧化熔炼区和侧吹还原熔炼区的第一连通通道。

进一步地，侧吹还原熔炼区和沉降区之间设置有第二隔墙，第二隔墙与熔炼炉的底壁之间设置有用于连通侧吹还原熔炼区和沉降区的第二连通通道。

进一步地，底吹喷枪设置在底吹氧化熔炼区底部远离第一隔墙的一端，且底吹氧化熔炼区的底壁的高度沿底吹喷枪至第一隔墙的方向逐渐升高，且最高点低于第一连通通道的高度。

进一步地，侧吹还原熔炼区的底壁的高度沿第一连通通道至第二连通通道的方向逐渐降低。

进一步地，烘干装置为回转窑。

进一步地，底吹氧化熔炼区还具有第一烟气出口，装置还包括：第一余热回收装置，与第一烟气出口相连；第一除尘装置，与第一余热回收装置的出口相连；制酸装置，与第一除尘装置的出口相连。

进一步地，第二隔墙的上部还设置有第三连通通道，沉降区还设置有第二烟气出口；烘干装置还具有热介质进口；装置还包括：第二余热回收装置，与第二烟气出口相连；第二除尘装置，与第二余热回收装置的出口相连；且第二除尘装置的出口与烘干装置的热介质进口相连。

应用本发明的技术方案，通过底吹氧化熔炼的全渣熔池实现脱硫，再将氧化熔炼渣进行侧吹还原熔炼以获得高价值黑铜和无害化炉渣，实现污泥中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等多种有价金属的综合回收利用。含水10～40％的含铜污泥直接进入全渣熔池进行底吹氧化熔炼，不仅避免了深度干燥过程中高温、高能耗、大烟尘量等问题，还可使污泥中有机物污染物彻底分解，并促进含铜污泥中的S、Cl等元素几乎全部进入烟气，而Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等则以氧化物形式留在渣中，提高了后续还原产出黑铜时有价金属的回收率，且最终炉渣中的卤素、硫化物等有害物质含量低，建材利用前景好。

总之，利用本发明提供的工艺处理含铜污泥，有效解决了现有技术中从含铜污泥中回收铜时的流程长、尾渣含铜量、含硫量高等问题，并提高了有价金属的回收率。

附图说明

构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：

图1示出了根据本发明一种实施例的含铜污泥生产黑铜的方法的流程图；以及

图2示出了根据本发明一种实施例的含铜污泥生产黑铜的装置的结构示意图。

其中，上述附图包括以下附图标记：

10、烘干装置；20、熔炼炉；30、第一气体供应单元；40、燃料供应装置；50、第二气体供应单元；60、还原剂供应装置；70、第一余热回收装置；80、第一除尘装置；90、制酸装置；100、第二余热回收装置；110、第二除尘装置；

21、底吹氧化熔炼区；22、侧吹还原熔炼区；23、沉降区；24、第一隔墙；25、第二隔墙；

201、脱水污泥进口；202、第一烟气出口；203、第二烟气出口；

211、底吹喷枪；221、侧吹喷枪。

具体实施方式

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。

正如背景技术部分所描述的，现有技术中从含铜污泥中回收铜时均存在流程长、尾渣含铜量、含硫量高等问题。

为了解决上述问题，本发明提供了一种含铜污泥生产黑铜的方法，如图1所示，该方法包括以下步骤：S1，将含铜污泥脱水至含水量10～40wt％，形成脱水污泥；S2，将脱水污泥与熔剂混合后，在全渣熔池中进行底吹氧化熔炼，形成氧化熔炼渣；S3，将氧化熔炼渣在还原熔池中进行侧吹还原熔炼，得到还原熔炼产物；S4，将还原熔炼产物进行沉降处理，得到黑铜和炉渣。

利用上述工艺处理含铜污泥，通过底吹氧化熔炼的全渣熔池实现脱硫，再将氧化熔炼渣进行侧吹还原熔炼以获得高价值黑铜和无害化炉渣，实现污泥中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等多种有价金属的综合回收利用。含水10～40％的含铜污泥直接进入全渣熔池进行底吹氧化熔炼，不仅避免了深度干燥过程中高温、高能耗、大烟尘量等问题，还可使污泥中有机物污染物彻底分解，并促进含铜污泥中的S、Cl等元素几乎全部进入烟气，而Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等则以氧化物形式留在渣中，提高了后续还原产出黑铜时有价金属的回收率，且最终炉渣中的卤素、硫化物等有害物质含量低，建材利用前景好。

