一种从羰化尾料中富集贵金属的方法

技术领域

本发明涉及金属分离提纯技术领域，具体涉及一种从羰化尾料中富集贵金属的方法。

背景技术

硫化镍伴生铂族金属矿冶炼过程中，镍矿原料经过闪速熔炼形成低冰镍，低冰镍经过吹炼产出高冰镍，再经过缓冷结晶、磨矿分选后，产出一次镍、铜精矿和一次合金，一次合金与热滤渣在合金硫化炉进行硫化处理，缓冷结晶，再经磨矿分选，产出二次镍精矿、二次铜精矿以及二次合金，在以上过程中每经过一次缓冷结晶，铂族金属70%左右进入合金相，最后进入二次合金的铂族金属不到原料带入量的50%，导致铂族金属直收率较低。因此，经过多年攻关，形成了羰化生产工艺，即一次合金水淬成水淬合金，进入羰基镍生产系统。水淬合金在羰化反应条件下，镍和铁生成气态羰化物被分离，并用于制备高纯镍、铁，合金中的贵金属不发生羰化反应，几乎全部富集在羰化尾料中。羰化提取镍、铁后的固体残渣，即羰化尾料，羰化尾料中铜含量为60~65%，硫含量为16~18%，镍含量约为8~15%，加上在羰化合成羰基镍、铁的过程中，原有的镍铜合金晶格被打破，导致贵金属活性增强，采用湿法浸出工艺分离贱金属过程中，贵金属损失大，因此需开发新技术，以适应新的物料。

发明内容

本发明针对上述背景技术中存在的问题，提出了一种从羰化合金中富集贵金属的方法，该方法具备工艺简单、流程短、贵金属收率高的优势。

本发明采用如下技术方案：

一种从羰化尾料中富集贵金属的方法，包括以下步骤：

步骤a：将羰化尾料与焦炭、碳酸钠混合均匀后，置于马弗炉中，加热至1150~1250℃熔化，待物料熔化完全后，静置1~2h，进行熔炼还原；焦炭的加入量为羰化尾料加入量的0.5%~1%，碳酸钠的加入量为羰化尾料加入量的1%~2%；

步骤b：将步骤a得到的熔体在马弗炉中进行72h缓冷结晶，得粗铜合金；

步骤c：使用雷蒙磨粉机将缓冷结晶后的粗铜合金经磨矿、筛分，得到的粗铜合金粒度为180~200目；

步骤d：将粗铜合金加入2.5~3.5mol/L的盐酸中，控制液固比为5~6:1，加热至80~90℃后，通入氯气进行控电氯化浸出；将矿浆电位提升至395~405mv后，关闭氯气，继续升温至90~95℃，恒温2~3h，进行恒电位浸出；反应结束后，加入明胶继续反应30min，进行过滤，得到浸出渣和浸出液，浸出液付铜盐分厂生产硫酸铜并分离回收金属镍，浸出渣交下一步骤处理；

步骤e：将步骤d得到的浸出渣加水进行浆化，控制液固比为6~7:1，加入片碱，调节pH为8~9后，加入占浸出渣中硫质量4.5~5倍的无水亚硫酸钠，加热至沸腾状态，并保持20~35min后，停止加热，恒温至90~95℃，加入占浸出渣质量0.2~0.3%的铜粉继续反应20~40min，反应结束后过滤，得到脱硫渣和脱硫液；脱硫渣交下一步骤处理，脱硫液外售生产大苏打；

步骤f：将步骤e得到的脱硫渣加入2~2.5mol/L的盐酸中，控制液固比为3~4:1，加热至80~90℃后，通入氯气进行二次控电氯化浸出；将矿浆电位提升至380~385mv后，保持该电位继续浸出6~12h，反应结束后，加入明胶继续反应30min，进行过滤，得到精矿和二次浸出液，精矿交贵金属提纯工序分离提取贵金属，二次浸出液可回用至控电氯化。

