CN106756085B - 一种铂精矿的冶炼方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铂精矿的冶炼方法,包括以下步骤:(1)熔炼:将原料熔炼得到贵铅,所述原料按质量百分比包括焦炭3‑5%、碳酸钠8‑12%、石灰5‑8%、萤石3‑5%、铁粉5‑8%、碳极2‑3%、硫磺3‑5%、氧化铅8‑10%和铅渣30‑50%,其余为铂精矿;(2)氧化精炼:将步骤(1)所得的贵铅氧化精炼,得到贵合金;(3)分离贵金属:用硝酸溶解步骤(2)所得的贵合金,过滤后得到滤渣A和滤液A,再用王水溶解滤渣A得到溶液B,溶液B经过还原分别得到金和铂,滤液A经过还原分别得到银和钯。本发明所述的铂精矿的冶炼方法具有节约能源、试剂消耗小以及贵金属分离完全的优点。
Description
技术领域
本发明属于冶金技术领域,特别是涉及一种铂精矿的冶炼方法。
背景技术
铂族金属以性能优越和资源珍稀而著称,与金(Au)、银(Ag)合称为“贵金属”。铂族金属位于元素周期表中第Ⅷ副族,包括铂(Pt)、钯(Pd)、铑(Rh)、铱(Ir)、锇(Os)、钌(Ru)6个元素,其中,铂为银白色金属,熔点高达1768℃,它的可延展性比金、银、铜都高,且具有优良的抗氧化性、抗腐蚀性和催化作用,因此广泛应用于国防、石油、化工、仪器、电子机械制造和医疗等领域。
自然界的铂族金属存在矿床中,往往与铁、镍、铜等金属共生或伴生。即使是以铂族金属为主的原生铂矿床,其矿石中铂族元素的品位也很低,所含铂、钯元素合计品位一般不超过20g/t,所含铑、铱、锇、钌4个元素合计品位一般不超过1g/t,甚至选矿所得的铂精矿中铂族金属的品位也不高。因此,如何从成分复杂的矿石中提取和分离铂族金属一直是冶金行业中的技术难题。
如图1所示,现有铂精矿的冶炼方法通常包括焙烧、酸浸、熔炼、氧化精炼和贵金属分离等步骤,具体过程为:先焙烧铂精矿脱硫、脱铅,然后用硫酸浸出脱铜等贱金属,贵金属因此富集在不溶渣中,再用焦炭将不溶渣熔炼得到低锍,将低锍氧化精炼进一步得到高锍,最后经过溶解、还原、沉淀等多个步骤把高锍中的铂、金、银等贵金属分离出来。
然而,现有铂精矿的冶炼方法存在以下缺陷:一是能耗高、熔化贵金属难,焙烧、熔炼和氧化精炼三道工序都需要消耗大量碳燃料,且熔炼采用的焦炭燃烧只能达到1500℃,难以达到铂的熔点1768℃;二是酸浸试剂消耗大,铂精矿含大量的贱金属和硅酸盐,彻底溶解需要很高的酸耗;三是熔炼后期化验贵金属含量困难,由于熔炼时难以控制造渣反应所生成炉渣的黏度,炉渣的黏度容易增大导致其流动性变差,因此炉渣与低锍之间的层次分离不完全,贵金属在炉渣中的损失大,在低锍中的含量低,从而加大了定性、定量地化验低锍中贵金属含量的难度,对后续分离过程造成不良影响。
发明内容
基于此,本发明的目的在于,提供一种铂精矿的冶炼方法,其具有节约能源、试剂消耗小以及贵金属分离完全的优点。
一种铂精矿的冶炼方法,包括以下步骤:
(1)熔炼:将原料熔炼得到贵铅,所述原料按质量百分比包括焦炭3-5%、碳酸钠8-12%、石灰5-8%、萤石3-5%、铁粉5-8%、碳极2-3%、硫磺3-5%、氧化铅8-10%和铅渣30-50%,其余为铂精矿;
(2)氧化精炼:将步骤(1)所得的贵铅氧化精炼,得到贵合金;
(3)分离贵金属:用硝酸溶解步骤(2)所得的贵合金,过滤后得到滤渣A和滤液A,再用王水溶解滤渣A得到溶液B,溶液B经过还原分别得到金和铂,滤液A经过还原分别得到银和钯。
本发明所述的冶炼方法将铂精矿与配料组成原料进行熔炼,熔炼时配料氧化铅、铅渣和铂精矿本身含有的铅元素能有效捕集贵金属,从而形成贵铅;原料中添加的配料硫磺燃烧能促进硒、碲、砷等有害元素低温挥发,并与铜、铁、镍等贱金属反应形成冰铜,冰铜与贵铅能分层分布,从而实现了铜、铁、镍等贱金属与贵金属的分离;原料中添加的配料碳极的热值比焦炭高,能使熔炼时炉温达到1800℃以上,加快贵金属熔化,从而有效提高生产效率。相对于现有的冶炼方法,本发明的冶炼方法利用了铂精矿中硫、铅元素在熔炼时的分离作用,因此可省去熔炼前脱硫脱铅的焙烧工序,而由于铂精矿中的铜可在熔炼时进入冰铜实现与贵金属的分离,因此可省去熔炼前脱铜的酸浸工序。由此,本发明所述的冶炼方法通过合理设计原料的成分和配比,使贵金属在熔炼时就能富集在贵铅中,有利于提高贵金属的回收率和精简整体冶炼工艺,大大减少了碳燃料、酸浸试剂和其他试剂的用量,节省了能源成本、试剂成本和人力成本,有效提高生产效益。
