CN115386730B - 一种含铜镍污泥回收铜镍的方法 - Google Patents

一种含铜镍污泥回收铜镍的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种含铜镍污泥回收铜镍的方法，属于废物资源化利用技术领域。该方法包括：若待处理的含铜镍污泥中，铬含量≥3wt％或铜与镍的质量百分比＜2，对待处理的含铜镍污泥进行中低温还原硫化焙烧，再采用选矿方式将铜镍与铬分离；若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且2≤铜与镍的含量比≤5，将待处理的含铜镍污泥与硫化剂混合，进行高温还原硫化熔炼，得到铜镍锍；若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且铜与镍的含量比＞5，采用火法还原熔炼回收铜镍合金和冰铜。该方法根据原料中铬含量、铜镍比等不同，按不同的回收路线进行回收，可有效降低铜、镍物质的损失。

Description

一种含铜镍污泥回收铜镍的方法
技术领域
本发明涉及废物资源化利用技术领域，具体而言，涉及一种含铜镍污泥回收铜镍的方法。
背景技术
含铜镍污泥来源广，成分复杂，除含铜镍外，还含有一定的铬，目前的低铬铜镍污泥回收，主要是通过还原熔炼产出合金相和锍相，合金相和锍相再经过常规的除杂工艺进一步回收铜镍，而铜镍污泥含铬高，容易导致常规回收熔炼工艺渣熔点高，造渣难，锍与渣分离效果不佳，导致铜镍回收率低。
鉴于此，特提出本发明。
发明内容
本发明的目的在于提供一种含铜镍污泥回收铜镍的方法，以解决上述技术问题。
本申请可这样实现：
本申请提供一种含铜镍污泥回收铜镍的方法，根据待处理的含铜镍污泥干基中铬、铜和镍的含量，对应采用以下方式中的一种进行：
若待处理的含铜镍污泥中，铬含量≥3wt％或铜与镍的质量百分比＜2，对待处理的含铜镍污泥进行中低温还原硫化焙烧，再采用物理或化学等分选方式将铜镍与铬分离；
若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且2≤铜与镍的质量百分比≤5，将待处理的含铜镍污泥与硫化剂混合，进行高温还原硫化熔炼，得到铜镍锍；
若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且铜与镍的质量百分比＞5，采用火法还原熔炼回收铜镍合金和冰铜。
待处理的含铜镍污泥中铜和镍的总含量≥5wt％，优选≥10wt％。
在可选的实施方式中，中低温还原硫化焙烧包括：将待处理的含铜镍污泥与硫化剂以及碳基还原剂进行还原硫化焙烧，得到硫化焙烧渣。
在可选的实施方式中，碳基还原剂为煤。
在可选的实施方式中，还原硫化焙烧是于850-1000℃的条件下进行1-2h。
在可选的实施方式中，还原硫化焙烧所需的总硫用量为完全硫化铜和镍所需理论量的1.2-1.8倍，还原剂用量为所需理论量的1.5-2.5倍。
在可选的实施方式中，将待处理的含铜镍污泥先干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将烘干泥与硫化剂以及碳基还原剂制团或造粒，再进行还原硫化焙烧。
在可选的实施方式中，还包括：将硫化焙烧渣破碎和球磨，随后再进行选矿处理。
在可选的实施方式中，高温还原硫化熔炼包括：将待处理的含铜镍污泥与硫化剂、熔剂以及还原剂进行还原硫化熔炼，得到铜镍锍。
在可选的实施方式中，将待处理的含铜镍污泥先干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将烘干泥与硫化剂以及第一熔剂压制或烧结成块状，再与第二熔剂以及还原剂进行还原硫化熔炼；
其中，第一熔剂为石灰石，第二熔剂为石英石。
在可选的实施方式中，硫化剂包括硫石膏和黄铁矿中的至少一种。
在可选的实施方式中，还原剂包括煤、焦炭和炭精中的至少一种。
在可选的实施方式中，高温还原硫化熔炼所需的总硫用量为完全硫化铜和镍所需理论量的0.9-1.8倍，还原剂用量为所需理论量的1.5-2.5倍。
