CN104263958A

CN104263958A - 一种从铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法

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Publication number: CN104263958A
Application number: CN201410434872.9A
Authority: CN
Inventors: 邱显扬; 刘志强; 曹洪杨; 朱薇; 王伍; 何斌
Original assignee: YUNAN GOLD & MINING GROUP Co Ltd; GUANGDONG RESEARCH INSTITUTE OF INDUSTRIAL TECHNOLOGY (GUANGZHOU RESEARCH INSTITUTE OF NON-FERROUS METALS)
Current assignee: Yunnan Gold Mining Group Co ltd; Institute of Resource Utilization and Rare Earth Development of Guangdong Academy of Sciences
Priority date: 2014-08-30
Filing date: 2014-08-30
Publication date: 2015-01-07
Anticipated expiration: 2034-08-30
Also published as: CN104263958B

Abstract

一种从铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法，其特征是步骤如下：1)将铂族精矿与[H⁺]浓度为0.5~3mol/L的酸性溶液混合，搅拌预处理浸出，固液分离，得到预处理浸出溶液和预处理浸出渣；2)将[H⁺]浓度为0.5~6mol/L的酸性溶液与步骤1)所得的预处理浸出渣混合，在温度90~160℃，氧气分压为0.2~1.0MPa，浸出1~24小时，浸出后固液分离，得到氧压浸出液和富集铂族元素的酸浸渣；3)将步骤2)的氧压浸出液分别添加浓硫酸和水配制成[H⁺]浓度为0.5~6mol/的酸性溶液返回步骤2)和[H⁺]浓度为0.5~3mol/L的酸性溶液返回步骤1)。本发明工艺简单，成本低，铂族元素回收率高。

Description

一种从铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法

技术领域

本发明涉及一种从含铜镍钴的铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法。

背景技术

铂族金属具有耐高温、耐腐蚀、抗氧化、低膨胀率、高延展、电热性稳定性等优良的特性，广泛应用于石油化工、汽车信息、航空航海、军事及宇航等高科技领域之中。

铂族金属在矿石中的品位很低，原生铂矿或伴生铂族金属的硫化铜镍钴矿品位大多不超过10克/吨矿。铂钯资源经过选矿富集后，铂钯精矿中铂族金属含量可以提高到几十克/吨矿，甚至几百克/吨矿，但含量还是很低，给后续提取带来了许多难度。国内外研究者一直试图寻求一些经济的方法来提取铂族元素。目前铂族金属提取方法主要为火法和湿法。全世界大部分铂族金属生产企业首先采用火法处理，以有色金属选冶流程为主体，附带富集提取铂族金属，实现有价金属全面综合回收，但对提取铂族金属而言流程过于冗长，分散损失较大，收率受到影响。总而言之，现有铂族金属的生产工艺十分复杂，周期很长，污染治理的工作量也非常大。由于铂族金属在原矿或浮选精矿中品位太低，而且铂族金属标准电极电位很高，因此采用湿法流程直接氧化酸溶浮选精矿时，试剂耗量大，溶液成分复杂，设备防腐要求高，环境污染严重，并且铂族金属很难完全溶解。

国内外研究者一直试图采用全湿法流程提取铂族元素，CN02122502.8采用浮选精矿加压氰化方法处理铂族精矿。该法使用剧毒氰化物，环境污染严重。CN200410040101.8采用加压氧浸-常压酸浸-氧化酸浸铂族元素方法，由于加压氧浸-常压酸浸后，铂族元素品位提高不大，造成氧化酸浸铂族元素时氧化剂消耗量大。同时上述两种方法都对设备耐压能力要求较高，造成投资较大。因此，需要寻找一种经济的提取铂族元素的全湿法流程方法。

发明内容

本发明的目的在于提供一种从含铜镍钴的铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法，将铂族精矿中的铂族元素进一步富集，有利于后续的铂族元素浸出，同时还回收共（伴）生的铜、镍、钴和铁元素。

本发明所述含铜镍钴的铂族精矿中含铂族元素为30～300g/t，铜为1～10%wt、镍为1～60%wt，钴为1～10%wt，硫为5～40%wt，铁为4～30%wt。