总之，利用本发明提供的装置处理含铜污泥，有效解决了现有技术中从含铜污泥中回收铜时的流程长、尾渣含铜量、含硫量高等问题，并提高了有价金属的回收率。

需要说明书是，上述全渣熔池是指熔池中全为炉渣，熔池底部无金属或铜锍相残留，污泥中的金属在底吹氧化熔炼过程中完全氧化。实际熔炼过程中，采用底吹氧化熔炼可以是脱水污泥处于氧化剂过剩状态，从而实现污泥的高效熔化和硫酸盐的分解脱硫，形成炉底无硫化物和金属残留，实现全渣熔池。通过该全渣熔池的底吹氧化熔炼，可实现：(1)提高后续侧吹还原熔炼过程中有价金属的回收率；(2)净化侧吹还原熔炼的烟气成分，提高余热回收率，延长设备(如锅炉)寿命；(3)最终炉渣水淬时无H₂S污染，且水淬渣中Cl含量低，可大量用于建材行业；(4)炉体各处耐材及喷枪均可实现水冷挂渣，延长了炉体耐材和喷枪的长寿，避免了水冷位置有金属或冰铜时易发生爆炸的危险。氧化熔炼渣随后进行侧吹还原熔炼，即可产出高价值的黑铜，并产出有害物质含量低的烟气和尾渣，实现含铜污泥的资源化综合利用。

在一种优选的实施方式中，上述步骤S2中，向全渣熔池中底吹氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气(60％≤体积浓度小于100％)以进行底吹氧化熔炼，同时向全渣熔池中底吹燃料，优选燃料为煤粉和/或天然气。这样，含水10～40％的脱水的含铜污泥在底吹氧气(富氧空气)和燃料的条件下能够更充分地氧化，其中的硫酸盐、有机物更充分分解，有价金属更彻底进入氧化熔炼渣，硫、氯等进入尾气。更优选地，上述步骤S2中，控制底吹氧化熔炼过程中产生的烟气中的氧气体积含量为1～10％。这样氧气过剩，更有利于氧化熔炼的进行，且燃料的充分燃烧提高了热效率，可以使用含水更高的污泥原料，降低了污泥预处理难度。

在一种优选的实施方式中，上述步骤S2中，底吹氧化熔炼的温度为1250～1350℃，且氧化熔炼渣的渣型为Cu₂O-CaO-Fe₂O₃-SiO₂；在该温度下，氧化反应、有机物和硫酸盐的分解更为彻底，更有利于有价金属的回收以及硫、氯的分离。且将氧化熔炼渣的渣型控制在上述渣型，有助于Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等有价金属以氧化物的形式留存于渣中，为后续还原分离过程金属回收率的提高提供了条件。优选地，熔剂为硅石和/或石英石。

在一种优选的实施方式中，上述步骤S3中，向还原熔池中侧吹还原剂，并吹入氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气(60％≤体积浓度小于100％)以进行侧吹还原熔炼。氧气(富氧空气)的进入维持了还原过程的温度，还原剂作用下，氧化熔炼渣中的铜氧化物还原形成黑铜，与渣分离。优选地，还原剂为煤粉和/或天然气。为了保持更稳定的还原性气氛，优选地，侧吹还原熔炼产生的烟气中CO体积含量为10～20％。

为了使还原反应更为彻底，在一种优选的实施方式中，上述步骤S3中，侧吹还原熔炼的温度为1250～1400℃，且侧吹还原熔炼过程中产生的渣型为FeO-SiO₂-CaO。含铜污泥中初始含有较高的CaO，便于造FeO-SiO₂-CaO渣，该渣型熔点比FeO-SiO₂渣更低，渣与金属分离更好，含CaO渣在平衡时渣中Cu残余量更少，充分利用了含铜污泥中初始的CaO成分。

