铂族金属综合回收工艺

(1)一般采用重选或浮选，或重选—浮选联合流程处理。氧化矿石一般经破碎磨矿后用重选法得高品位铂精矿。氧化和硫化混合型矿石常采用重选一浮选流程处理。单一硫化型铂矿石适于用浮选工艺选收。

(2)铂族金属的提取从砂铂矿的重选精矿中提取铂族金属最有效的方法是混汞法。为促进混汞可加入锌片，混汞产物用硫酸或盐酸处理，便可获得含铂族金属近50%的粗铂产品。

脉铂矿的精矿需熔炼成高锍，然后提取伴生的铜镍，再将含铂族金属的富集物精炼分离和提纯。从铜镍硫化矿中产出的含铂族金属的铜镍精矿，铂族金属的含量低，铜镍精矿用电炉熔炼并经转炉吹炼后得到高铂。高铂经磨矿浮选选出硫化铜和硫化镍。铂族金属富集于镍铁合金中，镍铁合金用磁选法回收，获得富含铂族金属的镍铁合金再熔炼、分离和提纯。

(3)铂族金属的分离和提纯铂族金属的分离和提纯工艺流程因原料成分、含量的不同而异。将处理高冰镍磁选所得合金铸成阳极电解时，铂放金属即进人阳极泥，阳极泥经酸处理后，得到铂族全属精矿。

将用各种选别工艺得到的铂族金属精矿以及镍、铜等电解精炼得到的阳极泥用王水溶解，钯、铂、金均进入溶液。用盐酸处理以破坏亚硝酞化合物(赶硝)，然后加硫酸亚铁沉淀出金。加氯化铵，铂呈氯铂酸铵(NH4)2PtCl6沉淀，锻烧氯铂酸铵可得含铂99.5%以上的海绵铂。分离铂后的滤液，加人过量的氢氧化铵再用盐酸酸化，沉淀出二氯二氨络亚把Pd (NH3)2Cl2形式的钯，再在氢气中加热煅烧可得纯度达99.7%以上的海绵钯。

经上述王水处理后的不溶物与碳酸钠、硼砂、PbO密陀僧和焦炭共熔，得贵铅。用灰吹法除去大部分铅，再用硝酸溶解银和残留的铅，铑、铱、钌、锇富集于残渣中。将此残渣与硫酸氢钠熔融，铑转化为可溶性硫酸盐，用水浸出，加氢氧化钠沉淀氢氧化铑，再用盐酸溶解，得氯铑酸。溶液提纯后，加人氯化铵，浓缩，结晶出氯铑酸铵(NH4)3RhCl6。在氢气中煅烧，可得海绵铑。

在硫酸氢钠熔融时，铱、锇、钌不反应，仍留于水浸残渣中，将残渣与过氧化钠和苛性钠一起熔融，用水浸出;向浸出液中通人氯气并蒸馏，并用碱液吸收得锇酸钠。在吸收液中加氯化铵，则锇以铵盐形式沉淀，在氢气中缎烧，可得锇粉。在蒸出锇的残液中加氯化铵，可得钉的铵盐，再在氢气中煅烧，可得钌粉。

浸出钌和锇后的残渣主要为氧化铱IrO2，用王水溶解，加氯化铵沉出粗氯铱酸铵(NH4)2lrCl6，经精制在氢气中煅烧，可得铱粉。

将铂族金属粉末用粉末冶金方法或通过高频感应电炉熔化可制得金属锭。

近年来，用溶剂萃取法分离提纯铂族金属的工艺得到应用，常用的萃取剂有磷酸三丁酯(TBP)、三烷基氧膦(TRPO)、二丁基卡必醇(DBC)、烷基亚砜等。

制取高纯铂族金属，一般将金属溶解后，经反复提纯。精制方法有载体氧化水解、离子交换、溶剂萃取和重复沉淀等，然后再以铁盐沉出，经煅烧可得相应的高纯金属。

(4)铂族金属矿产资源的综合利用实例

下部是蚀变的纯橄揽岩、蛇纹岩和坚硬的沉积岩层，含矿砂砾厚0.6-1.8m。使用尤巴(Yuba)采砂船开采，挖掘深度可达到水面以下15-。采砂船有94个挖掘斗，每斗容量为225 L，以每分钟31个斗的速度运转。每年(5-11月)大约开采106m3矿砂，可生产466kg粗铂。