在可选的实施方式中，高温还原硫化熔炼是于1150℃-1350℃的条件下进行，且高温还原硫化熔炼的熔炼温度超过预配炉渣熔点的50℃-150℃。
在可选的实施方式中，当高温还原硫化熔炼处理后所得的铜镍锍中，铁的含量＞4wt％，还包括对铜镍锍进行火法脱铁以将铁的含量降低至4wt％以下；
其中，火法脱铁包括转炉吹炼脱铁或熔炼脱铁；熔炼脱铁包括铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁或硫酸盐氧化脱铁方式。
在可选的实施方式中，当采用铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁方式进行熔炼脱铁时，按以下方式进行：将铁含量＞4wt％的铜镍锍与含铜氧化物或铜盐、熔剂以及补热燃料共同熔炼。
在可选的实施方式中，铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁过程中所用的含铜氧化物或铜盐包括氧化铜、碳酸铜和碱式碳酸铜中的至少一种；所用的熔剂包括氧化钙和二氧化硅中的至少一种；所用的补热燃料包括煤或炭精。
在可选的实施方式中，铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁过程中，将铁含量＞4wt％的铜镍锍与含铜氧化物或铜盐混合制成团或球，随后再配入熔剂和补热燃料进行熔炼。
在可选的实施方式中，铜氧化物或铜盐用量为理论量的0.4-0.8倍。
在可选的实施方式中，铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁方式中，共同熔炼的温度为1150℃-1300℃，熔炼过程中所用的渣型的硅酸度为1.0-1.5。
在可选的实施方式中，当采用硫酸盐氧化脱铁方式进行熔炼脱铁时，按以下方式进行：将铁含量＞4wt％的铜镍锍与硫酸盐物料和熔剂进行共同熔炼。
在可选的实施方式中，硫酸盐氧化脱铁过程中所用的硫酸盐物料包括废硫酸钠盐、硫酸钙和脱硫石膏中的至少一种；所用的熔剂包括二氧化硅和石灰石。
在可选的实施方式中，硫酸盐氧化脱铁硫挤铁过程中，将铁含量＞4wt％的铜镍锍与硫酸盐物料混合制成团或球，随后再配入熔剂进行熔炼。
在可选的实施方式中，硫酸盐物料用量为理论值的0.4-1.0倍。
在可选的实施方式中，硫酸盐氧化脱铁过程中，共同熔炼的温度为1150℃-1300℃，熔炼过程中所用渣型的硅酸度为1.0-1.5。
在可选的实施方式中，若回收后的冰铜含铁量＞4wt％，还包括对冰铜进行火法脱铁以将铁的含量降低至4wt％以下。
本申请的有益效果包括：
本申请提供的方法通过按照不同铜镍比对应采用不同的回收方式，能够有效地回收含铜镍污泥中的铜和镍，达到资源回收利用的目的，大大降低了铜镍浪费，降低了能耗和生产成本。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
下面对本申请提供的含铜镍污泥回收铜镍的方法进行具体说明。
本申请提出一种含铜镍污泥回收铜镍的方法，根据待处理的含铜镍污泥干基中铬、铜和镍的含量，对应采用以下方式中的一种进行：
A、若待处理的含铜镍污泥中，铬含量≥3wt％或铜与镍的质量百分比＜2，对待处理的含铜镍污泥进行中低温还原硫化焙烧，再采用物理或化学等分选方式将铜镍与铬分离；
B、若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且2≤铜与镍的质量百分比≤5，将待处理的含铜镍污泥与硫化剂混合，进行高温还原硫化熔炼，得到铜镍锍；
C、若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且铜与镍的质量百分比＞5，采用火法还原熔炼回收铜镍合金和冰铜。
需说明的是，本申请所涉及的待处理的含铜镍污泥中铜和镍的总含量≥5wt％，优选≥10wt％，若污泥中铜和镍的总含量低于5wt％，单位产品处理成本较高，且铜镍资源回收率较低，经济性较差。
作为参考地，上述A方式中，中低温还原硫化焙烧包括：将待处理的含铜镍污泥与硫化剂以及碳基还原剂进行还原硫化焙烧，得到硫化焙烧渣。
优选地，上述碳基还原剂为煤。