基于前文所述原因，本发明制备从含铜污泥中回收得到了金属相为富含Pb、Zn、Ni、Sn的黑铜，回收率较高，黑铜的铜含量为70～85wt％；炉渣的铜含量低于0.5wt％，硫含量低于0.1wt％，氯含量低于0.1wt％。上述黑铜可送电解综合回收有价金属，炉渣水淬后作建材原料。

在一种优选的实施方式中，上述方法还包括：将底吹氧化熔炼过程中产生的烟气依次进行余热回收、除尘处理、制酸；将侧吹还原熔炼和沉降处理过程中产生的烟气进行余热回收、除尘处理，且除尘后的尾气返回至步骤S1中用于对含铜污泥进行脱水处理。底吹氧化熔炼过程中产生的烟气含有大量硫和氯(SO₂体积浓度大于2％)，通过余热回收、除尘处理后可用于制酸，且为了防止烟气冷凝腐蚀管路，优选该尾气经预热回收后的末端烟气温度控制在约350℃。同时，因底吹氧化熔炼过程中已经充分分解了硫酸盐、有机物等，硫、氯等充分进入了第一阶段的烟气，因此，侧吹还原熔炼和沉降过程中产生的烟气中有害物质含量较低，经余热回收(优选末端温度控制在150℃)、除尘处理后可返回至脱水处理阶段，有效利用热能。且为了使这部分烟气更充分燃烧，优选在侧吹还原熔炼和沉降处理过程中的尾气出口处补充氧气。

根据本发明的另一方面，还提供了一种含铜污泥生产黑铜的装置，如图2所示，其包括烘干装置10和熔炼炉20，烘干装置10具有含铜污泥进口和脱水污泥出口，烘干装置10用于将含铜污泥脱水至含水量10～40wt％以形成脱水污泥；熔炼炉20包括依次连通的底吹氧化熔炼区21、侧吹还原熔炼区22和沉降区23；底吹氧化熔炼区21具有脱水污泥进口201，脱水污泥进口201与脱水污泥出口相连，底吹氧化熔炼区21的底部还设置有底吹喷枪211，底吹氧化熔炼区21为全渣熔池，用于使脱水污泥和熔剂进行底吹氧化熔炼以形成氧化熔炼渣；侧吹还原熔炼区22的侧部具有侧吹喷枪221，侧吹还原熔炼区22用于使氧化熔炼渣进行侧吹还原熔炼以得到还原熔炼产物；沉降区23具有黑铜出口和炉渣出口，沉降区23用于对还原熔炼产物进行沉降处理以得到黑铜和炉渣。

利用上述装置处理含铜污泥，通过底吹氧化熔炼的全渣熔池实现脱硫，再将氧化熔炼渣进行侧吹还原熔炼以获得高价值黑铜和无害化炉渣，实现污泥中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等多种有价金属的综合回收利用。含水10～40％的含铜污泥直接进入全渣熔池进行底吹氧化熔炼，不仅避免了深度干燥过程中高温、高能耗、大烟尘量等问题，还可使污泥中有机物污染物彻底分解，并促进含铜污泥中的S、Cl等元素几乎全部进入烟气，而Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等则以氧化物形式留在渣中，提高了后续还原产出黑铜时有价金属的回收率，且最终炉渣中的卤素、硫化物等有害物质含量低，建材利用前景好。

为了提高安全性，优选地，底吹氧化熔炼区21的内部炉衬均使用水冷挂渣保护，底吹喷枪211也采用水冷结构。

在一种优选的实施方式中，如图2所示，上述装置还包括：第一气体供应单元30，第一气体供应单元30与底吹喷枪211相连，用于向底吹喷枪211供应氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气；燃料供应装置40，燃料供应装置40与底吹喷枪211相连，用于向底吹喷枪211供应煤粉。这样，含水10～40％的脱水的含铜污泥在底吹氧气(富氧空气)和燃料的条件下能够更充分地氧化，其中的硫酸盐、有机物更充分分解，有价金属更彻底进入氧化熔炼渣，硫、氯等进入尾气。

