含銅電鍍污泥熔煉過程中主要元素的遷移轉化行為研究

鄭瑞立，呂建芳，宋衛鋒，劉牡丹，劉勇，呂先謹

(1. 廣東工業大學 環境科學與工程學院，廣東 廣州，510006；2. 廣東省科學院資源利用與稀土開發研究所，廣東 廣州，510650；3. 稀有金屬分離與綜合利用國家重點實驗室，廣東 廣州，510650；4. 廣東省礦產資源開發和綜合利用重點實驗室，廣東 廣州，510650)

含銅電鍍污泥是鍍銅廢水經化學沉淀處理后的產物，含有大量銅、鐵、鎳、錫等重金屬，其中銅品位通常遠高于黃銅礦床的最低工業品位0.4%，每年產出的潛在價值就超500 億元[1-2]。一方面，由于含銅電鍍污泥性質的不穩定性，隨意堆放會對環境健康造成危害，是被列入《國家危險廢物名錄》的工業廢棄物[3-4]；另一方面，我國銅金屬資源稀缺，自給率逐年下降的同時需求量卻快速增長，因此對銅電鍍污泥進行資源化利用具有重要意義[5-6]。

目前，國內外涉及含銅電鍍污泥的回收工藝主要分濕法和火法兩大類[7-9]。濕法工藝包括浸取、過濾、浸取液凈化富集等步驟，該工藝針對特定的污泥原料金屬回收率可超過90%，但流程長、成本高、易造成二次污染[2]。相較之下，火法工藝流程簡潔、對原料適應性強且回收率穩定，易于實現含銅電鍍污泥的資源化及無害化，因此更具競爭力[10-14]。

然而，含銅電鍍污泥中通常含有大量石膏[3,10,15]，由于銅具有極強的親硫性，還原熔煉過程中石膏中的硫會被還原并將大部分銅硫化[10-11,16]，形成極其穩定的銅硫化合物，需進一步氧化吹煉，不僅增加了廢渣量和能耗，也帶來更多的銅夾帶損失[17]。譚希發等[18]研究了含銅電鍍污泥直接還原熔煉工藝，在還原煤用量4.5%、1 310 ℃熔煉80 min的條件下，銅以冰銅的形式與爐渣分離，回收率達到93.89%。陽倫莊等[12]采用富氧側吹熔池熔煉工藝處理含硫量高達3.95%的銅污泥，在炭精添加量為15%、熔化區富氧體積分數為80%、還原區富氧體積分數為40%、溫度為1 300 ℃的條件下，銅以冰銅夾雜粗銅的形式回收，品位約為80%。TIAN 等[19]提出了多段精煉工藝處理含硫極低的銅污泥，先在1 200 ℃下對污泥進行還原焙燒分離鉛、鋅和錫，再加入質量分數為6%的SiO2，在1 300 ℃下氧化180 min除雜，最后吹入質量分數為8%活性炭，在1 200 ℃下進一步還原精煉20 min，最終得到含銅量＞98%(質量分數)的銅產品。上述研究表明，含銅污泥還原熔煉，銅多以冰銅的形式富集，難以直接產出金屬銅。目前關于含銅污泥火法熔煉的研究主要集中在提高金屬回收率方面，對于熔煉過程中冰銅的產生機制、各元素的遷移轉化規律及硫的脫除尚未有深入的研究。

鑒于此，本文作者利用FactSage 8.0 軟件對污泥熔煉進行熱力學分析，系統研究含銅電鍍污泥熔煉過程中主要元素的遷移轉化規律，提出“氧化脫硫—還原熔煉”工藝；通過分析爐渣物相組成、合金形貌，考察熔煉氛圍、渣型、溫度時間、還原劑量對銅及硫走向的影響，最終高效實現含銅電鍍污泥硫的脫除及銅的回收。

