鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦提取鉑族金屬及銅鎳鈷的製作方法
2023-04-24 21:44:21 2
專利名稱：鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦提取鉑族金屬及銅鎳鈷的製作方法
技術領域：
本發明涉及從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法。
傳統的含鉑族金屬銅鎳硫化礦或其浮選精礦的成分以矽、鋁酸鹽脈石和鐵硫化物為主，另外含佔礦石物質量5～30％的有色金屬鎳、銅、鈷的硫化物和佔礦石物質量0.05％以下的鉑族金屬及金、銀，其冶煉工藝包括焙燒—火法造鋶熔煉—高鋶溼法浸出賤金屬—精礦回收貴金屬，其特點是除貴金屬外，銅鎳鈷等賤金屬均得到綜合回收。但對於銅鎳品位低於5％的鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦，如借鑑上述硫化銅鎳礦傳統工藝來富集提取鉑鈀等鉑族金屬，將導致工藝成本增高，經濟上無利可圖，且流程冗長，汙染嚴重。如果低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中MgO含量高，技術上將導致熔煉造渣溫度高，技術難度增大。而考慮直接從含鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中用傳統的HCl+Cl2溼法氧化酸浸提取鉑族金屬，則由於鉑族金屬完全溶解很困難、過程試劑消耗大、貴金屬溶解效率不穩定、溶液成分複雜、工程化設備防腐困難、產業化實施難度大等原因，從經濟和技術兩方面衡量都沒有產業化應用的價值和條件。
十九世紀末，氰化法被用於提取礦山金。估計目前世界上85％以上的金礦是在常溫常壓下用氰化法處理，然後從氰化液中用活性炭吸附、鋅粉置換或陰離子交換樹脂吸附等方法回收金。多年來，化學及冶金界曾努力尋求用類似氰化提金的方法用一種簡單試劑直接處理含鉑礦石或浮選精礦，但沒有多少成效。這是由於鉑礦石的礦物種類及嵌布連生關係複雜，從中有效提取所有有價金屬的技術複雜性絕非金礦可比。一方面，在常溫常壓下，氰化鈉溶液基本上不能浸出鉑和鈀。McInnes C.M等人曾在《Hydrometallurgy》1993(31)「Extraction ofPlatinum，Palladium and Gold by Cyanidation」中報導了只有把氰化時間延長到24小時，才能把氧化礦中的少量鉑鈀浸入溶液。另一方面，由於硫化物對鉑族金屬的包裹及耗氰，造成鉑族金屬完全溶解很困難、過程試劑消耗大、貴金屬的溶解效率不穩定、溶液成分複雜等。Bruckard W.J.等人在《Hydrometallurgy》1992(30)「Platinum，Palladiumand Gold Extraction from Coronation Hill Ore by Cyanidation at ElevatedTemperatures」中報導了採用加壓氰化法直接處理含鉑鈀礦石，並指出加壓氰化(或稱高溫氰化)可通過提高反應溫度來加快浸出速度，並可使常溫常壓下不能氰化的鉑鈀發生氰化反應。該文實驗採用的礦料為高品位石英——長石斑巖，其主要成分為Au90.9g/t，Pt9.2g/t，Pd2.19g/t，Fe2.19％，SiO262.7％，S0.1％並含有低於0.02％的Cu、Zn或Pb。可見此礦屬氧化礦而非硫化礦，成分與本發明處理的硫化礦差異很大，無類比性。該文採用的工藝流程為礦石球磨→混汞法提金→尾渣室溫或高溫氰化→活性炭吸附金鉑鈀→從載金炭回收金鉑鈀。
本發明目的之一是從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑鈀等鉑族金屬，其二是綜合回收銅鎳鈷等有價金屬。
採用下列順序的工藝方案可實現上述目的一①將浮選精礦與重量百分比濃度1～5％NaCN水溶液混合，調成漿狀放入反應釜中加熱至溫度100～180℃，保溫0.5～8小時，加熱前反應釜中氣體為氧氣、空氣或氮氣，其絕對壓力為0.1～3.1MPa，浮選精礦與NaCN水溶液固液重量比為1∶1～10；②將步驟①獲得的氰化浸出液放入反應釜中，加熱至溫度200～300℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中氣體為氧氣、空氣或氮氣，其絕對壓力0.1～3.1MPa；③用傳統工藝分離提純步驟②獲得的鉑鈀混合金屬粉末。
為提高鉑鈀提取指標，優選步驟①NaCN濃度為2～5％，固液重量比為1∶3～5，溫度為140～170℃，保溫1～3小時，加熱前氧氣、空氣或氮氣絕對壓力0.4～1.6Mpa；優選步驟②溫度為220～250℃，保溫2小時；優選步驟①反應釜中氣氛為氮氣，步驟②反應釜中氣氛為空氣或氧氣。
採用下列順序的工藝方案可實現上述目的一、二①用火溼法聯合工藝或溼法工藝對含鉑族金屬的硫化礦或其浮選精礦進行預處理；②用傳統工藝分離提純步驟①所獲含銅鎳鈷溶液，分別製取銅鎳鈷產品；③用氰化物溶液浸出步驟①所獲預處理渣，浸出溫度為100～300℃；④加熱步驟③獲得的氰化浸出液，使鉑族金屬氰化物充分分解；⑤用傳統工藝分離提純步驟④獲得的鉑族金屬混合物。