在一种优选的实施方式中，上述还包括：第二气体供应单元50，第二气体供应单元50与侧吹喷枪221相连，用于向侧吹喷枪221供应氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气；还原剂供应装置60，还原剂供应装置60与侧吹喷枪221相连，用于向侧吹喷枪221供应煤粉和/或天然气。氧气(富氧空气)的进入维持了还原过程的温度，还原剂作用下，氧化熔炼渣中的铜氧化物还原形成黑铜，与渣分离。优选地，还原剂为煤粉和/或天然气。

在一种优选的实施方式中，底吹氧化熔炼区21和侧吹还原熔炼区22之间设置有第一隔墙24，第一隔墙24的中部设置有用于连通：底吹氧化熔炼区21和侧吹还原熔炼区22的第一连通通道。这样，底吹氧化熔炼过程产生的氧化熔炼渣能够不断进入侧吹还原熔炼区22进行侧吹还原熔炼，且渣的进入更为稳定。

在一种优选的实施方式中，侧吹还原熔炼区22和沉降区23之间设置有第二隔墙25，第二隔墙25与熔炼炉20的底壁之间设置有用于连通侧吹还原熔炼区22和沉降区23的第二连通通道。这样，还原熔炼产物能够更稳定地进入沉降区23进行沉降处理，隔墙能够阻碍侧吹还原熔炼区22中的扰动，是沉降分离的效果更佳。

更优选地，底吹喷枪211设置在底吹氧化熔炼区21底部远离第一隔墙24的一端，且底吹氧化熔炼区21的底壁的高度沿底吹喷枪211至第一隔墙24的方向逐渐升高，且最高点低于第一连通通道的高度。这样，渣能够更稳定、更连续地进入还原熔炼区。同理，优选地，侧吹还原熔炼区22的底壁的高度沿第一连通通道至第二连通通道的方向逐渐降低。

为了使含水污泥的脱水效率更高，在一种优选的实施方式中，烘干装置10为回转窑。在实际操作过程中，优选回转窑的干燥温度为低温干燥，比如150℃左右。

在一种优选的实施方式中，底吹氧化熔炼区21还具有第一烟气出口202，装置还包括：第一余热回收装置70，与第一烟气出口202相连；第一除尘装置80，与第一余热回收装置70的出口相连；制酸装置90，与第一除尘装置80的出口相连。底吹氧化熔炼过程中产生的烟气含有大量硫和氯(SO₂体积浓度大于2％)，通过余热回收、除尘处理后可用于制酸，且为了防止烟气冷凝腐蚀管路，优选该尾气经预热回收后的末端烟气温度控制在约350℃。

在一种优选的实施方式中，第二隔墙25的上部还设置有第三连通通道，沉降区23还设置有第二烟气出口203；烘干装置10还具有热介质进口；装置还包括：第二余热回收装置100，与第二烟气出口203相连；第二除尘装置110，与第二余热回收装置100的出口相连；且第二除尘装置110的出口与烘干装置10的热介质进口相连。因底吹氧化熔炼过程中已经充分分解了硫酸盐、有机物等，硫、氯等充分进入了第一阶段的烟气，因此，侧吹还原熔炼和沉降过程中产生的烟气中有害物质含量较低，经余热回收(优选末端温度控制在150℃)、除尘处理后可返回至脱水处理阶段，有效利用热能。且为了使这部分烟气更充分燃烧，优选在第二烟气出口203处补充氧气。

总之，利用本发明提供的方法及装置处理含铜污泥，具有以下有益效果：

(1)以含水10～40％的含铜污泥为原料，原料烘干要求低，避免了深度烘干预处理的高温、高能耗、大烟尘量、有机物挥发量大等问题。

(2)物料直接进入全渣熔池中，高温熔池氧化性强，污泥中有机物分解彻底，硫酸盐完全分解，氯化物挥发彻底，渣中硫及卤素残留量少，氧化区烟气SO₂体积浓度高于2％，便于制酸。

(3)优选地，底吹氧化熔炼过程中的燃烧氧气过剩，烟气中氧气含量约5％，可以保证燃料的充分燃烧，热效率高，且底部无金属或铜锍残留，保证了炉体水冷挂渣的安全性，延长了炉衬寿命。