本发明从含铜镍钴的铂族精矿中提取铂族元素的步骤如下：1)将铂族精矿与[H⁺]浓度为0.5～3mol/L的酸性溶液按质量比1∶3～8混合，在温度为5～45℃下搅拌预处理浸出，预处理浸出后固液分离，得到预处理浸出液和预处理浸出渣；2)将[H⁺]浓度为0.5～6mol/L的酸性溶液与步骤1)所得的预处理浸出渣按质量比3～10∶1混合，在温度90～160℃，氧气分压为0.2～1.0MPa，浸出1～24小时，浸出后固液分离，得到氧压浸出液和富集铂族元素的酸浸渣；3)将步骤2)的氧压浸出液分别添加浓硫酸和水配制成[H⁺]浓度为0.5～6mol/的酸性溶液返回步骤2)和[H⁺]浓度为0.5～3mol/L的酸性溶液返回步骤1)；从步骤1)的预处理浸出液中回收铜、镍、钴和铁。

优选的步骤2)所述的温度为130～160℃、氧气分压为0.5～1.0MPa，浸出时间为1～5小时。

紫硫镍矿在空气中比较容易浸出，镍黄铁矿、黄铜矿则需在较高温度和较高氧压下才能浸出；当紫硫镍矿和镍黄铁矿、黄铜矿的混合矿在较高温度和较高氧压下浸出时，镍的浸出率较低；为了提高镍、铜浸出率，本发明采用两步浸出方法，即先对含铜镍钴的铂族精矿进行空气气氛下浸出紫硫镍矿中的镍；然后利用铂族元素在较高温度和氧压下不溶解的特点，浸出硫化铜、硫化镍和硫化铁等，溶解铂族精矿中的有价金属铜、镍、钴和铁，与铂族元素分离，铂族元素进入浸出渣中；达到回收铜、镍、钴和铁和进一步富集铂族元素的目的；同时利用氧压浸出液中酸含量高的特点，将其配制成酸性浸出液分别返回预处理浸出和氧压浸出，可以节约预处理浸出和富氧浸出需要消耗的酸。本发明工艺简单，成本低，铂族元素回收率高。

附图说明

图1是本发明的从铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的流程图。

具体实施方式

表1 某铂族精矿的主要化学成分

元素

Pt

Pd

Cu

Ni

Co

Fe

S

SiO₂

含量

30.50g/t

50.49g/t

4.2%

3.58%

0.29%

16.02%

15.18%

24.77%

对比例

取表1所示的某铂族元素精矿450克，与[H⁺]浓度为5mol/L的硫酸溶液1875ml混合，在温度为150℃，氧气分压为0.7MPa，浸出3小时。浸出后固液分离，得到1875ml富氧浸出和230克酸浸渣；经分析，浸出液中铜为9.33g/l、镍为5.03g/l、钴为0.37g/l；浸出渣中Pt为59.67g/t、Pd为98.78g/t、铜0.6%、镍2.9%、钴0.26%、；经计算铜的浸出率为92.70%、镍的浸出率为58.59%、钴的浸出率为54.18%。

实施例1

取表1所示的某铂族元素精矿450克，与[H⁺]浓度为1.8mol/L的硫酸溶液1500ml混合，在10℃下搅拌预处理浸出1小时，浸出后固液分离，洗涤，得到预处理浸出液2000ml和预处理浸出渣438克；经分析，预处理浸出液2000ml中铜为0.47g/l、镍为4.02g/l、钴为0.024g/l，经计算预处理浸出，铜的浸出率为5.0%、镍的浸出率为49.9%、钴的浸出率为3.7%。将预处理浸出液送去回收铜、镍、钴和铁；将[H⁺]浓度为5mol/L的硫酸溶液1875ml与438克浸出渣混合，在温度为150℃，氧气分压为0.7MPa，浸出3小时。浸出后固液分离，得到1875ml富氧浸出液和200克酸浸渣；富氧浸出液1875ml中铜为9.04g/l、镍为3.88g/l、钴为0.58g/l，[H⁺]浓度为1.8mol/L；酸浸出渣中Pt为68.63g/t、Pd为113.60g/t、铜0.50%、镍0.40%、钴0.08%；经计算二步浸出，铜的总浸出率为94.71%、镍的总浸出率为95.03%、钴的总浸出率为87.7%。将1500ml富氧浸出液直接作为预处理浸出液进行下一次预处理浸出，从预处理浸出液中回收铜、镍和钴；将375ml富氧浸出液添加230ml 98%的浓硫酸和1270ml水配制成[H⁺]浓度为5mol/L的溶液1875ml作为富氧浸出液进行下一次氧压浸出。