上述还原硫化焙烧是于850℃-1000℃(如850℃、900℃、950℃或1000℃等)的条件下进行1h-2h(如1h、1.2h、1.5h、1.8h或2h等)。上述1-2h实际指有效焙烧时间。
上述还原硫化焙烧中所需的硫源主要来自铜镍污泥原料及外加硫化剂。还原硫化焙烧所需的总硫用量为完全硫化铜和镍所需理论量的1.2-1.8倍(如1.2倍、1.3倍、1.4倍、1.5倍、1.6倍、1.7倍或1.8倍等)，碳基还原剂的用量为理论用量的1.5-2.5倍(如等1.5倍、1.6倍、1.7倍、1.8倍、1.9倍、2.0倍、2.1倍、2.2倍、2.3倍、2.4倍或2.5倍等)。
可参考地，上述完全硫化铜和镍所需用硫的理论量和外加硫化剂用量计算公式如下所示：
m0＝(mS×η-m1×ws1)÷wS2。
其中：
mS为完全硫化铜和镍所需用硫的理论量；
m0为外加硫化剂理用量；
m1为铜镍污泥的质量；
wCu为铜镍污泥中Cu的质量百分含量；
wNi为铜镍污泥中Ni的质量百分含量；
ws1为铜镍污泥中元素S的质量百分含量；
wS2为外加硫化剂中元素S的质量百分含量。
η为还原硫化焙烧所需的总硫用量与完全硫化铜和镍所需用硫的理论量的比例系数。
碳基还原剂的理论用量计算公式如下所示：
其中：mc为碳基还原剂理论用量；
m1为铜镍污泥的质量；
m2为外加硫化剂实际使用的质量；
wCu为铜镍污泥中Cu的质量百分含量；
wNi为铜镍污泥中Ni的质量百分含量；
ws1为铜镍污泥中元素S的质量百分含量；
wS2为外加硫化剂中元素S的质量百分含量；
wC为还原剂中有效C的质量百分含量；
a为外加硫化剂中S的平均化学价态。
较佳地，在一些优选的实施方式中，可以先将待处理的含铜镍污泥干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将烘干泥与硫化剂以及碳基还原剂制团或造粒，再进行还原硫化焙烧(例如可在硫化焙烧设备中进行)。
进一步地，将硫化焙烧渣破碎和球磨，随后再进行物理或化学等方式分选(如选矿处理方式)，富集回收硫化亚铜和二硫化三镍等资源。
承上，通过上述A方式，铜镍转化为硫化物，铬为氧化物或尖晶石，其他物料部分烧结，非熔融态，产物通过物理或化学等分选方式实现分离回收。
作为参考地，上述B方式中，高温还原硫化熔炼包括：将待处理的含铜镍污泥与硫化剂、熔剂以及还原剂进行还原硫化熔炼，得到铜镍锍。
其中，高温还原硫化熔炼是于1150℃-1350℃(如1150℃、1200℃、1250℃、1300℃或1350℃等)的条件下进行。具体的，以所配渣型决定，即确保高温还原硫化熔炼的熔炼温度超过预配炉渣熔点的50℃-150℃(如50℃、80℃、100℃、120℃或150℃等)。预配所得渣型含铬量≤2.5wt％。
在一些优选的实施方式中，可以先将待处理的含铜镍污泥先干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将烘干泥与硫化剂以及第一熔剂压制或烧结成块状，再与第二熔剂以及还原剂进行还原硫化熔炼，最终产出铜镍锍、炉渣和烟尘等。
上述第一熔剂为石灰石，第二熔剂为石英石。硫化剂包括硫石膏和黄铁矿中的至少一种。还原剂包括煤、焦炭和炭精中的至少一种等。
通过同时采用第一熔剂和第二熔剂，可调整渣型，通过调配熔剂量，来调整渣中主要元素三种硅铁钙的百分含量。
作为参考地，上述高温还原硫化熔炼中所需的硫源主要来自铜镍污泥原料及外加硫化剂。高温还原硫化熔炼所需的总硫用量为完全硫化铜和镍所需用硫理论量的0.9-1.8倍(如0.9倍、1倍、1.2倍、1.5倍或1.8倍等)，还原剂的用量为理论用量的1.5-2.5倍(如等1.5倍、1.6倍、1.7倍、1.8倍、1.9倍、2.0倍、2.1倍、2.2倍、2.3倍、2.4倍或2.5倍等)。其中完全硫化铜和镍所需用量的理论量、外加硫化剂用量和还原剂理论用量的计算公式与A方式的计算公式相同。
需说明的是，若高温还原硫化熔炼后所得的铜镍锍中铁的含量≤4wt％，则可直接作为用于湿法氧压处理的铜镍锍原料。但目前常规的还原硫化工艺所得的铜镍锍通常为高铁锍(也即，铁的含量＞4wt％)，因此，需进一步制备以得到低铁锍(铁的含量≤4wt％)。