1 實驗

1.1 實驗原料

本研究所采用的含銅電鍍污泥來自廣東省東莞市某二次資源回收利用企業，在對樣品進行焙燒脫水后，壓碎并通過孔徑為76 μm的標準篩篩分。利用ICP-MS (Optima 8000 Leeman, America)和XRF(PANalytical-AxiosmAX, Almelo, Netherlands)檢測污泥的化學組成，化學分析結果如表1所示。由表1可知：樣品主要含有Cu、Fe、S、O及Ca等元素。

表1 含銅電鍍污泥的化學組成(質量分數)Table 1 Chemical composition of copper-bearing electroplating sludge %

利 用 XRD(X' PERT PRO MPD/PW3040,Netherlands)對污泥原料的物相組成進行分析，XRD譜如圖1所示。由圖1可知：圖譜的特征峰與CaSO4、CuO、Fe3O4和CaO 等匹配良好，結合化學組成分析可知，污泥中存在大量的CaSO4，銅元素以氧化物的形式存在，除此之外還含有大量的鐵氧化物，來自于電鍍工藝中的酸洗[20]。

圖1 含銅電鍍污泥的XRD圖譜Fig. 1 XRD pattern of copper-bearing electroplating sludge

利用SEM-EDS(SEM, QUANTA 250FEG &EDS, EDAX Genesis-SiLi)對污泥原料的元素賦存形態進行研究，結果如圖2所示。由圖2可知：污泥以細顆粒形成的聚集體為主，各物相之間混雜互含，結合XRD 分析，污泥主要礦物組成為硫酸鈣和金屬氧化物。

圖2 含銅電鍍污泥的SEM像及EDS譜Fig. 2 SEM image and EDS spectra of copper-bearing electroplating sludge

實驗使用的造渣劑SiO2、Fe2O3、助熔劑Na2CO3及還原劑石墨粉均為分析純，助熔劑Na2CO3的添加量固定為5%(質量分數)。

1.2 實驗方法

1.2.1 還原熔煉實驗

干燥細磨后的樣品，與還原劑、Na2CO3、SiO2、Fe2O3混合均勻，裝入坩堝并一同放入管式爐中，以10 ℃/min 的升溫速率將樣品加熱到指定溫度，在熔體上方噴吹氬氣(氬氣體積分數＞99.99%)，降低熔體表面的氧分壓；反應后將樣品破碎并分離出銅產品與熔渣，分析銅產品的元素組成及熔渣中銅殘留量。銅回收率及還原劑添加量分別采用式(1)與式(2)計算：

式中：R為銅回收率；m0和m1分別為含銅污泥和熔渣的質量，g；wCu0和wCu1分別為含銅污泥和熔渣的銅質量分數；n為C 與Cu 的物質的量比，在本文中被定義為還原劑添加量；mC為石墨粉的添加質量，g；MC與MCu分別為碳與銅的摩爾質量，g/mol。

1.2.2 氧化脫硫實驗

樣品在經過干燥細磨后，與Na2CO3、SiO2、Fe2O3混合均勻，裝入剛玉坩堝并一同放入管式爐中，以10 ℃/min 的升溫速率將樣品加熱到指定溫度，在熔體上方噴吹空氣，進行氧化脫硫；氧化脫硫到指定的時間后，將冷卻的樣品破碎、研磨，分析樣品中硫的質量分數，脫硫率采用式(3)計算：

式中：ε為脫硫率；mS0為原料中硫的質量，g；mS1為冷卻熔體樣品中硫的質量，g。

1.2.3 氧化脫硫-還原熔煉實驗

實驗流程如圖3所示。干燥細磨后的樣品，與一定量的Na2CO3、SiO2、Fe2O3混合均勻，裝入剛玉坩堝并一同放入管式爐中，在以10 ℃/min 的升溫速率將樣品加熱到脫硫溫度后，在熔體上方噴吹空氣進行氧化脫硫；氧化脫硫一定時間后，在熔體頂部改噴吹氬氣，并在氬氣氣氛下向熔體中加入經過壓團呈餅的還原劑，轉為還原熔煉；反應后將冷卻的樣品破碎并分離出銅產品和熔渣，分析合金的元素組成及熔渣中銅殘留量。

