贵金属的相互分离.doc

/ / 贵金属的相互分离 矿产资源富集提取出的贵金属精矿中，含有全部贵金属，首先必须将它们相互粗分离，再进行金属精炼，产出纯金属。由于贵金属的物理化学性质相似，导致分离过程中总是你中有我，我中有你，深度分离很困难，分离和精炼流程较复杂。目前主要有选择性沉淀和溶剂萃取两类方法。但分离之前，贵金属精矿必须进行溶解。??? （一）贵金属溶解技术??? 贵金属二次资源的再生回收，分离贵金属的溶剂萃取技术及各个贵金属的精炼都在溶液中进行，而贵金属、特别是副铂族金属是化学惰性元素，其有效溶解一直是贵金属冶金中的难题。冶金中使用的主要方法有过氧化钠熔融法、铝热还原法、锍熔铝热还原法等。??? 1．过氧化钠熔融法??? 该法适于处理以副铂族金属为主的高品位精矿，如含（％）：Pt 28.74, Pd 33.43,Rh 3.57, Ru 2.98, Ir 1.36, Au 5.55，Ag 7.70。7个贵金属合计83.33%，其余主要是SiO2和少量贱金属。??? 工艺过程首先用HC1/C12在95℃下浸出精矿5-10h,溶解大部分铂钯金，以铂为例，浸出反应为：????????????????????????????? Pt＋2HC1＋2Cl2====H2PtCl6??? 滤渣与二倍Na2O2在550℃下熔融1-2h，熔块冷却后水浸，向溶液中加入甲酸使溶解的钌酸钠重新还原为钌，过滤出不含贵金属的碱性溶液后，残渣用第一次的浸出液补加盐酸后进行第二次氯气浸出。各段浸出指标及物料成分如表1。 表1 各段浸出指标及物料成分表 项目 Pt Pd Au Rh Ir Ru Ag 第一段HCl/Cl2浸出率/% 98 98 90 39.2 43.7 25.4 ? 第一段浸出渣成分/% 2.44 3.02 2.1 9.13 3.53 8.8 ? 一段加二段总浸出率/% 99.9 99.9 99.9 97.2 97.9 98.1 ? 最终贵金属溶液浓度/（g/t） 25.6 31 4 2.78 1.21 2.42 3.97 最终不溶渣成分/% 0.2 0.02 0.02 1 0.35 0.56 　 ??? 最终不溶渣返回碱熔。该方法的缺点是，二氧化硅碱熔水浸时形成硅胶有时影响过滤。??? 2．铝热还原铁合金化熔炼一浸出??? 过程分为3段，即：①贵金属精矿与金属铝和铁高温熔炼，使精矿中的贵金属与铝、铁合金化；②用酸溶解铝、铁等贱金属，使贵金属从合金固溶体中脱落为高分散活性的金属粉末状态；③最后用HCl/Cl2溶解获得高浓度贵金属溶液。针对不同品位及成分的精矿用不同的熔炼方法和操作条件。??? (1)高品位贵金属精矿的溶解如传统工艺中的贵铅经硝酸溶解铅银后产出的、以副铂族金属为主的精矿，典型成分为（%）：Pt 5.5、Pd 3.8、Au 0.8、Rh 9.8、Ru 17.1,Ir 2.9, Os 1.9, Ag 1.4,贵金属合计）40％，此外还含Cu, Fe, Ni, Pb,合计约35％。该精矿用王水直接溶解、高温氢还原后王水溶解、铝热熔炼后王水溶解等方法处理时，贵金属的溶解效率不高。但经铝熔活化处理后，全部贵金属溶解率都很高。工艺过程为：精矿与等质量的铝在1000℃以上、惰性气氛中直接熔炼为铝合金，铝合金用4mol几盐酸溶解脱除贱金属，最后用强酸氧化溶解贵金属。各种不同方法溶解贵金属的效率比较如表2。 表2 各种不同方法溶解贵金属的效率比较 项目 Pt Pd Au Ru Rh Ir Os 王水90℃直接溶解5h 89.3 76.2 92.9 2 8.5 2.5 2 HCl/Cl280℃溶解5h 86.3 74.5 90.2 2.5 7.6 2 2.1 900℃氢还原1h，王水90℃溶解5h 96.3 97.4 98.5 4.5 14.6 8.3 5 铝熔-浸贱金属-王水90℃溶解2h 99.5 99.2 99.6 98 98.5 98.3 97.6 铝熔浸贱金属-HCl/Cl280℃溶解1h 99.1 99.8 99.8 97.1 98.9 97.4 98.6 ??? (2)中等品位贵金属精矿的溶解如高锍加压浸出产出的粗精矿，含贵金属和贱金属各约30%，直接用铝热熔 炼为合金，酸溶贱金属后用2mol/L HCl/Cl2浸出贵金属，浸出率（%）分别为Pt 99.6、Pd 99.4、Rh87.8、Ru 96.9、Ir 97。??? (3)低品位贵金属精矿的溶解该法用于处理含贵金属20%的粗精矿，精矿中还含FeO约14%、SiO2约16%及其他贱金属。首先将精矿和炭粉、石灰混合制粒，800℃还原焙烧，焙砂和铁屑在电炉中1600℃熔炼为铁合金，分离炉渣后按铝：贵金属=0.4:1向熔体中加入铝屑产出铝铁合金。产出的炉渣量大，夹带的贵金属量可达2%