本发明属于重金属固废处理
技术领域：
，具体地，本发明涉及一种电镀污泥的资源化利用方法。
背景技术：
：电镀行业是国民经济中重要的基础性行业，也是当今全球三大污染行业之一。由于电镀污泥富集了电镀废水中cu，ni，cr，zn等有害重金属，被列为国家重点危险废物。近些年来，我国电镀企业的数量增长迅速，且大部分电镀企业规模较小、设备落后、管理水平低下，导致污泥产生量大且成分复杂口。电镀污泥的处置方法及其资源化技术的研究已成为我国环境保护工作中亟待解决的问题之一。目前，国内外电镀污泥资源化技术的研究主要集中于重金属回收技术，主要包括以下几种路线：浸出法：通过对电镀污泥进行选择性浸出，使其中的重金属组分溶出，从而实现有价金属的分离和富集，目前浸出工艺主要包括酸浸和氨浸两种工艺。浸出法具有工艺简单、金属回收率高的优点，但是普遍存在选择性相对偏差，废液难以处理的问题。焙烧浸出法：先采用高温焙烧预处理污泥中的杂质，再用酸、水等浸取剂提取焙烧产物中的有价重金属，主要包括酸焙烧和碱焙烧两种工艺。酸焙烧工艺强化了反应过程，对金属的选择性仍然偏差；碱焙烧工艺对铬的回收率高，但是会产生六价铬，环境压力较大。熔炼法：熔炼法一般以煤、焦炭为燃料和还原物质，铁矿石、铜矿石、石灰石等为辅料，熔炼法炉温在l300℃以上，主要用于回收电镀污泥中的cu和ni，产品为冰铜和粗镍。冰铜和粗镍都可用电解法进行直接回收。熔炼工艺只回收铜和镍，资源综合利用率低。综上所述，电镀污泥资源化利用主要问题是资源利用率低、铁铬难以有效分离，过程污染严重。从资源的合理综合利用和获取最佳经济效益的目的出发，开发电镀污泥高效分离新技术具有重要意义。技术实现要素：针对现有技术存在的上述不足，本发明的主要目的是解决电镀污泥中铬铁清洁分离，过程污染严重、资源利用率低等问题，提供一种电镀污泥的资源化利用方法，为电镀污泥的综合利用提供了一条有效的途径。本发明的电镀污泥的资源化利用方法是以电镀污泥为原料，使其与还原剂混合，通过还原焙烧使氧化锌还原为单质锌，单质锌升华-氧化后随烟气进入除尘灰，得到锌产品；与此同时实现铜、镍、铁的金属化还原、氧化铬不发生还原，焙烧产品经过破碎、磨矿和分选，得到铜、铁、镍合金粉末和富铬尾矿，富铬尾矿通过强磁选可以得到铬精矿，合金粉末通过酸溶和沉淀得到相应的产品。本发明的电镀污泥的资源化利用方法，包括以下步骤：(1)将电镀污泥与还原剂混合在一起，在950～1250℃的还原气氛下保温1～12h，得到焙烧产物和以氧化锌为主的除尘灰；(2)将步骤(1)得到的焙烧产物进行破碎、磨矿和分选，得到铜、铁、镍合金粉末和富铬尾矿；(3)将步骤(2)得到的富铬尾矿进行强磁分选，得到铬精矿；(4)将步骤(2)得到的铜、铁、镍合金粉末，进行酸解，然后加入还原铁粉置换铜，固液分离后得到海绵铜和滤液；(5)将步骤(4)得到的滤液中的二价铁离子氧化成三价，然后分步中和沉淀铁和镍，得到铁精矿和氢氧化镍。根据本发明所述的方法，步骤(1)所述的还原剂为木炭、焦炭、石墨、煤，优选煤作为还原剂。根据本发明所述的方法，步骤(1)所述的还原剂用量为电镀污泥质量的10wt％～50wt％。根据本发明所述的方法，步骤(2)所述的破碎产品粒度为≤10mm，磨矿细度为-74μm含量占70％以上。根据本发明所述的方法，步骤(3)所述的所述的强磁选磁场强度为8000～16000高斯。根据本发明所述的方法，步骤(4)所述的酸包括：盐酸、硫酸、硝酸、氢氟酸中的一种或者几种混合。根据本发明所述的方法，步骤(4)所述的酸解温度为25～95℃，酸解时间为30～300min，酸解液固质量比为10:1～1:1。根据本发明所述的方法，步骤(5)所述的二价铁离子氧化方法包括空气氧化、臭氧氧化、双氧水氧化。根据本发明所述的方法，步骤(5)所述的氧化铁沉淀终点ph为3.5-5之间，氢氧化镍沉淀终点为ph≥9.0。本发明一种电镀污泥的资源化利用方法，与现有的浸出法、焙烧浸出法和熔炼法相比，具有明显的优越性：(1)本发明通过还原焙烧回收氧化锌，同时实现了铁、铜、镍的选择性金属化还原，完成了重金属的稳定化处理，缩短了电镀污泥的处理工艺。