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1、铂钯浮选精矿几种处理工艺的讨论 余彬 20071350 摘要: 云南金宝山铂矿是我国目前发现的第一个具有工业开采价值的原生铂矿。已公开的处理其浮选精矿的冶炼工艺包括: 微波加热或硫酸熟化预处理后湿法提取铂钯; 火法造锍熔炼富集后再湿法处理高镍锍或低镍锍; 直接加压氧化酸浸后加压氰化浸出铂钯。本文针对上述几种工艺以云南金宝山矿进行比较讨论。关键词: 浮选精矿; 铂族金属; 湿法冶金; 火法冶金我国铂族金属矿产资源稀少, 已探明的金属储量仅300 多t 。甘肃省金川硫化铜镍矿中的伴生铂矿占总资源量的60 %以上，云南的铂族金属矿产资源居全国第二位,其中大理地区的金宝山矿已探明可供开采的铂钯储量为4
2、5 t , A +B + C + D 级储量为82 t , 占云南省已探明总储量的67 % , 是我国目前发现的第一个具有工业开采价值的原生铂钯矿。金宝山矿中铂加钯平均品位为1. 4555 gt - 1 , 矿物种类繁多, 嵌布粒度极细。铜、镍平均品位分别为0. 14 %和0. 22 % , 均在工业开采的边界品位以下, 而影响火法熔炼温度的MgO 含量却高达27 %29 %。原矿的物相分析表明, 主要矿物的相对含量为: 黄铜矿0. 38 % , 紫硫镍矿0. 36 % , 镍黄铁矿0. 02 % , 黄铁矿0. 71 % , 磁铁矿10. 73 % , 铬铁矿0. 94 % , 而橄榄石、蛇
3、纹石等脉石成分高达87. 51 % 。由于铂族金属是我国急需的重要战略资源, 有关部门及冶金界对金宝山铂钯矿的开发利用研究十分重视。1997 年9 月,“云南金宝山低品位铂钯矿资源综合利用”项目被批准列入“九五”国家重点科技攻关项目计划。1998 年底, 承担选矿研究任务的广州有色金属研究院首先取得了突破性进展, 研究成功的浮选工艺可使铂、钯、铜、镍的回收率分别达到( %) : 77. 35 , 76. 93 , 88. 13 和57.14 。按该流程, 用25 t 原矿进行了连续扩大试验, 产出的浮选精矿提供各有关单位在研究冶炼工艺时使用。各单位所用浮选精矿物料的组分分析值略有差异,浮选精矿
4、组分化学分析结果 列于表1 。表1 金宝山矿连续浮选获得的金矿主要成分1 处理金宝山浮选精矿的几种工艺流程1. 1 微波加热或硫酸熟化预处理后的湿法提取铂钯工艺马宠等最早简要地报道了将金宝山精矿经微波辐射预处理10 min 后进行湿法提取有金属的研究结果, 其原则流程见图1 。图1微波预处理的湿法提取工艺流程微波预处理使用的微波频率为2450 MHz。实验在功率为1. 5 kW 的微波马弗炉中进行。研究报告没有给出两级浸出反应的具体条件及浸出液组分, 仅笼统地指出Cu , Ni , Pt , Pd 的最终浸出率可分别达到( %) : 98. 89 , 97. 21 , 87. 95 和95.