所述铂精矿的成分复杂,其含有的贵金属主要为铂、金、银和钯,含有的杂质为铜、镍、锑、锡等贱金属和硅酸盐,以及硫、硒、碲、砷等非金属元素;步骤(1)所得的贵铅主要为铅与银、铂、金、钯等贵金属形成的铅合金,其杂质为锡、钙、铁等贱金属;步骤(2)所得的贵合金主要为铂、金、银和钯形成的合金,还含有锡、钙、铁等少量杂质,该贵合金中的铂和金不溶于硝酸,而其中的银和钯溶于硝酸,因此步骤(3)所得的滤渣A主要含铂和金,滤液A中含有银离子和钯离子。
进一步地,所述铂精矿的铂品位≥100g/t,银品位≥400g/t,金品位≥10g/t,钯品位≥2g/t。
进一步地,所述铂精矿按质量百分比含铅元素5-8%,铅为贵金属的良好捕集剂,能与贵金属形成贵铅。
进一步地,在步骤(1)中,将原料送入鼓风炉中熔炼,先经过1-2h将炉温升至900-1000℃,再加大风量将炉温升至1768℃以上。熔炼前期炉温缓慢上升,有利于水分蒸发和有害元素低温挥发,熔炼中期和后期炉温继续升至1768℃以上,能促进还原、造渣反应发生,并使铂等贵金属熔化,提高生产效率。采用的鼓风炉具有热效率高、单位生产率高、成本低和占地面积小的优点,另外也可根据进料量和能源条件选用反射炉、电炉、闪速炉等其他熔炼设备。
进一步地,在步骤(2)中,将步骤(1)所得的贵铅送入反射炉中进行氧化精炼,炉温为950-1200℃。采用的反射炉具有结构简单、成本低和适用燃料种类广的优点,另外也可根据进料量和能源条件选用回转炉、倾动炉等其他精炼设备。
进一步地,在步骤(3)中,所述硝酸的质量浓度为68-70%,温度为65-100℃。所述硝酸为浓硝酸,能溶解贵金属银和钯。
进一步地,在步骤(3)中,往溶液B中加入草酸还原生成金,过滤后得到金粉和滤液C。草酸还原金的方法简便、成本低,所得金粉的纯度可达99%以上,另外也可采用熔融氯化、电解精炼等方法对金进行分离和提纯。
进一步地,在步骤(3)中,往滤液C中加入氯化铵生成氯铂酸铵盐沉淀,过滤后煅烧氯铂酸铵盐得到海绵铂。用氯化铵沉淀和煅烧的方法提纯铂的工艺成熟,成本低,所得海绵铂的纯度可达99%以上,另外也可采用熔盐电解法、羰基铂法等对铂进行分离和提纯。
进一步地,在步骤(3)中,往滤液A中加入盐酸或氯化钠生成氯化银沉淀,过滤后得到氯化银和滤液D,再用氨水将氯化银溶解得到溶液E,然后往溶液E中加入水合肼还原生成银,过滤后得到银粉。水合肼还原银的方法还原性强、反应快且不会引入新的杂质,所得银粉的纯度可达99%以上,另外也可采用萃取、电解精炼等方法对银进行分离和提纯。
进一步地,在步骤(3)中,往滤液D中加入锌粉置换出钯,过滤后得到钯粉。锌粉还原钯的方法简便、成本低,所得钯粉的纯度可达99%以上,另外也可采用氯钯酸铵沉淀法、氨络合法等对钯进行分离和提纯。
为了更好地理解和实施,下面结合附图详细说明本发明。
附图说明
图1为现有铂精矿的冶炼方法的工艺流程图;
图2为本发明铂精矿的冶炼方法的工艺流程图。
具体实施方式
请参阅图2,本发明提供一种铂精矿的冶炼方法,包括以下步骤:
(1)熔炼:将原料送入鼓风炉中熔炼,先经过1.5h将炉温升至900-1000℃,再加大风量将炉温升至1768℃以上,熔炼后所得的炉料从上至下分层为炉渣、冰铜和贵铅。所述原料按质量百分比包括焦炭3-5%、碳酸钠8-12%、石灰5-8%、萤石3-5%、铁粉5-8%、碳极2-3%、硫磺3-5%、氧化铅8-10%和铅渣30-50%,其余为铂精矿。
所述铂精矿的原产地为中国新疆,其铂品位为206g/t,银品位为450g/t,金品位为19g/t,钯品位为3g/t,按质量百分比含有铜元素3%、镍元素2%、锑元素1.2%、铅元素5-8%、锡元素0.8%、二氧化硅小于5%、硒元素1.3%、碲元素0.6%、砷元素0.2%等等。所述焦炭、碳酸钠、石灰、萤石、铁粉、硫磺、氧化铅和铅渣均为市售产品。所述碳极为市售产品,可购自焦化厂。
(2)氧化精炼:将步骤(1)所得的贵铅送入反射炉中进行氧化精炼,炉温为950-1200℃,得到贵合金。