作为参考地，当高温还原硫化熔炼处理后所得的铜镍锍中，铁的含量＞4wt％，还包括对铜镍锍进行火法脱铁以将铁的含量降低至4wt％以下。
其中，火法脱铁包括转炉吹炼脱铁或熔炼脱铁；
需强调的是，现有技术中，火法脱铁通常即采用的是转炉吹炼脱铁方式，而本申请中，发明人提出了通过熔炼脱铁方式实现铁含量的降低。
具体的，熔炼脱铁包括采用铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁或硫酸盐氧化脱铁方式。
a、当采用铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁方式进行熔炼脱铁时，可按以下方式进行：将铁含量＞4wt％的铜镍锍与含铜氧化物或铜盐、熔剂以及补热燃料共同熔炼。
较佳地，可先将铁含量＞4wt％的铜镍锍与含铜氧化物或铜盐混合制成团或球，随后再配入熔剂和补热燃料进行熔炼。
其中，含铜氧化物或铜盐包括氧化铜、碳酸铜和碱式碳酸铜中的至少一种，熔剂包括氧化钙和二氧化硅中的至少一种，补热燃料包括煤或炭精。
上述含铜氧化物或铜盐的用量为理论量的0.4-0.8倍(如0.4倍、0.5倍、0.6倍、0.7倍或0.8倍等)，主要看锍相中铁的含量以及不同炉型的氧化性气氛不同(即被氧化的FeS比例会有所不同)，此处的最终目的是将锍相中的铁降低至4％以下，而又不能影响铜的回收。
可参考地，上述含铜氧化物或铜盐的理论用量计算公式如下所示：
其中：ma为铜氧化物或铜盐的理论用量；
mb为高铁锍的质量；
WFe为高铁锍中Fe的质量百分含量；
Wa为铜氧化物或铜盐中Cu的质量百分含量。
铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁方式中，共同熔炼的温度可以为1150℃-1300℃(如1150℃、1200℃、1250℃或1300℃等，具体以所配渣型决定)，熔炼过程中所用的渣型的硅酸度为1.0-1.5(如1.0、1.1、1.2、1.3、1.4或1.5)。
上述过程中涉及的化学反应方程式包括如下：
CuCO3＝CuO+CO2(高温分解)；
CuCO3·Cu(OH)2＝CuO+CO2+H2O(高温分解)；
6CuO+4FeS＝3Cu2S+4FeO+SO2；
FeS+O2＝FeO+SO2；
aFeO+bCaO+cSiO2＝aFeO·bCaO·cSiO2。
进一步地，FeO再与氧化钙及二氧化硅等造渣进渣，Cu2S进入产品锍相。
b、当采用硫酸盐氧化脱铁方式进行熔炼脱铁时，可按以下方式进行：将铁含量＞4wt％的铜镍锍与硫酸盐物料和熔剂进行共同熔炼。
较佳地，可先将铁含量＞4wt％的铜镍锍与硫酸盐物料混合制成团或球，随后再配入熔剂进行熔炼。
其中，硫酸盐物料包括废硫酸钠盐、硫酸钙和脱硫石膏中的至少一种，熔剂包括二氧化硅和石灰石。
上述硫酸盐物料的用量为理论值的0.4-1.0倍(如0.4倍、0.5倍、0.6倍、0.7倍、0.8倍、0.9倍或1.0倍等)，主要看硫相中铁的含量以及不同炉型的氧化性气氛不同(即被氧化的FeS比例会有所不同)，此处的最终目的是将锍相中的铁降低至4％以下。
可参考地，上述硫酸盐物料的理论用量计算公式如下所示：
其中：md为硫酸盐物料的理论用量；
mb为高铁锍的质量；
WFe为高铁锍中Fe的质量百分含量；
Wd为硫酸盐物料中S的质量百分含量。
硫酸盐氧化脱铁过程中，共同熔炼的温度为1150℃-1300℃(如1150℃、1200℃、1250℃或1300℃等，具体以所配渣型决定)，熔炼过程中所用渣型的硅酸度为1.0-1.5(如1.0、1.1、1.2、1.3、1.4或1.5)。
上述过程中涉及的化学反应方程式包括如下：
3CaSO4+FeS＝3CaO+FeO+4SO2(g)；
或3Na2SO4+FeS＝3Na2O+FeO+4SO2(g)；
FeS+O2＝FeO+SO2；
aFeO+bCaO+cSiO2＝aFeO·bCaO·cSiO2；
或aFeO+bNa2O+cSiO2＝aFeO·bNa2O·cSiO2。
承上，通过上述B方式，可获得铁含量≤4wt％的铜镍锍。
作为参考地，上述C方式中，火法还原熔炼工艺可参照现有技术，在此不做过多赘述。