為提高鉑鈀和銅鎳鈷收率，可以就方案中的工藝步驟和參數範圍作出如下選擇步驟①火溼法聯合預處理工藝可以是下列順序的工藝步驟焙燒，之後浸煮；焙燒可以是氧化焙燒或硫酸化焙燒，氧化焙燒條件可為焙燒溫度200～800℃，焙燒時間0.5～6小時，焙燒氣氛為空氣或氧氣，硫酸化焙燒條件可為焙燒溫度200～700℃，焙燒時間0.5～6小時，濃硫酸與硫化礦或其浮選精礦的重量比為0.1～1∶1，焙燒氣氛為空氣或氧氣；進一步優選氧化焙燒溫度為400～800℃，焙燒時間2～4小時，焙燒氣氛為空氣，硫酸化焙燒溫度為300～600℃，焙燒時間2～4小時，焙燒氣氛為空氣；浸煮工藝可為常壓浸煮或加壓浸煮，常壓浸煮時焙燒渣與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為60～100℃，浸煮時間0.5～30小時，加壓浸煮時焙燒渣與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為100～300℃，浸煮時間0.5～15小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa；常壓或加壓浸煮使用的浸煮液可以是硫酸、氫氧化銨、碳酸銨或水之任一種；進一步優選常壓浸煮固液重量比為1∶3～6，浸煮溫度為8 0～100℃，浸煮時間2～20小時，加壓浸煮固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，浸煮時間2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1Mpa，常壓或加壓浸煮時浸煮液可選用5～30wt％硫酸、5～50wt％氫氧化銨或70～90wt％碳酸銨。
步驟①溼法預處理工藝可以是常壓浸煮或加壓浸煮，常壓浸煮時鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為60～100℃，浸煮時間0.5～30小時，加壓浸煮時鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為100～300℃，浸煮時間0.5～15小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa；溼法預處理常壓或加壓浸煮使用的浸煮液可以是硫酸、氫氧化鈉、氫氧化銨、碳酸銨或水之任一種；進一步優選溼法預處理常壓浸煮固液重量比為1∶3～6，浸煮溫度為80～100℃，浸煮時間2～20小時，加壓浸煮固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，浸煮時間2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液可以是5～30wt％硫酸、5～30wt％氫氧化鈉、5～50wt％氫氧化銨或70～90wt％碳酸銨。
步驟③使用的氰化物可以是鹼金屬氰化物；優選鹼金屬氰化物為重量百分比濃度0.1～10％的NaCN，預處理渣與NaCN水溶液的固液重量比為1∶1～10，加熱溫度為100～180℃，保溫0.5～8小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa；優選NaCN水溶液濃度為2～5％，固液重量比為1∶3～5，溫度為140～170℃，保溫時間1～3小時，加熱前反應釜中氣體絕對壓力0.4～2.1MPa。
步驟④加熱分解溫度為180～300℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
優選步驟①火溼法聯合預處理為氧化焙燒，之後加壓浸煮，焙燒溫度為800℃，焙燒時間為2小時，焙燒氣氛為空氣，浸煮時焙燒渣與浸煮液的固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，時間為2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液使用濃度為5～30wt％的硫酸水溶液，步驟③氰化浸出為將預處理渣與濃度2～5wt％的NaCN水溶液混合調漿，其固液重量比為1∶3～5，然後加熱至溫度140～170℃，保溫時間1～3小時，加熱前反應釜中氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力0.4～2.1MPa，步驟④加熱分解的溫度為180～250℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
優選步驟①溼法預處理為加壓浸煮，浸煮時鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，時間為2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液選用5～30wt％的硫酸水溶液或5～30wt％的氫氧化鈉水溶液，步驟③氰化浸出為將預處理渣與濃度2～5wt％的NaCN水溶液混合調漿，其固液重量比為1∶3～5，然後加熱至溫度140～170℃，保溫時間1～3小時，加熱前反應釜中氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力0.4～2.1MPa，步驟④加熱分解的溫度為180～250℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