(4)优选地，底吹氧化熔炼渣Cu₂O-CaO-Fe₂O₃-SiO₂渣系为主，有助于Cu、Ni、Pb、Zn、Sn等有价金属以氧化物的形式留存于渣中，为后续还原分离过程金属回收率的提高提供了条件。

(5)优选地，底吹氧化熔炼实现了硫和卤素的深度脱除，使得侧吹还原熔炼烟气中腐蚀性气体含量低，有利于提高余热锅炉寿命和余热回收率，余热锅炉末端尾气温度约150℃，可再次用于原料的低温烘干。

(6)优选地，炉渣中硫化物及卤素含量低，渣含铜0.5％以下，S、Cl元素含量均低于0.1％，渣水淬处理后可大量用于建材行业。

以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。

实施例使用的含铜污泥主要成分如下：

表1含铜污泥成分(干基％)

Al₂O₃	CaO	SiO₂	FeO	Fe	Cu	Ni	Pb	Zn	Sn	C	S	Cl
													4.56	16.75	7.41	10.85	11.81	15.95	0.63	0.35	1.88	2.25	10.69	5.73	0.50

其中，硫主要以硫酸盐形式存在；钙主要以碳酸钙和硅酸钙形式存在；铜主要以硫酸铜、氧化铜和硫化铜的形式存在。

实施例1

将含水75％的含铜污泥放入回转窑内进行烘干，烘干窑尾烟气入口温度约150℃，在150℃的烟气下干燥至含水量20％左右，呈颗粒状。

每吨含铜污泥(含水20％)需配加硅石57kg，污泥与硅石混合后投入至图2所示的底吹氧化区熔池，采用水冷炉壁和水冷喷枪耐材和喷枪挂渣保护。采用底吹纯氧和煤粉，处理每吨污泥(含水20％)消耗煤粉100kg，空气12Nm³(喷粉载气)，氧气294Nm³。熔池全部为渣，熔池温度1250～1350℃，烟气中中SO₂、O₂体积含量分别为5.05％、4.65％，烟气经余热锅炉和除尘后制硫酸，热态熔渣流入侧吹还原熔炼区。

侧吹还原熔炼区侧吹煤粉和氧气，每吨污泥(含水20％)消耗煤粉90kg，空气10Nm³，氧气95Nm³。侧吹熔池温度1300～1350℃，侧吹熔池上方烟气中CO体积浓度18.20％，在上升烟道中加氧燃枪使CO充分燃烧，烟气进余热锅炉回收余热并除尘，获得富含铅锌锡的烟尘，尾气通入污泥烘干回转窑代替部分热烟气。侧吹还原后，再经沉降分离，可获得黑铜与炉渣，黑铜送电解，炉渣水淬后作为建材原料。

处理每吨污泥产出黑铜158kg，水淬渣411kg，渣中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn含量分别为0.40％、0.01％、0.07％、0.18％、0.22％，S、Cl均低于0.1％，黑铜中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn含量分别为79.50％、3.12％、1.06％、5.21％、5.11％。

实施例2

处理方法与实施例1相同，但污泥烘干程度更高，含水约10％，采用氧气浓度90％的富氧空气进行底吹和侧吹燃烧供热，控制炉内熔池温度更高。

将含水75％的含铜污泥放入回转窑内进行烘干，烘干窑尾烟气入口温度约150℃，在150℃的烟气下干燥至含水量10％左右，呈颗粒状。

每吨含铜污泥(含水10％)需配加硅石64kg，污泥与硅石混合后投入至图2所示的底吹氧化区熔池，采用水冷炉壁和水冷喷枪耐材和喷枪挂渣保护。采用底吹煤粉和富氧(富氧浓度90％)，处理每吨污泥(含水20％)消耗煤粉110kg，空气61Nm³(其中喷粉载气)，氧气308Nm³。熔池全部为渣，熔池温度1250～1350℃，烟气中中SO₂、O₂体积含量分别为6.10％、4.31％，烟气经余热锅炉和除尘后制硫酸，热态熔渣流入侧吹还原熔炼区。