(3)分离贵金属:①用硝酸溶解步骤(2)所得的贵合金,过滤后得到滤渣A和滤液A,再用王水溶解滤渣A得到溶液B。②往溶液B中加入草酸还原生成金,过滤后得到粗金粉和滤液C,再用硫酸洗涤粗金粉,得到纯净的金粉。③往滤液C中加入氯化铵生成氯铂酸铵盐沉淀,过滤后煅烧氯铂酸铵盐得到海绵铂。④往滤液A中加入盐酸或氯化钠生成氯化银沉淀,过滤后得到氯化银和滤液D,再用氨水将氯化银溶解得到溶液E,然后往溶液E中加入水合肼还原生成银,过滤后得到银粉。⑤往滤液D中加入锌粉置换出钯,过滤后得到钯粉。
所述硝酸为浓硝酸,其质量浓度为68-70%,温度为65-100℃;所述草酸为草酸固体粉末;所述氯化铵为氯化铵固体粉末;所述硫酸为稀硫酸,其质量浓度为20-30%;所述氨水的质量浓度为25-28%;所述盐酸为稀盐酸,其质量浓度为5-20%;所述氯化钠为氯化钠水溶液,其质量浓度为10-20%,或者为氯化钠固体粉末;所述水合肼为水合肼水溶液,其质量浓度为40-80%,温度为48-55℃。
本发明所述冶炼方法的工艺过程原理:
在步骤(1)熔炼的初期,炉温升至400-650℃,原料煅烧,其中的大量水分蒸发,硒、碲和砷等有害元素烟化由烟尘带走,防止硒、碲和砷等有害元素在炉料表面结膜而造成“死炉”,剩余的炉料继续进行熔炼。
在步骤(1)熔炼的中期,炉温升至1200-1300℃,还原反应和造渣反应发生,炉渣和冰铜形成。炉料中的焦炭、铁粉、碳极和硫磺作为还原剂与金属氧化物、金属盐发生还原反应,主要的反应方程式为
2MeO+C→2Me+CO2↑
2MeO+S→2Me+SO2↑
MeO+Fe→Me+FeO
MeSO4+4Fe→Fe3O4+FeS+Me
式中,Me代表Pb、Ni、Sb等金属元素。
炉料中的碳酸钠、石灰、氧化铁等与二氧化硅反应,生成的多种硅酸盐形成炉渣,主要的反应方程式如下:
Na2CO3→Na2O+CO2↑
Na2O+SiO2→Na2O·SiO2
Na2O+Sb2O3→Na2O·Sb2O3
CaO+SiO2→CaO·SiO2
FeO+SiO2→FeO·SiO2
炉料中硫磺与铜、铁和镍反应,生成的金属硫化物CuS、FeS和NiS互相熔解形成冰铜。
在(1)熔炼的后期,炉温升至1768℃以上,炉料中的贵金属熔化,由于熔融的金属铅是贵金属的良好捕集剂,所以金属铅与铂、金、银、钯等贵金属形成贵铅。因为密度的差异,熔炼后的炉料能较完全地分离为上层炉渣、中层冰铜和下层贵铅。所得炉渣的黏度低、流动性好,且炉渣与贵铅之间由冰铜隔开,因此贵金属在炉渣中的损失少,富集在贵铅中的含量高,技术人员可以准确地定量化验出贵铅中贵金属的含量,以便进行后续的分离过程。所得冰铜中的铜、铁、镍可通过分离工艺被进一步回收。
在步骤(2)氧化精炼的过程中,步骤(1)所得的贵铅经过吹炼收尘,其中铅、锡、钙、铁等元素由烟尘带走,所形成的贵合金主要包括贵金属铂、金、银和钯。
在步骤(3)分离贵金属的过程中,步骤(2)所得的贵合金中的铂和金不溶于硝酸,而其中的银和钯溶于硝酸,因此滤渣A含铂和金,滤液A含银离子和钯离子。王水溶解滤渣A中的铂生成H2PtCl6,溶解金生成HAuCl4。
往溶液B中加入草酸还原生成金的反应方程式为
2HAuCl4+3H2C2O4=2Au↓+8HCl+6CO2↑
往滤液C中加入氯化铵生成氯铂酸铵盐沉淀的反应方程式为
H2PtCl6+2NH4Cl=(NH4)2PtCl6↓+2HCl
煅烧氯铂酸铵盐得到海绵铂的反应方程式为
3(NH4)2PtCl6=3Pt+16HCl↑+2NH4Cl↑+2N2↑
用氨水将氯化银溶解的反应方程式为
AgCl+2NH4OH=Ag(NH3)2Cl+2H2O
往溶液E中加入水合肼还原生成银,反应方程式为
4Ag(NH3)2Cl+N2H4·H2O+3H2O=4Ag↓+N2↑+4NH4Cl+4NH4OH
往滤液D中加入锌粉置换出钯的反应方程式为
Pd2++Zn=Pd+Zn2+
相对于现有冶炼方法,本发明所述的冶炼方法通过合理设计原料的成分及配比,使贵金属在熔炼时就能富集在贵铅中,减少了熔炼前的焙烧和酸浸两道工序。经过投产试验,本发明所述的冶炼方法冶炼每吨铂精矿相比于现有冶炼方法,可节省碳燃料12%、电力15℃、人工0.2个、能源费200元,大大节省了能源成本、试剂成本和人力成本,有效提高生产效益。