對於實現本發明目的一、二的第二技術方案，工藝步驟①預處理的目的是(1)對鉑族金屬硫化礦物料進行氧化，打開硫化物及脈石成分對鉑族金屬的包裹，以提高後續氰化工序鉑族金屬的提取率，(2)提前分離綜合回收銅鎳鈷等賤金屬。對其中的單純溼法預處理而言，使用的浸煮液可以是酸性溶液、鹼性溶液、氨性溶液、鹽溶液或純水溶液之任一種。酸性溶液包括硫酸、鹽酸、硝酸或其它氧化性酸及它們的混合溶液；鹼性溶液包括氫氧化鈉、氫氧化鉀、氫氧化銨、或其它鹼金屬氫氧化物溶液及它們的混合溶液；氨性溶液包括硫酸銨、碳酸銨、氨水及它們的混合溶液；鹽溶液包括硫酸鹽、鹽酸鹽、碳酸鹽、氯鹽或銨鹽及它們的混合溶液。對其中的火溼法聯合預處理而言，除鹼金屬氫氧化物溶液外，使用的浸煮液與單純溼法預處理相同。本發明採用火溼法或溼法預處理實現上述預處理目的，它發生兩個作用(1)氧化硫化物，打開硫化物及脈石成分對鉑族金屬的包裹，(2)銅鎳鈷形成可溶物實現與含鉑鈀物料的分離。因此，預處理浸煮液用量與上述兩個作用有關，但與物料中的鉑鈀含量無關，所以，含鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比並非影響鉑族金屬浸出率的關鍵因素。因此，在實現本發明第二技術方案工藝步驟①預處理目的基礎上進行的預處理工藝步驟變換組合或採用其它等效技術手段形成的技術方案，屬於本發明的保護範圍。
就氧化硫化物的氧化劑而言，可採用空氣、氧氣、化學試劑、生物製劑或其它類似物質。
就氰化浸出而言，鉑族金屬浸出率主要決定於鉑族金屬與氰化物的反應摩爾比。因此使用低於濃度0.1wt％的鹼金屬氰化物溶液時，鉑族金屬提取率下降。但是，可以用上述低濃度鹼金屬氰化物溶液對同一份含鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦連續浸出多次，達到與上述一步氰化浸出同樣甚至更好的效果。在此基礎上，如果對同一物料保持最終同一鉑族金屬浸出率，則可降低氰化物的耗量。在確定礦料中鉑族金屬與氰化物反應摩爾比的情況下，降低氰化步驟的液固比，可以得到含更高濃度鉑族金屬的氰化浸出富液，其次增大了含鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦原料的處理量，最後後續回收工藝更容易處理高濃度鉑族金屬氰化浸出富液。因此，就氰化浸出次數、氰化物濃度、氰化浸出液固比所作的參數調整獲得的技術方案屬於本發明的保護範圍。
從氰化浸出後所獲得的含鉑族金屬氰化液中回收鉑族金屬的方法，除本發明所述加壓熱分解破壞氰配合物外，還包括鋅粉置換、溶劑萃取、離子交換，活性炭吸附及其他還原回收方法。
就實現本發明目的一、二而言，還可將礦物原料先經單純火法焙燒或與添加劑混合焙燒等工藝方法，以實現轉化硫化物為氧化物、打開硫化物及脈石成分對鉑族金屬的包裹。其中與添加劑混合焙燒使用的添加劑包括硫酸、鹽酸、硝酸或其它氧化性酸，還可以是金屬氫氧化物、氧化物、硫化物或其鹽類等。所得到的單純火法焙燒或與添加劑混合焙燒預處理渣直接接續本發明第二技術方案步驟③，經氰化浸出加熱高溫分解氰化絡合物，得到鉑族金屬與銅鎳鈷等賤金屬的混合金屬，再用傳統工藝分別分離提純，得到鉑族金屬及銅鎳鈷產品。
含鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦經預處理步驟後，所得含銅鎳鈷溶液可用溶劑萃取等傳統方法分離，分別製取銅鎳鈷產品。熱分解鉑族金屬氰化絡合物得到的鉑族金屬混合金屬粉末，可用傳統的王水溶解溶劑萃取分離精煉提純方法，分別回收鉑鈀等鉑族金屬。
本發明特別適於處理銅鎳鈷硫化物含量15％以下，鉑族金屬含量0.05％以下的低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦，同時也適用於其它品位含鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦、含鉑族金屬氧化礦、陽極泥、冶煉中間產品和其它含鉑族金屬物料等。本發明對使用的化學試劑或反應氣體無特別要求，工業純試劑或氣體即可滿足技術方案要求。
採用加壓氰化處理低品位鉑鈀硫化礦浮選精礦時，對浮選精礦中MgO、CaO、S、Fe等含量無特殊要求，減小了選礦工序的壓力，對物料適應性強。本發明無有害廢氣和廢渣排放，廢液易處理，排放汙染小，工藝流程清潔、簡短，操作環境好，使用設備少，廠房面積小，建設投資少，加工成本低，能耗低。在最佳條件範圍內，從浮選精礦到混合金屬粉末的貴金屬回收指標分別可達到Pt96％，Pd99％，銅鎳鈷等賤金屬回收率也可達到98％以上。
選用低品位鉑鈀硫化礦經浮選富集的浮選精礦作為處理對象。此種浮選精礦含硫約15％，屬硫化礦，Pt+Pd品位可達到70-100g/t，Au+Ag品位達到約50g/t，但Cu和Ni品位均分別＜5％，且SiO2含量為26％，MgO含量接近20％。實驗處理的鉑鈀浮選精礦物料呈黑色粉末狀，四分法取樣分析結果列於表1。表1低品位鉑鈀浮選精礦多元素化學分析結果(貴金屬g/t，其它元素％)元素 Pt Pd AuAgRh Ir Os Ru含量 32.14 50.31 5.0 411.580.880.820.63元素 Cu Fe NiCoS SiO2CaO MgO含量 3.7715.32 3.55 0.24 14.15 25.97 2.8918.56元素 Al2O3含量 2.05實施例1①取表1所示低品位無水鉑鈀浮選精礦物料100克，與重量百分比濃度5％的NaCN水溶液1000克混合調漿，放入反應釜中，將反應釜中氣氛置換為氧氣，並調整釜中氧氣絕對壓力為3.1MPa，然後加熱至160℃，保溫0.5小時；②將步驟①的反應產物過濾，將濾液放入高壓反應釜中，調整反應釜中空氣絕對壓力為0.1 MPa，然後加熱至溫度300℃，保溫3小時，適當攪拌後得到金屬混合物漿狀沉澱；③採用HCl+Cl2溶解，沉澱法分離精煉提取步驟②所得金屬混合物漿狀沉澱中的鉑鈀。
