CN106148689B - 氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法 - Google Patents

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Abstract

一种氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,本发明是将经过火法冶炼富集了稀贵金属的二次硫化铜镍合金用控电位氯化浸出的方法除去合金中的大部分铜镍铁和少量硫;过滤氯化渣后得到的滤液进行铜镍回收,富集了贵金属的渣子用亚硫酸钠溶液脱硫;脱硫后过滤得到的脱硫渣再用氧压酸浸的方法进一步脱除渣中的镍铜铁硫等杂质;加压浸出的液中含有少量铂和钯,使用QP‑TU树脂交换吸附加压浸出液中的铂钯,富集的铂钯液进入后续的铂精炼与钯精炼工序;加压浸出渣中的镍铜硫几乎全部被脱除,稀贵金属的百分含量从原来的0.06%上升到现在的25%~55%。本发明工艺简短,环境友好,无毒气废气,稀贵金属的富集比和回收率高,非常利于后续的分离提纯。

Description

氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法
技术领域
本发明属于稀贵金属湿法冶金技术领域,具体涉及一种将控电位氯化浸出、氧压酸浸和阴离子树脂交换吸附贵金属离子技术相结合的氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的全湿法冶金方法。
背景技术
硫化铜镍矿在选矿和火法冶炼镍铜的过程中,伴生于原矿中的金和铂族金属被不断富集,经过磁选的二次硫化铜镍合金富集了大部分稀贵金属,送到贵金属冶炼厂进行冶炼。二次硫化铜镍合金的元素成分大致是:Ni 62-69%,Cu 16-22%,Fe 1.5-3.5%,Co 0.6-1.2%,S 6-12%,Au 200-370g/t,Pt 600-900g/t,Pd 300-500g/t,Rh 16-30g/t,Ir 25-46g/t,Os 18-33g/t,Ru 23-43g/t。贵金属的湿法富集基本为浸出富集,一般有常压无机酸浸出,硫酸化焙烧-浸出,氯气浸出,加压浸出等,这些方法通常能将大部分贱金属浸出,同时具有各自的优缺点。现有的二次硫化铜镍合金使用控制电位氯气浸出的工艺,通过控制溶液氧化电位使贱金属溶解,而稀贵金属留在浸出渣中。浸出后的渣子脱除了大部分铜和镍,97%的硫以单质形式留在渣中,浸出渣的硫含量超过90%。
含硫的浸出渣需脱硫后方能使用,经过脱硫后渣中90%以上的硫可以被除去,由于硫单质具有较多同素异形体,脱硫渣成分复杂,仍有一部分硫很难被脱除,渣子含硫量不稳定,渣中硫元素占到总质量的14-20%,含硫较高的脱硫渣进入后续稀贵金属分离提纯工序会给生产带来困难,精矿中的硫粒度极细,在贵金属分离提纯的各个反应中,硫会覆盖到料液的泡沫表面,改变泡沫的表面张力,使泡沫难以破裂,泡沫裹挟着物料,造成反应速度下降,同时液面的泡沫越积越多,冒出釜体,容易引起安全和生产事故。过多的硫同样会造成贵金属最终产品的不合格率上升。