进一步地，若回收后的冰铜含铁量＞4wt％，还包括对冰铜进行火法脱铁以将铁的含量降低至4wt％以下。
需说明的是，将冰铜中铁的含量降低至4wt％以下可参照上述B方式中的熔炼脱铁方式(包括铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁或硫酸盐氧化脱铁)，在此不做过多赘述。
就本申请而言，当进行中低温硫化还原焙烧时，由于物料均未达到熔化温度，硫化生成硫化亚铜和二硫化三镍与渣混合在一起，需要通过选矿的方式将其分离出来，之所以会选择与高温还原熔炼直接分离得到铜镍锍(硫化亚铜和二硫化三镍)和渣不同的工艺，主要基于Cr的原因：当原料中Cr含量过高时，还原熔炼过程中渣的熔点和粘度等性质均会恶化，影响铜镍锍(硫化亚铜和二硫化三镍)与渣的分离，导致渣中铜镍含量偏高，铜镍锍直收率低。当原料中Cr含量较低时，可以直接采用高温一步法进行还原硫化直接制取铜镍锍和熔融渣；当原料中Cr含量较高时，采用两步法，即先中低温还原硫化，再选矿的方式分离回收铜和镍硫化物。
还原硫化和还原生成金属的主要反应方程式均如下：
2CuO+CaSO4+5C＝Cu2S+CaO+5CO(g)；
4CuO+2CaSO4+5C＝2Cu2S+2CaO+5CO2(g)；
3NiO+2CaSO4+9C＝Ni3S2+2CaO+9CO(g)；
6NiO+4CaSO4+9C＝2Ni3S2+4CaO+9CO2(g)；
MeO+C＝Me+CO(g)(Me代表Cu和Ni，下同)；
2MeO+C＝2Me+CO2(g)；
aFeOx+bCaO+cAl2O3+dSiO2＝aFeOx·bCaO·cAl2O3·dSiO2。
将不同铜镍比分别制备不同产品的工艺选择的原则如下，当原料中铜镍比大于5时，还原所得到的产品中，制备成金属合金和冰铜时，最经济划算，一方面可以将大部分镍和贵金属富集于合金中，且由于合金中镍含量不高，对合金的熔点升高影响有限，对还原熔炼过程影响不大，且后续合金进入粗铜精炼工序中，大部分的镍可以富集于精炼二道渣中进行二次利用。当原料中铜镍质量比≤5，但≥2时，此时若硫化剂用量欠量时，用于生产合金，合金中镍含量过高，对合金熔点的升高影响较大(金属铜的熔点1083℃，金属镍的熔点1453℃)，需要相对较高的熔炼温度才能保证熔炼过程中合金和炉渣很好地分离，能耗将明显升高。但是由于二硫化三镍的熔点仅797℃，硫化亚铜熔点为1100℃，含镍高时，采用还原硫化熔炼只生产铜镍锍可以有效解决生产合金的能耗高的问题。
以下结合实施例对本发明的特征和性能作进一步的详细描述。
实施例1
本实施例提供一种含铜镍污泥回收铜镍的方法，具体如下：
(1)将干基铜镍总含量15.7％、铬含量＜3wt％且铜镍比(质量比)3的含铜镍污泥干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将烘干泥与脱硫石膏渣以及石灰石压制成块状，再与石英石以及还原剂煤于1250℃还原硫化熔炼2.0h，得到铁的含量＞4wt％的铜镍锍(含Fe 15.6％，含Cu 45.2％，含Ni 22.7％，含S 23.4％)、炉渣和烟尘等。
上述所需总硫用量为理论完全硫化铜和镍所需用硫理论量的1.5倍，含铜氧化物用量为理论量的0.6倍，石灰石和石英石的用量根据渣型需要配入合适的量，还原剂的用量为理论量的1.5倍。
(2)将上述铜镍锍按以下铜氧化物或铜盐脱铁方式进行熔炼脱铁：先将铜镍锍与不同比例的CuO以及碱式盐混合制成团，随后再配入石英砂熔剂和还原剂C于1250℃熔炼2h。
上述CuO和碱式盐中铜总量为理论铜需求量的0.3倍、0.4倍、0.5倍、0.6倍、0.7倍、0.8倍、0.9倍。
熔炼过程中所用的渣型FeO：SiO2：CaO＝34:40:26(质量比)，熔剂用量根据渣型理论计算量配入。
在其它条件均不变的前提下，考察步骤(2)中铜氧化物或铜盐在不同用量下对应得到的产品的元素含量，结果如表1所示。
表1产品中主要元素分析结果