圖3 實驗流程圖Fig. 3 Experimental flow chart

2 污泥熔煉熱力學分析

本研究的污泥原料主要成分包括CuO、CaSO4、Fe3O4等，Cu、Fe、S 等均屬于多價元素，其遷移轉化行為取決于熔煉氛圍。為研究污泥熔煉過程中主要元素的遷移規律，利用FactSage 的Reaction模塊，分別對含銅電鍍污泥的還原熔煉和氧化熔煉過程進行熱力學計算。

2.1 還原熔煉

污泥還原熔煉過程發生的主要反應包括Cu、Fe 的還原[21]，S 的還原[22-23]及Cu、Fe 的硫化[10,24]，化學反應及ΔG?-t曲線如圖4所示。

圖4 含銅電鍍污泥還原熔煉過程中主要反應的吉布斯自由能Fig. 4 Gibbs free energy of main reactions in reduction smelting process of copper-bearing electroplating sludge

由圖4(a)和4(b)可知：當溫度大于90℃時，CuO 還原為單質Cu 的反應即可發生，而當溫度大于700 ℃時，單質Fe 才能通過反應式R3 與R5 被還原出來，說明在同等溫度條件下，Cu 的還原較Fe更有熱力學上的優勢。

由圖4(c)可知：CaSO4與C 發生氧化還原反應生成CaS、S2和SO2的最低溫度分別為289、549和813 ℃。當溫度小于800 ℃時，反應式R6 有熱力學上的優勢，有利于CaS 的生成；當溫度大于800 ℃時，生成S2的反應式R7 成為主反應；相較于反應式R6和R7，R8和R9的起始反應溫度較高。因此在還原熔煉過程中，CaSO4中的+6價S更傾向于被還原為-2價與0價。

由圖4(c)和4(d)可知：在300～700 ℃的固相反應階段，體系中存在大量的CaS，Cu2O 更容易被硫化而非被還原，大部分Cu 會在這個溫度段被硫化。由圖4(d)和4(e)可知：反應式R12、R13、R14的曲線整體在R10 和R11 上方，即Cu 比Fe 更容易被硫化，這是由于S的電負性小、原子半徑大，外電子與原子核的聯系較弱，傾向形成共價鍵，而Cu比Fe具有更大的金屬陽離子電負性，容易得到電子，因此更能與S結合形成高度共價鍵，釋放能量使體系穩定性升高[10]。

綜上所述，污泥的還原熔煉過程中的反應大致可以分為5個階段，如圖5所示。第一階段，當溫度在90～289 ℃范圍內時，主要發生Cu的還原反應；第二階段，當溫度在289～549 ℃范圍內時，CaSO4開始被大量還原為CaS，并逐漸獲得較于Cu還原反應在熱力學上的優勢，與此同時Cu2S 在這個階段生成；第三階段，當溫度在549～813 ℃范圍內時，先是S2開始生成，后是Fe的還原與硫化；第四階段，當溫度在813～1 153 ℃范圍內時，體系中有SO2生成，同時反應式R7取代R6成為體系的主反應；第五階段，當溫度大于1 153 ℃時，CaSO4與累積的CaS開始反應，導致體系中的S 顯著減少。

圖5 含銅電鍍污泥還原熔煉過程中主要元素的轉化行為Fig. 5 Transformation behaviors of main elements in the process of reduction smelting of copper-bearing electroplating sludge

2.2 氧化熔煉

在高氧分壓條件下，對污泥進行氧化熔煉，發生的主要反應包括Fe3O4的氧化、CuO 及CaSO4的分解，化學反應及ΔG?-t曲線如圖6所示。

圖6 含銅電鍍污泥氧化熔煉過程中主要反應的吉布斯自由能Fig. 6 Gibbs free energy of main reactions in oxidation smelting process of copper-bearing electroplating sludge