脱硫后的矿料中镍铜的含量变高,虽然经过二次控电位氯化浸出处理,但不能完全除去,镍铜的总含量仍有6%左右,给稀贵金属分离提纯带来困难,因此稀贵金属精矿在进入分离提纯阶段前的充分脱硫和脱铜镍成为亟待解决的问题。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对现有技术中的缺点而提供一种将控电位氯化浸出、氧压酸浸和阴离子树脂交换吸附贵金属离子技术相结合的氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的全湿法冶金方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,是将二次硫化铜镍合金用控电位氯化浸出的方法除去合金中的铜镍铁和硫;氯化浸出后的氯化渣用亚硫酸钠溶液脱硫,脱硫液用于生产硫代硫酸钠;脱硫后过滤得到的脱硫渣再用氧压酸浸的方法进一步脱除渣中的镍铜铁硫等杂质,加压浸出液中含有铂和钯,使用QP-TU树脂交换吸附加压浸出液中的铂钯,富集的铂钯液进入后续的铂精炼与钯精炼工序,富集的贵金属精矿进行后续分离提纯。
上述氧压酸浸高效富集铂族金属精矿的方法具体步骤如下:
步骤1:取二次硫化铜镍合金,按照体积质量液固比4-5:1加入摩尔浓度为2-3mol/L的盐酸中,反应过程中向料液中通入氯气,氯气流量100-200m3/h,溢出的多余氯气被风橱吸入pH值为12的氢氧化钠溶液吸收,控制反应过程中的电位为300-430mV,温度为85-100℃,反应时间为4-8h,反应结束后固液分离,浸出液用于回收铜镍,氯化渣用温度70-90℃的热水洗至中性待用;
步骤2:步骤1中的氯化渣,按照体积质量液固比4-5:1加入纯度96%以上质量分数为30%的亚硫酸钠溶液,用质量浓度大于30%的氢氧化钠水溶液调整料液pH值到9.5-10.3之间,反应温度为90-105℃,反应时间为30-60min,反应过程中混合料液用桨叶搅拌,反应结束后固液经过滤分离,滤液进入废水处理系统,脱硫渣用温度70-100℃的热水洗至中性;
步骤3:步骤2中的脱硫渣,按照体积质量液固比3-5:1,加入质量体积浓度为20-80g/L的硫酸溶液中,再加入脱硫渣质量0.5-2%的表面活性剂,通入工业纯氧进行加压氧化浸出,浸出温度为100-130℃、浸出时间2-4h、浸出压力0.2-0.5MPa,反应结束后固液分离,浸出液待用,浸出渣用温度60-80℃的热水洗至中性后进入分离提纯工序;
步骤4:步骤3中的浸出液为氧压酸浸得到,少量钯,铑,钌溶于其中,调节浸出液酸度到0.5-2mol/L之间,浸出液通入准备好的QP-TU树脂柱中,控制流向从下向上,流速0.2-1BV/h,温度40-60℃,吸附后液进入废水处理系统,饱和贵金属的树脂处理后进入贵金属分离提纯工序。
所述步骤1中混合料液用纯钛桨叶搅拌,桨叶转速400-600r/min。
所述步骤3中氧气流量为2-5L/min。
所述步骤2中桨叶转速400-600r/min。
所述步骤3中表面活性剂为木质素磺酸钠或褐煤粉。
本发明将控电位氯化浸出脱铜镍,再一次脱硫与氧压硫酸浸出脱铜镍硫相结合全面彻底地脱除了二次硫化铜镍合金中的贱金属和硫元素,实现了稀贵金属的高效富集。同时将QP-TU型阴离子树脂交换吸附技术与氧压酸浸工艺相结合,最大限度浸出铜镍硫的同时,防止了贵金属的大量损失。本发明具有以下优点:(1)本发明得到的精矿品质优良,金及铂族金属含量占精矿总量的25-50%,即250000-550000g/t,已经达到非常高的水平,很容易衔接金及铂族金属的分离和提纯工序。(2)本发明使用附近化工厂生产的亚硫酸钠脱硫,成本低廉,对环境无污染,脱硫效果相比其他脱硫方法显示出很大的优越性,其原料适应性强,对贵金属没有损失,且可生产副产品硫代硫酸钠。(3)本发明使用的树脂交换吸附技术,使贱金属和硫高效脱除的同时,贵金属基本全部被回收。(4)本发明全部使用湿法冶金技术,与火法冶金相比,对污染小,容易造作,对造作人员伤害小,生产过程容易控制,易于实现生产的自动化。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本发明所使用的原料是经过选矿及多步火法冶炼,最后经过磁选得到的二次硫化铜镍合金。该合金的粒度约在2mm以内,主要化学成分范围是:Ni 62-69%,Cu 16-22%,Fe1.5-3.5%,Co 0.6-1.2%,S 6-12%,Au 200-370g/t,Pt 600-900g/t,Pd 300-500g/t,Rh 16-30g/t,Ir 25-46g/t,Os 18-33g/t,Ru 23-43g/t。