实施例2

取表1所示的某铂族元素精矿500克，与[H⁺]浓度为0.5mol/L的硫酸溶液3500ml混合，在40℃下搅拌浸出5小时，浸出后固液分离、洗涤，得到预处理浸出液3500ml和预处理浸出渣430克；经分析，预处理浸出液3500ml中铜为0.23g/l、镍为1.94g/l、钴为0.012g/l，经计算预处理浸出，铜的浸出率为3.8 %、镍的浸出率为37.9%、钴的浸出率为2.9%。将含铜、镍、钴和铁的浸出液回收铜、镍、钴和铁；将[H⁺]浓度为6mol/L的硫酸溶液4000ml与430克浸出渣混合，在温度为160℃，氧气分压为1.0MPa，浸出1小时。浸出后固液分离，得到4000ml富氧浸出液和151克酸浸渣；富氧浸出液4000ml中铜为4.82g/l、镍为2.59g/l、钴为0.31g/l，[H⁺]浓度为2.2mol/L；酸浸出渣中Pt为110.99g/t、Pd为167.19g/t、铜0.60%、镍0.50%、钴0.10%；经计算铜的浸出率为95.69%、镍的浸出率为95.78%、钴的浸出率为89.6%。将795ml富氧浸出液加水配制[H⁺]浓度为0.5mol/L的溶液3500ml作为预处理浸出液进行下一次预处理浸出；3205ml富氧浸出液添加450ml 98%的浓硫酸和345ml水配制成[H⁺]浓度为6mol/L的溶液4000ml作为富氧浸出液进行下一次氧压浸出。

实施例3

取表1所示的所示的某铂族元素精矿500克，与[H⁺]浓度为3mol/L、铜为4.82g/l、镍为2.59g/l、钴为0.31g/l的溶液2000ml混合，在20℃下搅拌预处理浸出3小时，浸出后固液分离、洗涤，得到预处理浸出液2000ml和预处理浸出渣425克；经分析，预处理浸出液3500ml中铜为5.43g/l、镍为7.32g/l、钴为0.34g/l，经计算预处理浸出，铜的浸出率为5.8%、镍的浸出率为52.9%、钴的浸出率为4.6%。将预处理浸出液回收铜、镍、钴和铁；将 [H⁺]浓度为0.8mol/L、铜为2.41g/l、镍为1.29g/l、钴为0.15g/l的溶液4000ml与425克浸出渣混合，在温度为130℃，氧气分压为0.5MPa，浸出5小时。浸出后固液分离，得到4000ml富氧浸出液和238克酸浸渣；经分析，富氧浸出液4000ml中铜为6.19g/l、镍为2.86g/l、钴为0.40g/l，[H⁺]浓度为0.3mol/L；酸浸出渣中Pt为53.78g/t、Pd为196.12g/t、铜1.0%、镍0.90%、钴0.16%；经计算铜的浸出率为77.77%、镍的浸出率为88.03%、钴的浸出率为73.7%。将1000ml富氧浸出液添加155ml 98%的浓硫酸和845ml的水配制[H⁺]浓度为3mol/L的溶液2000ml作为预处理浸出液进行下一次预处理浸出；3000ml富氧浸出液添加62.5ml 98%的浓硫酸和937.5ml水配制成[H⁺]浓度为0.8mol/L的溶液4000ml作为富氧浸出液进行下一次氧压浸出。

Claims

1.一种从铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法，本发明所述的铂族精矿中含铂族元素为30～300g/t，铜为1～10%wt、镍为1～60%wt，钴为1～10%wt，硫为5～40%wt，铁为4～30%wt；其特征是步骤如下：1)将铂族精矿与[H⁺]浓度为0.5～3mol/L的酸性溶液按质量比1∶3～8混合，在温度为5～45℃下搅拌预处理浸出，预处理浸出后固液分离，得到预处理浸出液和预处理浸出渣；2)将[H⁺]浓度为0.5～6mol/L的酸性溶液与步骤1)所得的预处理浸出渣按质量比3～10∶1混合，在温度90～160℃，氧气分压为0.2～1.0MPa，浸出1～24小时，浸出后固液分离，得到氧压浸出液和富集铂族元素的酸浸渣；3)将步骤2)的氧压浸出液分别添加浓硫酸和水配制成[H⁺]浓度为0.5～6mol/的酸性溶液返回步骤2)和[H⁺]浓度为0.5～3mol/L的酸性溶液返回步骤1)。

2.根据权利要求1所述的从铂族精矿中分离铜镍钴和铂族元素的方法，其特征是步骤2)所述的温度为130～160℃、氧气分压为0.5～1.0MPa，浸出时间为1～5小时。