本发明的回收原理：利用羰基法处理一次合金，Cu-Ni合金在高温、高压的羰化条件下，使Ni从Cu-Ni合金中脱离逸出后产生Ni(CO)

与现有技术相比，本发明的有益效果为：

本发明方法可以将羰化尾料中的有价金属镍、铜进行高效浸出和回收，同时对贵金属进行富集，产出的富含铜、镍金属的浸出液可以作为提取镍、铜的原料，浸出渣富集铂族金属后交铂族金属生产线提炼铂族金属。通过火法熔炼后，将羰化尾料的晶格进行重构，大大降低了贵金属的活性，提高了处理过程中贵金属的收率，可将羰化合金中的镍、铜浸出率达到99%以上，渣率为2~3%，贵金属富集30倍以上，有利于后续铂族金属的精炼与提纯。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图

具体实施方式

所用原料羰化尾料如下表1所示：

表1 羰化尾料中元素含量（单位：贵金属g/t，其它%）

将羰化尾料与质量比分别为0.5%~1%的焦炭、1%~2%碳酸钠混合均匀后，置于马弗炉中，加热至1150~1250℃熔化，待物料熔化完全后，静置1~2h，进行熔炼还原；将得到的熔体在马弗炉中进行72h缓冷结晶，得粗铜合金；使用雷蒙磨粉机将缓冷结晶后的粗铜合金经磨矿、筛分，得到的粗铜合金粒度为180~200目，粗铜合金产率为93%，无熔炼渣产出，金、铂、钯、镍、铜本阶段几乎无损失，重量损失的基本为硫，约占总硫量的15%。粗铜合金成分见下表2：

表2 粗铜合金中元素含量（单位：贵金属g/t，其它%）

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实施例1

将磨好的粗铜合金加入2.5mol/L的盐酸中，控制液固比为5:1，加热至80℃后，通入氯气进行控电氯化浸出。将矿浆电位提升至395mv后，关闭氯气，继续升温至90℃，恒温2h，进行恒电位浸出。反应结束后，加入明胶继续反应30min，进行过滤，得到浸出渣；将浸出渣进行浆化，控制液固比为6:1，加入片碱，调节pH为8后，加入占浸出渣中硫质量4.5倍的无水亚硫酸钠，加热至沸腾状态，并保持20min后，停止加热，恒温至90℃，加入占浸出渣质量0.2%的铜粉继续反应20min，反应结束后过滤，得到脱硫渣；将脱硫渣加入2mol/L的盐酸中，控制液固比为3:1，加热至80℃后，通入氯气进行二次控电氯化浸出，将矿浆电位提升至380mv后，保持该电位继续浸出6h，反应结束后，加入明胶继续反应30min，进行过滤，得到贵金属精矿。具体结果如表3所示：

表3 实施例1实验结果分析（固：%、g/t，液：g/L）

实施例2

将磨好的粗铜合金加入3.5mol/L的盐酸中，控制液固比为6:1，加热至90℃后，通入氯气进行控电氯化浸出。将矿浆电位提升至405mv后，关闭氯气，继续升温至95℃，恒温3h，进行恒电位浸出。反应结束后，加入明胶继续反应30min，进行过滤，得到浸出渣；将浸出渣进行浆化，控制液固比为7:1，加入片碱，调节pH为9后，加入占浸出渣中硫含量5倍的无水亚硫酸钠，加热至沸腾状态，并保持35min后，停止加热，恒温至95℃，加入占浸出渣质量0.3%的铜粉继续反应40min，反应结束后过滤，得到脱硫渣；将脱硫渣加入2.5mol/L的盐酸中，控制液固比为4:1，加热至90℃后，通入氯气进行二次控电氯化浸出，将矿浆电位提升至385mv后，保持该电位继续浸出12h，反应结束后，加入明胶继续反应30min，进行过滤，得到贵金属精矿。具体结果如表4所示：

表4 实施例2实验结果分析（固：%、g/t，液：g/L）

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