铂钯浮选金矿几种工艺的讨论.

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45 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 g·t - 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. 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1∶0. 5 , 熟化温度150 ℃, 时间10h 。预浸酸量1∶0. 8 , 液固比4∶1 , 温度常温, 时间2. 5 h 。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 mol·L - 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 g·t - 1 , 而南非美伦斯基矿产出的高锍中可达到3000 g·t - 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3[7] 。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A

1. 3 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 g·t - 1的Pt 和0. 56 g·t - 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 %。