5、43 。该文认为微波预处理与传统焙烧工艺相比可大幅度降低能耗, 作业时间短, 可避免有害气体污染, 流程简单, 建设规模可大可小。虽然微波处理具有“快速加热、内外一致加热和选择性加热的特性,使矿物晶粒间产生热应力, 导致晶间缝扩展变宽,从而达到破坏矿物晶体结构, 改变矿物物相和元素价态, 打开包裹体的目的”, 但进行微波加热预处理该精矿的试验结果表明效果并不好, 于是把图1 中的微波预处理改为硫酸熟化后硫酸预浸。通过正交试验获得预处理的最佳条件是: 熟化后硫酸用量(矿酸) 为10. 5 , 熟化温度150 , 时间10h 。预浸酸量10. 8 , 液固比41 , 温度常温, 时间2. 5 h
6、。预浸可使铜、镍、钴的浸出率分别达到99.55 % , 98. 74 %和92. 17 %。二级氧化酸浸使用酸度为2. 9 molL - 1 , 氧化剂用量50 % , 温度95 , 时间2. 5 h , 据称铂钯浸出率分别为89. 93 %和89. 26 %。此文没有给出一次酸浸液中Fe , Mg 的浓度、二级氧化酸浸渣的组成分以及Pt 和Pd 浸出液中其他贱金属的含量, 从而也就难于了解精矿试料主成分FeS 和MgO 走向。1. 2 火法造锍熔炼捕集贵金属的工艺目前国内外所有知名的铂族金属生产厂都无一例外地使用火法造锍熔炼捕集贵金属到铜镍铁锍中。此步操作可将占精矿量约70 %的全部硅酸盐脉
7、石和大量硫化铁以熔渣形式排出。铜镍铁锍经氧化吹炼获得铜镍高锍。高锍中的铂族金属品位因各厂家所用浮选精矿不同而差异很大。我国金川的铜镍高锍中铂族金属品位仅约20 gt - 1 , 而南非美伦斯基矿产出的高锍中可达到3000 gt - 1 。对高锍的处理技术国内外各厂家采用了不同的湿法浸出工艺,目的都是分离其中的铜镍贱金属, 使浸出渣中的铂族金属品位进一步提高。如南非英帕拉( Impala) 公司将高锍细磨后采用三段加压浸出, 最后获得铂族金属加金品位 45 %的贵金属精矿。吕斯腾堡公司将高锍经磨2磁2浮分离出铜镍合金, 再经加压酸浸获得铂族金属加金品位约60 %的贵金属精矿。金川的高锍因贵金属品
8、位太低, 磨磁浮产出的铜镍合金需进行二次硫化熔炼, 并进行二次磨磁浮分离, 获得的二次铜镍合金经盐酸氯气浸出和脱硫后才得到贵金属精矿, 而且贵金属品位仅达到13. 87 %6 。金宝山课题组基本上承袭了传统火法熔炼的技术路线, 研究提出了两个工艺流程, 见图2 和37 。对于图2 和3 的流程A 和B , 从浮选精矿到电炉熔炼铜镍铁低锍两者完全一致, 主要不同点在于流程B 不采用氧气吹炼高锍的工序。文献 7 认为流程B 中一段浸出液冷却结晶的产品硫酸亚铁中会夹带20 % Ni , Co , 如进一步处理硫酸亚铁则工艺更趋复杂, 因此倾向于采用流程A。 图2：浮选精矿火法熔炼工艺流程A1. 3
9、加压氧化酸浸预处理后进行加压氰化的全湿法新工艺文献 8 , 9 专门讨论了“浮选精矿直接湿法冶金的问题”, 否定了直接用湿法冶金提取铂族金属的可能性。铂族金属与氰化物虽然都能形成稳定的氰配阴离子, 如Pt (CN) 42 - , Pd (CN) 42 - 离子, 但在常温下常压下,氰化物溶液很难浸蚀金属态的铂族金属。20 世纪90 年代初, Bruckard 等10 报道了用提高温度氰化浸出汞齐化处理后的金矿尾渣。该金矿为含高品位Au 的氧化矿。原矿中还含有0. 21 gt - 1的Pt 和0. 56 gt - 1的Pd。他们的研究结果表明, 在80 氮气氛下用NaCN 溶液浸出汞齐化金矿尾渣
10、6 h , Pt 的浸出率为75. 4 % , Pd 为87. 6 % ,若温度提高到100 , 在空气气氛下, 浸出率可提高到Pt 78. 9 % , Pd 91. 9 %。图3：浮选精矿火法熔炼工艺流程B2000 年作者研究用加压氰化法直接处理金宝山浮选精矿, 在空气气氛下恒定总压为2. 0 MPa ,反应温度160 , 恒温搅拌1 h 后, Pt 的浸出率仅2718 % , Pd 63. 51 %。即使对浮选精矿预先进行充分洗涤或湿磨, 也不能明显提高Pt 和Pd 的氰化浸出率。但在对预处理方法进行深入研究后发现, 若像处理难处理金矿那样, 在酸性介质中对浮选精矿进行充分地氧化浸出, 然