浸出渣率80％。鉑鈀回收率分別為Pt83.6％，Pd80.7％。
浸出渣率75％。鉑鈀回收率分別為Pt94％，Pd98％。
②將步驟①的反應產物過濾，濾液放入高壓反應釜中，調整反應釜中空氣絕對壓力為1.4MPa，然後加熱至溫度220℃，保溫1小時，適當攪拌後得到金屬混合物漿狀沉澱；③採用HCl+H2O2溶解，沉澱法分離精煉提取步驟②所得金屬混合物漿狀沉澱中的鉑鈀。
浸出渣率76％。鉑鈀回收率分別為Pt95.5％，Pd98.8％。
浸出渣率65％。鉑鈀回收率分別為Pt90％，Pd97.8％。
浸出渣率65％。鉑鈀回收率分別為Pt92％，Pd98.8％。
鉑鈀回收率分別為Pt85.3％，Pd 86.5％。浸出渣率58％。
③將步驟②得到的含銅鎳鈷酸性浸出液用傳統工藝分離提純，分別製取銅鎳鈷產品；④將步驟②得到的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝5∶1，2wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中空氣的絕對壓力為1.1MPa)⑤將步驟④得到的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度180℃，保溫時間2小時，加入微量鉑族金屬晶種，反應釜中氧氣的絕對壓力為0.1MPa)⑥將步驟⑤得到的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt94.6％，Pd97.7％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni98.6％，Co98.5％。
③將步驟②得到的含銅鎳鈷氨性浸出液用傳統工藝分離提純，分別製取銅鎳鈷產品；④將步驟②得到的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝4∶1，3wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣的絕對壓力為1.6MPa)⑤將步驟④得到的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度220℃，保溫時間2小時，反應釜中空氣的絕對壓力為2.1MPa)⑥將步驟⑤得到的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt95.2％，Pd98.0％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni99％，Co98.5％。
③將步驟②得到的含銅鎳鈷酸性浸出液用傳統工藝分離提純，分別製取銅鎳鈷產品；④將步驟②得到的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝3∶1，5wt％NaCN，反應溫度150℃，保溫時間3小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為0.6MPa)⑤將步驟④得到的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度250℃，保溫時間2小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為4.1MPa)⑥將步驟⑤得到的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt93.8％，Pd97.0％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni99.5％，Co99.5％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出；(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝5∶1，5wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣的絕對壓力為0.6MPa)④將步驟③獲得的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度300℃，保溫時間1小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為3.6MPa)⑤將步驟④獲得的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt93.8％，Pd97.6％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni99％，Co98％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝5∶1，3wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為2.1MPa)④將步驟③獲得的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度220℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣的絕對壓力為1.6MPa)⑤將步驟④獲得的