侧吹还原熔炼区侧吹煤粉和富氧(富氧浓度90％)，每吨污泥(含水10％)消耗煤粉95kg，空气26Nm³，氧气95Nm³。侧吹熔池温度1350～1400℃，侧吹熔池上方烟气中CO体积浓度16.85％，在上升烟道中加氧燃枪使CO充分燃烧，烟气进余热锅炉回收余热并除尘，获得富含铅锌锡的烟尘，尾气通入污泥烘干回转窑代替部分热烟气。侧吹还原后，再经沉降分离，可获得黑铜与炉渣，黑铜送电解，炉渣水淬后作为建材原料。

处理每吨污泥产出黑铜166kg，水淬渣465kg，渣中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn含量分别为0.46％、0.01％、0.03％、0.11％、0.13％，S、Cl均低于0.1％，黑铜中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn含量分别为85.01％、3.35％、0.76％、4.06％、4.26％。

实施例3

处理方法与实施例1相同，但污泥烘干程度低，含水约40％，采用氧气浓度95％的富氧空气进行底吹和侧吹燃烧供热，控制炉内熔池温度较低。

将含水75％的含铜污泥放入回转窑内进行烘干，烘干窑尾烟气入口温度约150℃，在150℃的烟气下干燥至含水量40％左右。

每吨含铜污泥(含水40％)需配加硅石42.5kg，污泥与硅石混合后投入至图2所示的底吹氧化区熔池，采用水冷炉壁和水冷喷枪耐材和喷枪挂渣保护。采用底吹煤粉和富氧(富氧浓度95％)，处理每吨污泥(含水40％)消耗煤粉100kg，空气31Nm³(其中喷粉载气)，氧气266Nm³。熔池全部为渣，熔池温度1250～1350℃，烟气中中SO₂、O₂体积含量分别为2.79％、4.05％，烟气经余热锅炉和除尘后制硫酸，热态熔渣流入侧吹还原熔炼区。

侧吹还原熔炼区侧吹煤粉和富氧(富氧浓度95％)，每吨污泥(含水40％)消耗煤粉80kg，空气16Nm³，氧气86Nm³。侧吹熔池温度1250～1300℃，侧吹熔池上方烟气中CO体积浓度17.46％，在上升烟道中加氧燃枪使CO充分燃烧，烟气进余热锅炉回收余热并除尘，获得富含铅锌锡的烟尘，尾气通入污泥烘干回转窑代替部分热烟气。侧吹还原后，再经沉降分离，可获得黑铜与炉渣，黑铜送电解，炉渣水淬后作为建材原料。

处理每吨污泥产出黑铜130kg，水淬渣302kg，渣中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn含量分别为0.47％、0.01％、0.03％、0.37％、0.45％，S、Cl均低于0.1％，黑铜中Cu、Ni、Pb、Zn、Sn含量分别为72.31％、2.85％、1.13％、6.04％、6.73％。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种含铜污泥生产黑铜的方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1，将含铜污泥脱水至含水量10～40wt％，形成脱水污泥；

S2，将所述脱水污泥与熔剂混合后，在全渣熔池中进行底吹氧化熔炼，形成氧化熔炼渣；

S3，将所述氧化熔炼渣在还原熔池中进行侧吹还原熔炼，得到还原熔炼产物；

S4，将所述还原熔炼产物进行沉降处理，得到黑铜和炉渣；

所述步骤S2中，向所述全渣熔池中底吹氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气以进行所述底吹氧化熔炼，同时向所述全渣熔池中底吹燃料，所述燃料为煤粉和/或天然气；控制所述底吹氧化熔炼过程中产生的烟气中的氧气体积含量为1～10％；所述底吹氧化熔炼的温度为1250～1350℃，且所述氧化熔炼渣的渣型为Cu₂O-CaO-Fe₂O₃-SiO₂；所述熔剂为石英石；

所述步骤S3中，向所述还原熔池中侧吹还原剂，并吹入氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气以进行所述侧吹还原熔炼；所述还原剂为煤粉和/或天然气；所述侧吹还原熔炼的温度为1250～1400℃，且所述侧吹还原熔炼过程中产生的渣型为FeO-SiO₂-CaO。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤S4中，所述黑铜的铜含量为70～85wt％；所述炉渣的铜含量低于0.5wt％，硫含量低于0.1wt％，氯含量低于0.1wt％。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述方法还包括：