(2)本发明通过细磨分选得到了铜、镍、铁合金粉末和富铬尾矿，合金粉末和富铬尾矿分别处理后得到了相应的产品，实现了铁与铬的高效分离，以及铜和镍的清洁提取。具体实施方式本说明书中公开的任一特征，除非特别叙述，均可被其他等效或具有类似目的的替代特征加以替换。除非特别叙述，每个特征只是一系列等效或者类似特征中的一个例子而已。所述仅仅是为了帮助理解本发明，不应该视为对本发明的具体限制。典型电镀污泥化学组成(湿基)如下成分h2onicufemgcrznal其他含量/％71.533.654.567.864.543.122.940.541.26实施例1将电镀污泥与干基35wt％的煤混合在一起，置于石墨坩埚中，在950℃的温度下保温1h后冷却，收集到含锌除尘灰(zno含量85.41％)，焙烧产品经过破碎磨矿后(破碎产品粒度为≤10mm，磨矿细度为-74μm含量占70％以上)进行重选，得到镍、铁、铜总含量超过90％的合金粉末，镍和铜的回收率都达到95％以上。重选尾矿采用强磁选机回收铬精矿、铬品位达到46.56％，回收率80％以上。铜、铁、镍的合金粉末采用30％盐酸作为浸出介质，95℃条件下，液固比1:1，浸出30min，浸出液经铁粉置换后得到了海绵铜，然后鼓空气把铁离子氧化成三价，分步中和沉淀得到tfe品位大于62％的铁精矿和纯度超过90％的氢氧化镍。实施例2将电镀污泥与干基10wt％的石墨混合在一起，置于石墨坩埚中，在1250℃的温度下保温12h后冷却，收集到含锌除尘灰(zno含量90.24％)，焙烧产品经过破碎磨矿后(破碎产品粒度为≤10mm，磨矿细度为-74μm含量占70％以上)进行重选，得到镍、铁、铜总含量超过95％的合金粉末，镍和铜的回收率都达到80％以上。重选尾矿采用强磁选机回收铬精矿、铬品位达到33.56％，回收率80％以上。铜、铁、镍的合金粉末采用15％硫酸和15％的盐酸作为浸出介质，25℃条件下，液固比10:1，浸出240min，浸出液经铁粉置换后得到了海绵铜，然后添加双氧水把铁离子氧化成三价，分步中和沉淀得到tfe品位大于62％的铁精矿和纯度超过90％的氢氧化镍。实施例3将电镀污泥与干基20wt％的焦炭混合在一起，置于石墨坩埚中，在1150℃的温度下保温4h后冷却，收集到含锌除尘灰(zno含量88.26％)，焙烧产品经过破碎磨矿后(破碎产品粒度为≤10mm，磨矿细度为-74μm含量占70％以上)进行重选，得到镍、铁、铜总含量超过93％的合金粉末，镍和铜的回收率都达到90％以上。重选尾矿采用强磁选机回收铬精矿、铬品位达到42.25％，回收率达到85％以上。镍、铁、铜的合金粉末采用45％的硝酸作为浸出介质，95℃条件下，液固比4:1，浸出120min，浸出液经铁粉置换后得到了海绵铜，然后鼓空气把铁离子氧化成三价，分步中和沉淀得到tfe品位大于62％的铁精矿和纯度超过90％的氢氧化镍。实施例4将电镀污泥与干基20wt％的木炭混合在一起，置于石墨坩埚中，在1200℃的温度下保温2h后冷却，收集到含锌除尘灰(zno含量91.34％)，焙烧产品经过破碎磨矿后(破碎产品粒度为≤10mm，磨矿细度为-74μm含量占40％以上)进行重选，得到镍、铁、铜总含量超过93％的合金粉末，镍和铜的回收率都达到85％以上。重选尾矿采用强磁选机回收铬精矿、铬品位达到43.35％，回收率达到90％以上。镍、铁、铜的合金粉末采用15％的盐酸和3％氢氟酸作为浸出介质，45℃条件下，液固比2:1，浸出120min，浸出液经铁粉置换后得到了海绵铜，然后鼓空气把铁离子氧化成三价，分步中和沉淀得到tfe品位大于62％的铁精矿和纯度超过90％的氢氧化镍。当然，本发明还可以有多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，熟悉本领域的技术人员可根据本发明的公开做出各种相应的改变和变形，但这些相应的改变和变形都应属于本发明的权利要求的保护范围。当前第1页12