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt95.5％，Pd97.5％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni99％，Co98％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝5∶1，5wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中空氣的絕對壓力為2.1MPa)④將步驟③獲得的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度250℃，保溫時間2小時，反應釜中空氣的絕對壓力為0.6MPa)⑤將步驟④獲得的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt95.5％，Pd98.0％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu98.5％，Ni99％，Co99％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出；(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝4∶1，5wt％NaCN，反應溫度150℃，保溫時間3小時，反應釜中氧氣的絕對壓力為1.6MPa)④將步驟③獲得的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度250℃，保溫時間2小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為0.1MPa)⑤將步驟④獲得的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt94.4％，Pd97.6％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu98％，Ni99％，Co98％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出；(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝10∶1，10wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中空氣的絕對壓力為4.1MPa)④將步驟③得到的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度220℃，保溫時間2小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為3.6MPa)⑤將步驟④獲得的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt95.4％，Pd97.8％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu98.5％，Ni99.0％，Co99.0％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出；(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝3∶1，0.5wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中氮氣的絕對壓力為2.1MPa)④將步驟③獲得的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度200℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣的絕對壓力為2.6MPa)⑤將步驟④獲得的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt95％，Pd97.8％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni99.5％，Co99.5％。
③將步驟②獲得的含銅鎳鈷酸性浸出液用傳統工藝分離提純，分別製取銅鎳鈷產品；④將步驟②獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝4∶1，3wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣絕對壓力為1.1MPa)⑤將步驟④得到的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度230℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣絕對壓力為0.5MPa)將步驟⑤得到的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt92.9％，Pd96.7％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu99％，Ni99％，Co98％。
