[发明专利]一种从复杂低品位铑铱渣中高效富集金和铂族金属的方法有效
申请号: | 201310267498.3 | 申请日: | 2013-07-01 |
公开(公告)号: | CN103320620A | 公开(公告)日: | 2013-09-25 |
发明(设计)人: | 钟清慎;马玉天;陈大林;黄虎军;李明;陈云峰;陈治毓;张燕 | 申请(专利权)人: | 金川集团股份有限公司 |
主分类号: | C22B7/00 | 分类号: | C22B7/00;C22B3/08;C22B11/00 |
代理公司: | 甘肃省知识产权事务中心 62100 | 代理人: | 马英 |
地址: | 737103*** | 国省代码: | 甘肃;62 |
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摘要: | |||
搜索关键词: | 一种 复杂 品位 铑铱渣中 高效 富集 金属 方法 | ||
技术领域
一种从复杂低品位铑铱渣中高效富集金和铂族金属的方法,属于稀贵金属湿法冶金领域,即属于国家战略性新兴产业发展规划节能环保产业中的资源循环利用产业固体废物综合利用新技术——低品位共伴生矿产资源高效选冶——稀贵金属分离提取关键技术开发领域。
背景技术
在含稀贵金属尤其是硫化铜镍矿镍钴提取冶金过程中,含金和铂族金属约20g/t铜镍高锍经过破碎、磨矿、分级、磁选、浮选等工序后,得到粒度较粗、含硫较低的一次合金,一次合金进行合金硫化处理并产出二次高锍,二次高锍再进行破碎、磨矿、分级、磁选、浮选,产出粒度较粗、含硫4~9%的二次合金送贵金属分离精炼提取金和铂族金属。二次合金再进行控制电位氯化浸出、脱硫、二次控制电位氯化,得到含金和铂族金属以及镍、钴、铜、铁等贱金属和硫、硅等非金属的贵金属精矿。贵金属精矿再进行氧化蒸馏锇钌——水溶液氯化——萃取分离金——萃金余液——一次置换——一次置换母液+铂钯分离精炼回收料复杂溶液——二次置换——复杂铑铱渣,其化学成分范围大致为Ni0.8~5%、Cu18~35%、Zn8~13、Fe0.7~1.2%、Co0.4~0.8%、S5~10%,、SiO22.5~6%、Pb6~12%、As2~4%、Sb0.5~1.6%、Se0.5~1.2%、Te0.3~0.50%、Al1.5~2.5%、Mg1.5~2.5%、Na1.5~2.2%、Ba0.5~1.5%、Cd0.1~0.5%、Ca0.2~1.5%、Cl4.5~6.0%、Au0.04~0.12%、Pd0.14~0.50%、Pt0.23~0.60%、Rh0.30~0.70%、Ir0.50~1.6%、Ru0.05~0.15%,除了O、H元素外,还有许多未查明元素。
由于复杂低品位铑铱渣成分非常复杂,高价值的铑铱等稀贵金属资源在铂族金属分离精炼过程中分散严重,回收率较低,所得到的铑铱原料(即复杂低品位铑铱渣),矿物组成复杂,杂质元素多,以复杂铑铱渣为原料的铑铱分离提取精炼工艺流程冗长,过程复杂,铑铱回收率较低。
现行铑铱提取与分离精炼生产工艺中,复杂铑铱渣首先进行控制电位氯化,然后进行水溶液氯化,氯化溶液再进行DBC萃取分离金、S201萃取分离钯、N235萃取分离铂、水解除杂、盐酸溶解、P204萃取分离贱金属、TBP萃取分离铑和铱,铱溶液及铑溶液分别进行铱精炼和铑精炼。
由于铑铱复杂渣矿物组成复杂、杂质元素很多,复杂低品位铑铱渣控制电位氯化效果较差,贱金属及非金属浸出率仅有80-90%、控制电位氯化液中贵金属铑铱及钯铂等贵金属分散流失严重,溶液中各种稀贵金属元素浓度达到0.2-0.6g/L;控制电位氯化渣中铑铱等贵金属品位较低,而贱金属及非金属含量较高,总含量高达45-75%以上,经过水溶液氯化后,大量的贱金属及非金属元素与铑铱等稀贵金属共同存在于氯化液中,贱金属及非金属与铑铱等稀贵金属浓度比达到5-10:1以上,致使上述稀贵金属分离及稀贵金属与贱金属的分离过程效果较差,乃至萃取作业过程无法正常进行,如经常出现第三相,萃取段、洗涤段、反萃取段、平衡段、再生段等出现不明沉淀物而堵塞孔道、水相夹带有机相等等严重影响萃取过程的现象。为了获得合格的铑铱产品,各工序不得不反复进行,导致目前铑铱提取与分离精炼生产工艺的工序多达近40道,在这些过程中产生大量的中间产物或废弃物和废水,其中的金和铂族金属或回收成本高或很难进行有效回收处理,甚至永久损失,造成昂贵的铑铱等稀贵金属资源的浪费损失,铑铱等稀贵金属回收率较低。
发明内容
为了克服上述生产工艺技术的不足,提高稀贵金属资源利用率,本发明提供一种从复杂低品位铑铱渣中高效富集金和铂族金属的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种从复杂低品位铑铱渣中高效富集金和铂族金属的方法,使用低浓度纯硫酸溶液进行一段常压浸出、二段常压浸出、加压浸出,所述一段常压浸出过程不通入或加入氧化剂;二段常压浸出中空气作为氧化浸出剂;加压浸出中采用工业氧气作为氧化浸出剂;之后采用三步除杂工艺,得到高品位高质量的铑铱精矿。
其具体步骤如下:
步骤1:所述复杂低品位铑铱渣按照液固比8-10:1混合,加浓硫酸得硫酸浓度7.5-15g/L的矿浆,该矿浆在温度80-90℃下、进行1-3小时的一段常压浸出;
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