由圖6(a)可知：當溫度大于1 124 ℃時CuO 分解，而溫度大于1 650 ℃時CaSO4才會發生分解。相關研究表明[25-26]，鐵硅系氧化物的存在能對CaSO4的分解過程產生顯著影響，通過生成共晶化合物的方式，促進CaSO4的分解反應平衡正向移動，達到降低分解溫度的作用。鐵氧化物通常是電鍍污泥的主要成分之一[20]，而SiO2常為污泥熔煉過程中的造渣劑。由圖6(a)和6(b)可知：二者可與CaSO4在高溫下發生反應生成CaO·Fe2O3、2CaO·Fe2O3、CaO·SiO2、3CaO·2SiO2和3CaO·SiO2等共晶化合物，反應起始溫度分別為1 490、1 485、1 266、1 308 和1 431 ℃，顯然從熱力學角度，鐵硅系氧化物能夠使得CaSO4的理論分解溫度下降160～342 ℃。

綜上所述，污泥氧化熔煉時，CaSO4會發生自身氧化還原分解，絕大部分S會以SO2的形式逸出熔體；熔煉原料中的鐵硅系氧化物能促進CaSO4的分解，降低脫硫溫度。

3 結果與討論

基于熱力學計算結果，開展了還原熔煉實驗、氧化脫硫實驗及氧化脫硫-還原熔煉實驗，研究不同實驗條件對銅回收率及脫硫率的影響。

3.1 還原熔煉實驗

3.1.1 CaO 與SiO2質量比和Fe 與SiO2質量比對銅回收率的影響

選擇CaO-SiO2-FeOx三元渣型，在熔煉溫度為1 300 ℃、時間為90 min、還原劑添加量為2.0的條件下，研究CaO 與SiO2質量比(鈣硅比)和Fe與SiO2質量比(鐵硅比)對銅回收率的影響，結果如圖7所示。

圖7 不同CaO與SiO2質量比和Fe與SiO2質量比對銅回收率的影響Fig. 7 Effects of different mass ratios of CaO to SiO2 and Fe to SiO2 on copper recovery rate

由圖7(a)和7(b)可知：隨著CaO與SiO2質量比和Fe 與SiO2質量比的提高，銅的回收率先上升后下降。在CaO與SiO2質量比為0.5、Fe與SiO2質量比為0.6時，銅回收率達到94.96%。CaO作為堿性氧化物可為熔體提供自由氧(O2-)，促使硅酸鹽熔渣網絡結構解聚，進而降低熔渣黏度，有利于被還原的液態金屬聚集[27]。利用FactSage對不同CaO與SiO2質量比熔渣的黏度進行計算，如圖7(c)所示。由圖7(c)可知：隨著CaO 與SiO2質量比的提高，熔渣黏度降低，但過量的CaO 會導致堿度過高，增加銅在熔渣中的溶解度[28-30]，從而降低銅回收率。熔渣中的鐵氧化物能與CaO、SiO2等形成鐵橄欖石等低熔點的共晶化合物，使得熔渣的熔化溫度下降，提高熔渣流動性。利用FactSage 的Equilib 模塊對不同Fe 與SiO2質量比熔渣的熔化溫度進行計算，結果如圖7(d)所示。由圖7(d)可知：隨著鐵氧化物的增多，熔渣完全熔化的溫度呈顯著下降趨勢。此外，CaO 與SiO2的結合能力強，高鈣硅比會促進橄欖石分解而增加鐵氧化物活度，導致更多的Fe 被還原進入銅產品[21]。因此，合適的CaO 與SiO2質量比和Fe 與SiO2質量比范圍分別為0.5～0.6和0.4～0.6。