③將步驟①獲得的浸出渣調漿入釜，加壓氰化浸出；(加壓氰化條件礦漿液固比L∶S＝5∶1，5wt％NaCN，反應溫度160℃，保溫時間2小時，反應釜中氧氣絕對壓力為1.6MPa)④將步驟③得到的含鉑族金屬氰化浸出液再入高壓反應釜，加壓熱分解破壞溶液中鉑族金屬氰配合物。(工藝條件反應溫度250℃，保溫時間1小時，反應釜中氧氣的絕對壓力為1.6MPa)④將步驟④得到的高品位鉑鈀混合金屬粉末用傳統分離精煉提純方法分別回收鉑鈀。
鉑鈀回收率分別為Pt92.5％，Pd95.8％。
銅鎳鈷回收率分別為Cu98％，Ni99％，Co98％。
權利要求
1.一種從低品位鉑鈀浮選精礦中提取鉑鈀的方法，依次包括下列工藝步驟①將浮選精礦與重量百分比濃度1～5％NaCN水溶液混合，調成漿狀放入反應釜中加熱至溫度100～180℃，保溫0.5～8小時，加熱前反應釜中氣體為氧氣、空氣或氮氣，加熱前氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～3.1MPa，浮選精礦與NaCN水溶液固液重量比為1∶1～10；②將步驟①獲得的氰化浸出液放入反應釜中，加熱至溫度200～300℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中氣體為氧氣、空氣或氮氣，加熱前氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力0.1～3.1MPa；③將步驟②獲得的鉑鈀混合金屬粉末用傳統工藝分離提純。
2.根據權利要求1所述的從低品位鉑鈀浮選精礦中提取鉑鈀的方法，其特徵在於步驟①所述NaCN濃度為2～5％，所述固液重量比為1∶3～5，所述溫度為140～170℃，保溫1～3小時，加熱前氧氣、空氣或氮氣絕對壓力0.4～1.6MPa。
3.根據權利要求1所述的從低品位鉑鈀浮選精礦中提取鉑鈀的方法，其特徵在於步驟②所述溫度為220～250℃，保溫2小時。
4.根據權利要求1所述的從低品位鉑鈀浮選精礦中提取鉑鈀的方法，其特徵在於步驟①所述反應釜中氣氛為氮氣，步驟②所述反應釜中氣氛為空氣或氧氣。
5.一種從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，依次包括下列工藝步驟①用火溼法聯合預處理工藝或溼法預處理工藝對含鉑族金屬的硫化礦或其浮選精礦進行預處理；②將步驟①獲得的含銅鎳鈷溶液用傳統工藝分離提純，分別製取銅鎳鈷產品；③用氰化物溶液浸出步驟①獲得的預處理渣，浸出溫度為100～300℃；④加熱步驟③獲得的氰化浸出液，使鉑族金屬氰化物充分分解；⑤將步驟④獲得的鉑族金屬混合粉末用傳統工藝分離提純。
6.根據權利要求5所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於步驟①所述火溼法聯合預處理包括下列順序的工藝步驟焙燒，之後浸煮。
7.根據權利要求6所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述焙燒為氧化焙燒或硫酸化焙燒，氧化焙燒條件為焙燒溫度200～800℃，焙燒時間0.5～6小時，焙燒氣氛為空氣或氧氣；硫酸化焙燒條件為焙燒溫度200～700℃，焙燒時間0.5～6小時，濃硫酸與硫化礦或其浮選精礦的重量比為0.1～1∶1，焙燒氣氛為空氣或氧氣。
8.根據權利要求7所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述氧化焙燒溫度為400～800℃，焙燒時間2～4小時，焙燒氣氛為空氣；硫酸化焙燒溫度為300～600℃，焙燒時間2～4小時，焙燒氣氛為空氣。
9.根據權利要求6所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述浸煮為常壓浸煮或加壓浸煮，常壓浸煮時焙燒渣與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為60～100℃，浸煮時間0.5～30小時；加壓浸煮時焙燒渣與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為100～300℃，浸煮時間0.5～15小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
10.根據權利要求9所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述常壓或加壓浸煮使用的浸煮液選自硫酸、氫氧化銨、碳酸銨或水之任一種。
11.根據權利要求10所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述常壓浸煮時固液重量比為1∶3～6，浸煮溫度為80～100℃，浸煮時間2～20小時；加壓浸煮時固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，浸煮時間2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液選用硫酸時其濃度範圍為5～30wt％，選用氫氧化銨時其濃度範圍為5～50wt％，選用碳酸銨時其濃度範圍為70～90wt％。
12.根據權利要求5所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於步驟①所述溼法預處理包括常壓浸煮或加壓浸煮，常壓浸煮時鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為60～100℃，浸煮時間0.5～30小時；加壓浸煮時鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比為1∶1～10，浸煮溫度為100～300℃，浸煮時間0.5～15小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