由上述表1可以看出：当铜氧化物或铜盐中Cu用量为理论量的0.4-0.8倍时，熔炼完成后得到的锍中Fe含量低于4wt％；当铜氧化物或铜盐中Cu用量为理论量的0.3倍时，锍中的Fe含量为4.82wt％，铁含量不达标。须说明的是当铜氧化物或铜盐中Cu用量大于理论量0.8倍以后，锍中铁含量均可以被去除到远低于4wt％，考虑到试剂使用成本和能耗，优选铜氧化物或铜盐中Cu用量为理论量的0.4-0.8倍。
实施例2
本实施例与实施例1的区别在于：
步骤(2)：将步骤(1)得到的铜镍锍按以下硫酸盐脱铁方式进行熔炼脱铁：先将铜镍锍分别与0.3倍、0.4倍、0.6倍、0.8倍、1.0倍，以及1.2倍理论倍数的CaSO4混合制成团，随后再根据渣型配入一定量二氧化硅于1250℃熔炼2.0h。
上述熔炼过程中所用的渣型FeO：SiO2：CaO＝28:40:32(质量比)，二氧化硅的用量根据渣型计算的理论量配入。
在其它条件均不变的前提下，考察步骤(2)中CaSO4在不同用量下对应得到的产品的元素含量，结果如表2所示。
表2产品中主要元素分析结果
由上述表2可以看出：当硫酸钙用量为理论量的0.3倍时，锍中铁含量高于4wt％；硫酸钙用量为理论量的0.4-1.2倍时，锍中铁含量均可低于4wt％，须说明的是当酸钙用量用量大于理论量1.0倍时，锍中铁含量均可以被去除到远低于4wt％，考虑到试剂使用成本和能耗，硫酸钙用量优选理论量的0.4-1.0倍。
综上所述，本申请提供的方法能够有效地回收含铜镍污泥中的铜和镍，达到资源回收利用的目的，大大降低了铜镍浪费，进而降低了生产成本。
以上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 (26)

1.一种含铜镍污泥回收铜镍的方法，其特征在于，根据待处理的含铜镍污泥干基中铬、铜和镍的含量，对应采用以下方式中的一种进行：
若待处理的含铜镍污泥中，铬含量≥3wt％或铜与镍的质量百分比＜2，对待处理的含铜镍污泥进行中低温还原硫化焙烧，再采用分选方式将铜镍与铬分离；
若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且2≤铜与镍的质量百分比≤5，将待处理的所述含铜镍污泥与硫化剂混合，进行高温还原硫化熔炼，得到铜镍锍；
若待处理的含铜镍污泥中，铬含量＜3wt％且铜与镍的质量百分比＞5，采用火法还原熔炼回收铜镍合金和冰铜；
所述待处理的含铜镍污泥中铜和镍的总含量≥5wt％。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述待处理的含铜镍污泥中铜和镍的总含量≥10wt％。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，中低温还原硫化焙烧包括：将待处理的含铜镍污泥与硫化剂以及碳基还原剂进行还原硫化焙烧，得到硫化焙烧渣。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述碳基还原剂为煤。
5.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，还原硫化焙烧是于850℃-1000℃的条件下进行1h-2h。
6.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述还原硫化焙烧所需的总硫用量为完全硫化铜和镍所需理论量的1.2-1.8倍，所述碳基还原剂的用量为完全还原硫化铜和镍所需理论量的1.5-2.5倍。
7.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，将待处理的含铜镍污泥先干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将所述烘干泥与所述硫化剂以及所述碳基还原剂制团或造粒，再进行还原硫化焙烧。
8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，还包括：将所述硫化焙烧渣破碎和球磨，随后再进行选矿处理。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，高温还原硫化熔炼包括：将待处理的含铜镍污泥与硫化剂、熔剂以及还原剂进行还原硫化熔炼，得到铜镍锍。