实施例1
取二次硫化铜镍合金,按照体积质量液固比5:1加入摩尔浓度为2mol/L的盐酸中,混合料液用纯钛桨叶搅拌,桨叶转速600r/min,反应过程中向料液中通入氯气,氯气流量100m3/h,溢出的多余氯气被风厨吸入pH值为12的氢氧化钠溶液吸收,控制反应过程中的电位在430mV,温度在100℃,反应时间4h,反应结束后固液分离,浸出液用于回收铜镍,浸出渣用温度70℃的热水洗至中性,浸出渣按照体积质量液固比4:1加入纯度96%以上质量分数为30%的亚硫酸钠溶液,用质量浓度大于30%的氢氧化钠水溶液调整料液pH值到10.3,使用电子pH计测量pH值,控制反应温度105℃,反应时间60min,反应过程中混合料液用桨叶搅拌,桨叶转速600r/min,反应结束后固液经过滤分离,滤液进入废水处理系统滤渣用温度100℃的热水洗至中性,滤渣按照体积质量液固比3:1加入由质量分数为98%的工业浓硫酸配制的质量体积浓度为80g/L的硫酸溶滤液进入废水处理系统液中,再加入滤渣质量2%的木质素磺酸钠作为表面活性剂,控制温度130℃、浸出时间2h、浸出压力0.5MPa,通入工业纯氧进行加压氧化浸出,氧气流量为2L/min,反应结束后固液分离,浸出液待用,浸出渣用温度60℃的热水洗至中性后进入分离提纯工序;浸出液为氧压酸浸得到,少量钯,铑,钌溶于其中,浓度为0.1g/L,调节浸出液酸度到2mol/L,浸出液通入准备好的QP-TU树脂柱中,控制流向从下向上,流速1BV/h,温度40℃,吸附后液进入废水处理系统,饱和贵金属的树脂处理后进入贵金属分离提纯工序。
氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,二次硫化铜镍合金的化学成分见表1,脱硫渣成分见表2,氧压酸浸渣(贵金属精矿)成分见表3,QP-TU树脂交换吸附后液成分见表4。
表1 二次硫化铜镍合金的化学成分
表2 脱硫渣的化学成分
表3 氧压酸浸渣(贵金属精矿)的化学成分
表4 QP-TU树脂交换吸附后液的化学成分
实施例2
取二次硫化铜镍合金,按照体积质量液固比4:1加入摩尔浓度为3mol/L的盐酸中,混合料液用纯钛桨叶搅拌,桨叶转速400r/min,反应过程中向料液中通入氯气,氯气流量200m3/h,溢出的多余氯气被风厨吸入pH值为12的氢氧化钠溶液吸收,控制反应过程中的电位在300mV,温度在85℃,反应时间8h,反应结束后固液分离,浸出液用于回收铜镍,浸出渣用温度90℃的热水洗至中性,浸出渣按照体积质量液固比5:1加入纯度96%以上的质量分数为30%的亚硫酸钠溶液,用质量浓度大于30%的氢氧化钠水溶液调整料液pH值到9.5,使用电子pH计测量pH值,控制反应温度90℃,反应时间30min,反应过程中混合料液用桨叶搅拌,桨叶转速400r/min,反应结束后固液经过滤分离,滤液进入废水处理系统,滤渣用温度70℃的热水洗至中性,滤渣按照体积质量液固比5:1,加入由质量分数为98%的工业浓硫酸配制的质量体积浓度为20g/L的硫酸溶液中,再加入滤渣质量1.0%的褐煤粉作为表面活性剂,控制温度100℃、浸出时间4h、浸出压力0.2MPa,通入工业纯氧进行加压氧化浸出,氧气流量为5L/min,反应结束后固液分离,浸出液待用,浸出渣用温度80℃的热水洗至中性后进入分离提纯工序;浸出液为氧压酸浸得到,少量钯,铑,钌溶于其中,浓度为0.08g/L,调节浸出液酸度到0.5mol/L,浸出液通入准备好的QP-TU树脂柱中,控制流向从下向上,流速0.2BV/h,温度60℃,吸附后液进入废水处理系统,饱和贵金属的树脂处理后进入贵金属分离提纯工序。
氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,二次硫化铜镍合金的化学成分见表5,脱硫渣成分见表6,氧压酸浸渣(贵金属精矿)成分见表7,QP-TU树脂交换吸附后液成分见表8。
表5 二次硫化铜镍合金的化学成分
表6 脱硫渣的化学成分
表7 氧压酸浸渣(贵金属精矿)的化学成分
表8 QP-TU树脂交换吸附后液的化学成分

Claims (4)

1.一种氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,其特征在于:将二次硫化铜镍合金用控电位氯化浸出的方法除去合金中的铜镍铁和硫;氯化浸出后的氯化渣用亚硫酸钠溶液脱硫,脱硫液用于生产硫代硫酸钠;脱硫后过滤得到的脱硫渣再用氧压酸浸的方法进一步脱除脱硫渣中的镍铜铁硫杂质,加压浸出液中含有铂和钯,使用QP-TU树脂交换吸附加压浸出液中的铂钯,富集的铂钯液进入后续的铂精炼与钯精炼工序,富集的贵金属精矿进行后续分离提纯,具体步骤如下:
步骤1:取二次硫化铜镍合金,按照体积质量液固比4-5:1加入摩尔浓度为2-3mol/L的盐酸中,反应过程中向料液中通入氯气,氯气流量100-200m3/h,溢出的多余氯气被风橱吸入pH值为12的氢氧化钠溶液吸收,控制反应过程中的电位为300-430mV,温度为85-100℃,反应时间为4-8h,反应结束后固液分离,浸出液用于回收铜镍,氯化渣用温度70-90℃的热水洗至中性待用;
步骤2:步骤1中的氯化渣,按照体积质量液固比4-5:1加入纯度96%以上质量分数为30%的亚硫酸钠溶液,用质量浓度大于30%的氢氧化钠水溶液调整料液pH值到9.5-10.3之间,反应温度为90-105℃,反应时间为30-60min,反应过程中混合料液用桨叶搅拌,反应结束后固液经过滤分离,滤液进入废水处理系统,脱硫渣用温度70-100℃的热水洗至中性;
步骤3:步骤2中的脱硫渣,按照体积质量液固比3-5:1,加入质量体积浓度为20-80g/L的硫酸溶液中,再加入脱硫渣质量0.5-2%的表面活性剂,通入工业纯氧进行加压氧化浸出,浸出温度为100-130℃、浸出时间2-4h、浸出压力0.2-0.5MPa,反应结束后固液分离,浸出液待用,浸出渣用温度60-80℃的热水洗至中性后进入分离提纯工序;
步骤4:步骤3中的浸出液为氧压酸浸得到,少量钯,铑,钌溶于其中,调节浸出液酸度到0.5-2mol/L之间,浸出液通入准备好的QP-TU树脂柱中,控制流向从下向上,流速0.2-1BV/h,温度40-60℃,吸附后液进入废水处理系统,饱和贵金属的树脂处理后进入贵金属分离提纯工序。
2.根据权利要求1所述的氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,其特征在于:所述步骤1中混合料液用纯钛桨叶搅拌,桨叶转速400-600r/min。
3.根据权利要求1或2所述的氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,其特征在于:所述步骤3中氧气流量为2-5L/min。
4.根据权利要求3所述的氧压酸浸高效富集金及铂族金属精矿的方法,其特征在于:所述步骤2中桨叶转速400-600r/min。
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