将所述底吹氧化熔炼过程中产生的烟气依次进行余热回收、除尘处理、制酸；

将所述侧吹还原熔炼和所述沉降处理过程中产生的烟气进行余热回收、除尘处理，且除尘后的尾气返回至所述步骤S1中用于对所述含铜污泥进行脱水处理。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，采用的装置包括：

烘干装置(10)，所述烘干装置(10)具有含铜污泥进口和脱水污泥出口，所述烘干装置(10)用于将所述含铜污泥脱水至含水量10～40wt％以形成所述脱水污泥；

熔炼炉(20)，包括依次连通的底吹氧化熔炼区(21)、侧吹还原熔炼区(22)和沉降区(23)；所述底吹氧化熔炼区(21)具有脱水污泥进口(201)，所述脱水污泥进口(201)与所述脱水污泥出口相连，所述底吹氧化熔炼区(21)的底部还设置有底吹喷枪(211)，所述底吹氧化熔炼区(21)为全渣熔池，用于使所述脱水污泥和熔剂进行底吹氧化熔炼以形成所述氧化熔炼渣；所述侧吹还原熔炼区(22)的侧部具有侧吹喷枪(221)，所述侧吹还原熔炼区(22)用于使所述氧化熔炼渣进行侧吹还原熔炼以得到所述还原熔炼产物；所述沉降区(23)具有黑铜出口和炉渣出口，所述沉降区(23)用于对所述还原熔炼产物进行沉降处理以得到所述黑铜和所述炉渣；

第一气体供应单元(30)，所述第一气体供应单元(30)与所述底吹喷枪(211)相连，用于向所述底吹喷枪(211)供应氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气；

燃料供应装置(40)，所述燃料供应装置(40)与所述底吹喷枪(211)相连，用于向所述底吹喷枪(211)供应煤粉；

第二气体供应单元(50)，所述第二气体供应单元(50)与所述侧吹喷枪(221)相连，用于向所述侧吹喷枪(221)供应氧气或氧气体积含量为60～100％的富氧空气；

还原剂供应装置(60)，所述还原剂供应装置(60)与所述侧吹喷枪(221)相连，用于向所述侧吹喷枪(221)供应煤粉和/或天然气。

5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述底吹氧化熔炼区(21)和所述侧吹还原熔炼区(22)之间设置有第一隔墙(24)，所述第一隔墙(24)的中部设置有用于连通所述底吹氧化熔炼区(21)和所述侧吹还原熔炼区(22)的第一连通通道。

6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述侧吹还原熔炼区(22)和所述沉降区(23)之间设置有第二隔墙(25)，所述第二隔墙(25)与所述熔炼炉(20)的底壁之间设置有用于连通所述侧吹还原熔炼区(22)和所述沉降区(23)的第二连通通道。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述底吹喷枪(211)设置在所述底吹氧化熔炼区(21)底部远离所述第一隔墙(24)的一端，且所述底吹氧化熔炼区(21)的底壁的高度沿所述底吹喷枪(211)至所述第一隔墙(24)的方向逐渐升高，且最高点低于所述第一连通通道的高度。

8.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述侧吹还原熔炼区(22)的底壁的高度沿所述第一连通通道至所述第二连通通道的方向逐渐降低。

9.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述烘干装置(10)为回转窑。

10.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述底吹氧化熔炼区(21)还具有第一烟气出口(202)，所述装置还包括：

第一余热回收装置(70)，与所述第一烟气出口(202)相连；

第一除尘装置(80)，与所述第一余热回收装置(70)的出口相连；

制酸装置(90)，与所述第一除尘装置(80)的出口相连。

11.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述第二隔墙(25)的上部还设置有第三连通通道，所述沉降区(23)还设置有第二烟气出口(203)；所述烘干装置(10)还具有热介质进口；所述装置还包括：

第二余热回收装置(100)，与所述第二烟气出口(203)相连；

第二除尘装置(110)，与所述第二余热回收装置(100)的出口相连；且所述第二除尘装置(110)的出口与所述烘干装置(10)的所述热介质进口相连。