10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，将待处理的含铜镍污泥先干燥至含水量≤40wt％，得到烘干泥，随后再将所述烘干泥与所述硫化剂以及第一熔剂压制或烧结成块状，再与第二熔剂以及还原剂进行还原硫化熔炼；
其中，所述第一熔剂为石灰石，第二熔剂为石英石。
11.根据权利要求10所述的方法，其特征在于，所述硫化剂包括硫石膏和黄铁矿中的至少一种。
12.根据权利要求10所述的方法，其特征在于，所述还原剂包括煤、炭精和焦炭中的至少一种。
13.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，所述高温还原硫化熔炼所需总硫用量为完全硫化铜和镍所需理论量的0.9-1.8倍，还原剂用量为所需理论量的1.5-2.5倍。
14.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，高温还原硫化熔炼是于1150℃-1350℃的条件下进行，且高温还原硫化熔炼的熔炼温度超过预配炉渣熔点的50℃-150℃。
15.根据权利要求14所述的方法，其特征在于，当高温还原硫化熔炼处理后所得的铜镍锍中，铁的含量＞4wt％，还包括对所述铜镍锍进行火法脱铁以将铁的含量降低至4wt％以下；
其中，火法脱铁包括转炉吹炼脱铁或熔炼脱铁；熔炼脱铁包括采用铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁或硫酸盐氧化脱铁方式。
16.根据权利要求15所述的方法，其特征在于，当采用铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁方式进行熔炼脱铁时，按以下方式进行：将铁含量＞4wt％的铜镍锍与含铜氧化物或铜盐、熔剂以及补热燃料共同熔炼。
17.根据权利要求16所述的方法，其特征在于，铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁过程中所用的含铜氧化物或铜盐包括氧化铜、碳酸铜和碱式碳酸铜中的至少一种；所用的熔剂包括氧化钙和二氧化硅中的至少一种；所用的补热燃料包括煤或炭精。
18.根据权利要求17所述的方法，其特征在于，铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁过程中，将铁含量＞4wt％的铜镍锍与所述含铜氧化物或铜盐混合制成团或球，随后再配入所述熔剂和所述还原剂进行熔炼。
19.根据权利要求18所述的方法，其特征在于，所述铜氧化物或铜盐的用量为理论量的0.4-0.8倍。
20.根据权利要求16所述的方法，其特征在于，铜氧化物或铜盐氧化还原脱铁方式中，共同熔炼的温度为1150-1300℃，熔炼过程中所用渣型的硅酸度为1.0-1.5。
21.根据权利要求15所述的方法，其特征在于，当采用硫酸盐氧化脱铁方式进行熔炼脱铁时，按以下方式进行：将铁含量＞4wt％的铜镍锍与硫酸盐物料和熔剂进行共同熔炼。
22.根据权利要求21所述的方法，其特征在于，硫酸盐氧化脱铁过程中所用的硫酸盐物料包括废硫酸钠盐、硫酸钙和脱硫石膏中的至少一种；所用的熔剂包括二氧化硅和石灰石。
23.根据权利要求22所述的方法，其特征在于，硫酸盐氧化脱铁过程中，将铁含量＞4wt％的铜镍锍与所述硫酸盐物料混合制成团或球，随后再配入所述熔剂进行熔炼。
24.根据权利要求23所述的方法，其特征在于，所述硫酸盐物料用量为理论值的0.4-1.0倍。
25.根据权利要求21所述的方法，其特征在于，硫酸盐氧化脱铁过程中，共同熔炼的温度为1150℃-1300℃，熔炼过程中所用渣型的硅酸度为1.0-1.5。
26.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，若回收后的冰铜含铁量＞4wt％，还包括对所述冰铜进行火法脱铁以将铁的含量降低至4wt％以下。
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