以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式,其描述较为具体和详细,但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是,对于本领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明构思的前提下,还可以做出若干变形和改进,这些都属于本发明的保护范围。
Claims (9)
1.一种铂精矿的冶炼方法,包括以下步骤:
(1)熔炼:将原料送入鼓风炉中熔炼,先经过1-2h将炉温升至900-1000℃,再加大风量将炉温升至1768℃以上,将原料熔炼得到贵铅,所述原料按质量百分比包括焦炭3-5%、碳酸钠8-12%、石灰5-8%、萤石3-5%、铁粉5-8%、碳极2-3%、硫磺3-5%、氧化铅8-10%和铅渣30-50%,其余为铂精矿;
(2)氧化精炼:将步骤(1)所得的贵铅氧化精炼,得到贵合金;
(3)分离贵金属:用硝酸溶解步骤(2)所得的贵合金,过滤后得到滤渣A和滤液A,再用王水溶解滤渣A得到溶液B,溶液B经过还原分别得到金和铂,滤液A经过还原分别得到银和钯。
2.根据权利要求1所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:所述铂精矿的铂品位≥100g/t,银品位≥400g/t,金品位≥10g/t,钯品位≥2g/t。
3.根据权利要求1所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:所述铂精矿按质量百分比含铅元素5-8%。
4.根据权利要求1-3任一项所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:在步骤(2)中,将步骤(1)所得的贵铅送入反射炉中进行氧化精炼,炉温为950-1200℃。
5.根据权利要求1-3任一项所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:在步骤(3)中,所述硝酸的质量浓度为68-70%,温度为65-100℃。
6.根据权利要求5所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:在步骤(3)中,往溶液B中加入草酸还原生成金,过滤后得到金粉和滤液C。
7.根据权利要求6所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:在步骤(3)中,往滤液C中加入氯化铵生成氯铂酸铵盐沉淀,过滤后煅烧氯铂酸铵盐得到海绵铂。
8.根据权利要求5所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:在步骤(3)中,往滤液A中加入盐酸或氯化钠生成氯化银沉淀,过滤后得到氯化银和滤液D,再用氨水将氯化银溶解得到溶液E,然后往溶液E中加入水合肼还原生成银,过滤后得到银粉。
9.根据权利要求8所述的铂精矿的冶炼方法,其特征在于:在步骤(3)中,往滤液D中加入锌粉置换出钯,过滤后得到钯粉。
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Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
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Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3920790A (en) * | 1973-08-02 | 1975-11-18 | Swarsab Mining | Separating and purification of platinum group metals and gold |
CN1769504A (zh) * | 2004-11-04 | 2006-05-10 | 日矿金属株式会社 | 从废催化剂回收铂和铼的方法 |
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