13.根據權利要求12所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述常壓或加壓浸煮使用的浸煮液選自硫酸、氫氧化鈉、氫氧化銨、碳酸銨或水之任一種。
14.根據權利要求13所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述常壓浸煮時固液重量比為1∶3～6，浸煮溫度為80～100℃，浸煮時間2～20小時；加壓浸煮時固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，浸煮時間2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液選用硫酸時其濃度範圍為5～30wt％，選用氫氧化鈉時其濃度範圍為5～30wt％，選用氫氧化銨時其濃度範圍為5～50wt％，選用碳酸銨時其濃度範圍為70～90wt％。
15.根據權利要求5所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於步驟③所述氰化物為鹼金屬氰化物。
16.根據權利要求15所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述鹼金屬氰化物為NaCN，其重量百分比濃度為0.1～10％，預處理渣與NaCN水溶液的固液重量比為1∶1～10，加熱溫度為100～180℃，保溫0.5～8小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
17.根據權利要求16所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於所述NaCN水溶液濃度為2～5％，固液重量比為1∶3～5，溫度為140～170℃，保溫時間1～3小時，加熱前反應釜中氣體絕對壓力0.4～2.1MPa。
18.根據權利要求5所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於步驟④所述加熱分解的溫度為180～300℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
19.根據權利要求5所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於步驟①所述火溼法聯合預處理為氧化焙燒，之後加壓浸煮，焙燒溫度為800℃，焙燒時間為2小時，焙燒氣氛為空氣，浸煮時焙燒渣與浸煮液的固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，時間為2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液使用濃度為5～30wt％的硫酸水溶液，步驟③所述氰化浸出為將預處理渣與濃度2～5wt％的NaCN水溶液混合調漿，其固液重量比為1∶3～5，然後加熱至溫度140～170℃，保溫時間1～3小時，加熱前反應釜中氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力0.4～2.1Mpa，步驟④所述加熱分解的溫度為180～250℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
20.根據權利要求5所述的從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷等有價金屬的方法，其特徵在於步驟①所述溼法預處理為加壓浸煮，浸煮時鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦與浸煮液的固液重量比為1∶3～5，浸煮溫度為120～250℃，時間為2～10小時，加熱前反應釜中的氧氣或空氣的絕對壓力為0.5～4.1MPa，浸煮液選用5～30wt％的硫酸水溶液或5～30wt％的氫氧化鈉水溶液，步驟③所述氰化浸出為將預處理渣與濃度2～5wt％的NaCN水溶液混合調漿，其固液重量比為1∶3～5，然後加熱至溫度140～170℃，保溫時間1～3小時，加熱前反應釜中氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力0.4～2.1MPa，步驟④所述加熱分解的溫度為180～250℃，保溫1～3小時，加熱前反應釜中的氧氣、空氣或氮氣的絕對壓力為0.1～4.1MPa。
全文摘要
本發明涉及一種從低品位鉑族金屬硫化礦或其浮選精礦中提取鉑族金屬及銅鎳鈷的方法。該方法流程為①火溼法聯合預處理或溼法預處理，②傳統工藝分離製取銅鎳鈷產品，③加壓高溫氰化浸出鉑族金屬，④高溫熱分解，⑤傳統工藝分離精煉。採用上述③④⑤的工藝流程則可實現硫化礦中鉑族金屬的直接提取。本發明鉑鈀回收率可達到Pt96％，Pd99％，銅鎳鈷冶煉總收率達到98％以上。發明具有物料適應性強，無有害廢氣和廢渣排放等特點。
文檔編號C22B11/08GK1417356SQ0212250
公開日2003年5月14日 申請日期2002年5月28日 優先權日2001年11月7日
發明者陳景, 黃昆 申請人:昆明貴金屬研究所