3.1.2 還原熔煉溫度與時間對銅回收率的影響

在CaO與SiO2質量比為0.5、Fe與SiO2質量比為0.6、還原劑添加量為2.0的條件下，研究還原熔煉溫度和時間對銅回收率的影響，結果如圖8 所示。由圖8(a)和8(b)可知：在固定條件下，銅回收率與熔煉時間和溫度均成正比，在熔煉溫度為1 300 ℃、熔煉時間為90 min的條件下，銅回收率達到94.96%，繼續升高溫度及延長時間，銅回收率提高不明顯，同時除了增加能源消耗外，還會促進熔渣中的Fe 與Si 被還原進入銅產品，破壞渣相的組成平衡并增加后續處理難度[11,31]，因此最佳熔煉溫度及時間分別取1 300 ℃與90 min。

圖8 不同熔煉溫度和時間對銅回收率的影響Fig. 8 Effects of different smelting temperature and time on copper recovery rate

3.1.3 還原劑添加量對渣銅含量及銅產品組成的影響

在CaO與SiO2質量比為0.5、Fe與SiO2質量比為0.6、熔煉溫度為1 300 ℃、時間為90 min 的條件下，研究還原劑添加量對渣銅含量及銅產品的影響，如圖9(a)所示。由圖9(a)可知：隨著還原劑添加量的提高，渣銅含量呈下降趨勢，但銅產品中的Fe 與S 的含量逐漸升高，銅品位下降；銅產品的XRD 譜如圖9(b)所示。由圖9(b)可知：當還原劑添加量較低時，銅產品中的硫化物主要為Cu2S與Cu5FeS4，而隨著還原劑的添加量提高，開始出現CuFeS2與FeS 的特征峰并逐漸增強，Cu2S的特征峰減弱，表明更多的Fe 與S 進入了銅產品。

圖9 不同還原劑添加量實驗銅產品分析Fig. 9 Analysis of experimental copper products tested with different reducing agents

通過光學顯微鏡及SEM-EDS 對還原劑添加量為1.6的實驗得到的銅產品進行分析，結果如圖10所示。EDS 結果表明，銅產品的主要成分為Cu5FeS4，被還原為單質的微量Cu、Fe、Ni、Sn被锍相捕集，以固溶體的形式富集在锍相中；這是由于熔锍的電導率及負溫度系數等性質與液態金屬類似[32-33]，使得兩相在熔體中相互吸引并聚集，固溶體主要成分(質量分數)為86.27%的Cu 與9.25%的Fe。因此，考慮到還原劑成本，還原劑最佳添加量取1.6。對獲得的最佳條件進行3 次確認實驗并對結果取平均值，結果表明銅回收率為93.99%，渣中Cu質量分數＜0.60%，銅產品品位為56.96%，硫質量分數為19.49%。

圖10 還原劑添加量為1.6時實驗銅產品分析Fig. 10 Analysis of experimental copper product with reducing agent of 1.6

實驗結果表明：含銅電鍍污泥直接進行還原熔煉，原料中的S 會優先被還原為-2 價，并以Cu2S、Cu5FeS4或CuFeS2等形式形成銅產品；Cu主要以硫化物的形式存在于銅產品中，只有少量的Cu 被還原為單質；Fe 在銅產品與渣相中均有分布，分布比例取決于還原劑的添加量；被還原的金屬單質會傾向于形成固溶體。而此前的熱力學計算結果表明，在還原條件下S必然會被還原為-2價并與Cu 形成在碳熱還原環境中極其穩定的銅硫化合物，換而言之，污泥中的硫在未被脫除的情況下，會進入熔煉后的銅產品中，與實驗結果一致。故從熱力學角度，單一的還原熔煉工藝很難使高硫含銅污泥實現完全脫硫。

3.2 氧化脫硫實驗

在CaO與SiO2質量比為0.5、Fe與SiO2質量比為0.6的條件下，研究氧化脫硫溫度與時間對脫硫率的影響，如圖11 所示。由圖11 可知：脫硫率與溫度和時間成正比，在1 450 ℃、熔煉30 min的條件下，物料中硫的質量分數＜0.03%，脫硫率達到99.41%。對該反應溫度和時間條件下所得的實驗樣品進行物相組成分析，XRD譜如圖12所示。由圖12可知：樣品的物相組成為鈣鐵榴石、尖晶石、硅灰石等共晶化合物，同時未檢測出CaSO4與金屬硫化物的特征峰，這表明鐵硅系氧化物的存在能夠有效促進CaSO4分解，且在該溫度和時間條件下氧化脫硫效果良好。因此最佳脫硫溫度與時間分別取1 450 ℃和30 min。該溫度較CaSO4的理論分解溫度低約200 ℃，與熱力學分析結果一致。