11、后再进行加压氰化, 按氰化渣计算则Pt 的浸出率 95 % , Pd 的浸出率99 %11 。我们提出的加压氰化全湿法新工艺流程见图4 。按图4 流程用50 L 容积高压釜进行过多次投料批量5 kg的扩大试验,其中连续三批的加压氧化酸浸结果列入表2 ; 对应的Pt , Pd 浸出率按氰化渣计算的结果列入表3 ; 从Cu 置换渣溶解液和Zn置换渣溶解液计算的Pt , Pd 回收率列入表4 。有关全湿法新工艺更详细的研究结果可参见文献 3 ,12 ,13 。图4：浮选精矿全湿法处理新工艺流程表2 加压氧化酸浸贱金属的浸出效果 表3 两段加压氰化的铂、钯浸出回收效果（按氰化渣品味计算） 2 对几种处
12、理金宝山浮选精矿工艺流程的讨论比较2. 1 微波加热或硫酸熟化后湿法处理工艺浮选精矿经微波辐射10 min 预处理的效果,文献 5 已通过验证试验作了否定, 至于用硫酸“熟化”10 h 后进行常温预浸的工艺, 本文认为存在以下主要问题: (1) 浮选精矿中18. 32 %的Fe , 14.15 %的S , 19. 3 % MgO 以及约5 %的CaO 与Al2O3将与硫酸反应, 在150 下将有大量的SO2 , H2S等有害气体产生, 污染严重; ( 2) 常温预浸液中Fe2 + , Mg2 + , Ca2 + 浓度未作报道, 虽然Cu , Ni , Co的浸出率尚好, 但难于分离提取; (3
13、) 二级氧化酸浸要求浸出Pt , Pd , 将消耗大量的氧化剂, 使工艺成本增高; (4) 氧化酸浸的Pt , Pd 浸出率偏低, 由于溶液成分复杂, Pt , Pd 浓度很低, 贵金属富集物很难满足精炼要求。总之, 从经济成本、环境保护、操作条件和技术指标来看, 上述工艺都存在大量问题。2. 2 火法造锍熔炼工艺尽管目前国内外铂族金属生产厂家都在使用造锍熔炼捕集铂族金属, 但作者认为对于金宝山浮选精矿物料, 它并不是一种合理的工艺流程。理由如下: (1) 粒度很细和含水量高的浮选精矿要经过烘干、烧结才能送进电炉, 而熔炼出的低锍或高锍又要经过破碎和磨细后才能进入湿法浸出处理; (2)由于精矿
14、中MgO 含量高达19 % , 图2 和3 工艺流程中的电炉熔炼必需加入Fe 渣, 以配制适宜的SiO22MgO2CaO2FeO 系渣型, 熔炼温度还高达135014 , 而且小规模熔炼产生的低浓度SO2 烟气很难治理; (3) 图2 流程靠氧气吹炼除Fe 的效果有限, 残留的Fe 尚需P204 萃除; 图3 流程靠冷却结晶除硫酸亚铁, 晶体中将吸留20 %的Ni , Co , 而结晶母液中仍含有相当数量的Fe ; (4) 这两个流程获得的贵金属富集物中, 铂族金属的品位 99 % , 反应产生的硫酸被MgO , CaO 等碱性脉石成分中和, 使浸出液酸度可低到pH = 2 , 大量的Fe3
15、+ 离子则在高温下水解入渣, 对Cu , Ni , Co 的分离十分有利;(2) 加压氧化酸浸的渣率为50 % , 渣料粒度变细,贵金属矿粒的包裹被打开, 有利于后续对贵金属的浸出; (3) 两次加压氰化过程使渣率最终降到20 % ,表明被SiO2 包裹的贵金属矿粒也被裸露, 致使Pt的浸出率 95 % , Pd 的浸出率 99 %; (4) 用置换法从加压氧化酸浸液中及氰化液中回收贵金属。置换渣为品位很高的贵金属富集物, Cu 置换渣中Pt ,Pd 品位约40 % , 杂质主要是机械脱落带入的铜。Zn 置换渣中Pt , Pd 及其他贵金属品位达70 %90 % , 对后续的贵金属精炼分离十分有利。从表4数据看出, 从两种渣获得的Pt 的平均回收率94 % , Pd 回收率99 % , 如此高的扩大试验技术指标充分体现了新工艺的先进性。3 结语简要讨论处理低品位铂矿浮