圖11 氧化脫硫溫度和時間對脫硫率的影響Fig. 11 Effects of temperature and time of oxidative desulfurization on sulfur removal rate

3.3 氧化脫硫-還原熔煉實驗

在氧化脫硫溫度為1 450 ℃、脫硫時間為30 min、還原熔煉溫度為1 300 ℃、熔煉時間為90 min、CaO 與SiO2質量比為0.5、Fe 與SiO2質量比為0.6的條件下，研究還原劑添加量對銅回收率及銅產品成分的影響如圖13 所示。由圖13 可知：銅的回收率隨著還原劑添加量的提高而增大，熔煉后得到的銅產品是銅鐵合金，還原劑的增加會使Fe 的比例上升，而考慮到從銅鐵合金中電解精煉分離Cu 的成本較高[10]，還原劑最佳添加量為1.2～1.3。

圖13 不同還原劑添加量對實驗的影響Fig. 13 Effects of different reducing agent additions on experiment

通過SEM-EDS 對還原劑添加量為1.2 的實驗得到的銅產品進行微觀結構分析，結果如圖14 所示。由圖14 可知：銅產品的主要成分為Cu 與Fe，兩相不完全互溶，與微量的Ni、Sn 等形成不均勻的固溶體。

圖14 還原劑添加量為1.2時實驗銅產品分析Fig. 14 Analysis of experimental copper product with reducing agent of 1.2

對還原劑添加量為1.2 的實驗條件進行3 次實驗并對結果取平均值，結果表明銅回收率為96.89%，熔渣中銅質量分數＜0.50%，銅產品品位為90.08%，其中鐵質量分數為7.03%，說明采用氧化脫硫-還原熔煉工藝處理含銅電鍍污泥可以實現硫的高效脫除，產出高品位的低硫銅產品。

4 結論

1) 含銅電鍍污泥還原熔煉過程中，CaSO4中的S 會優先被還原為-2 價，并以Cu2S、Cu5FeS4或CuFeS2等形式形成銅產品，剩余的S 主要以S2與SO2的形式逸出熔煉體系。在熔煉溫度為1 300 ℃、熔煉時間為90 min、Na2CO3添加量為5%、CaO 與SiO2質量比為0.5、Fe與SiO2質量比為0.6、還原劑添加量為1.6的條件下，銅回收率為93.99%，熔渣中銅質量分數＜0.60%，熔煉得到的銅產品主要成分為金屬硫化物，銅品位為56.96%，硫質量分數為19.49%。

2) 在含銅電鍍污泥氧化熔煉過程中，溫度大于1 650 ℃時CaSO4會發生分解，生成SO2逸出實現污泥脫硫，而熔煉過程中鐵硅系氧化物的存在能夠降低CaSO4的分解溫度。在脫硫溫度為1 450 ℃、脫硫時間為30 min 的條件下，熔體中的硫殘留量＜0.03%，脫硫率達到99.41%。

3) 采用氧化脫硫-還原熔煉工藝處理含銅電鍍污泥，在氧化脫硫溫度為1 450 ℃、氧化脫硫時間為30 min、還原熔煉溫度為1 300 ℃、還原熔煉時間為90 min、Na2CO3添加量為5%、CaO與SiO2質量比為0.5、Fe與SiO2質量比為0.6、還原劑添加量為1.2的條件下，銅回收率為96.89%，熔渣中銅質量分數＜0.50%，銅產品中鐵質量分數為7.03%，銅品位為90.08%。