粗选在采砂船上完成。物料由挖掘机铲斗倒人主漏斗，再给人直径2.3m、长11 m的旋转圆筒洗矿筛筛孔直径9.5-16mm。+10mm物料作为尾矿废弃.筛下物料给人双层溜槽(1.06m x 6.3m)选别，溜槽尾矿进人6台跳汰机(双室1.06mx 1.06 m)再选，跳汰尾矿丢弃，溜槽和跳汰粗精矿送岸上精选。采砂船产出的粗精矿含粗铂、部分金以及相当数量的磁铁矿、铬铁矿、钛铁矿等。船产粗精矿先经4台2.4 m的威尔弗里(Wilfley)摇床选别，摇床精矿经磁选，除去磁性矿物，非磁性产物再经风力选矿除去密度小的脉石矿物，获得最终铂精矿。铂精矿含铂族金属达90%，其中铱的含量在4%-33%的范围内波动。铂精矿再送约翰逊一马特(John-Son Mattey)公司处理。

2)脉铂矿的选矿。南非吕斯腾堡(Rusrenburg)铂矿公司的脉铂矿采用重选和浮选联合流程处理。该脉铂矿有氧化矿和硫化矿两种矿石，氧化矿石含铂族金属7-15 g/t，回收率在65%-85%之间;从硫化矿石中回收的铂族金属回收率为87%。脉铂矿选矿流程：原矿经一段磨矿后直接给人单槽浮选机，采取这一措施的目的是在磨矿回路中尽快地回收易于解离的粗粒硫化物，单槽浮选作业的粗精矿经摇床精选得高品位精矿。二段磨矿的旋流器溢流(-0.075 mm占30%-60%)进入浮选流程，浮选流程结构为一次粗选、二次扫选、中矿再选。浮选药剂：硫酸铜、黄药、甲酚酸、羟甲基纤维素等。

技术指标：浮选精矿产率4%--5%，铂族金属品位66 g/t，回收率82% -87%。

浮选铜镍混合精矿在巴特纳(Biittner)加热干燥炉中干燥，使水分从21%减少到7%。干燥精矿磨成粉不添加粘结剂，置于直径3m的制粒盘造球产出直径巧mm、含水10%的球团矿，然后在旋转干操器中燥至水分小于2%。球团矿的熔炼用18.5 MW的电炉。炉料由76%的球团矿、22%的石灰及2%的回炉料组成。电炉每月处理精矿12 500t。炉渣连续水悴，在球磨与旋流器组成的回路中磨到60%-0.075mm，俘选回收其中的有价金属。电炉产出的锍(冰铜)进人3mX6 m的皮尔斯- 史密斯转炉中吹炼，高锍经过缓冷、磨浮、磁选，得到磁性铜镍合金，再经过加压酸浸，产出含铂族金属60%(包括金)的产品。

3)铜镍硫化矿中铂族金属的回收。金川有色金属公司有两座镍选矿厂，一选厂于1965年投产，现生产规模为1600t/d，处理一矿区富矿石;二选厂于1967年投产，生产规模为6000 t/d，处理一矿区贫矿声1983年二矿区富矿体出矿，二选厂改扩建后开始处理二矿区富矿石，现生产规模为9000 t/d。此外，在冶炼厂区拥有一座生产规模为210t/d的高锍磨浮选矿厂。

金川镍矿属于岩浆熔离型矿床，共有4个矿区。其中二矿区金属储量占全矿区地质储量76%，一矿区占总储量的16%。一、二选矿厂的选矿流程均为单一浮选流程。通过选矿，铂族金属富集于铜镍混合精矿中。铜镍混合精矿经熔炼得高冰镍，在高冰镍中含有的铂族金属及金、银绝大部分存在于合金中，然后再进一步从合金中分离出单一的铂族金属。

4)从浸出渣中回收铂族金属。金川铜镍矿选矿新工艺流程研究中产出的含镍磁黄铁矿精矿。经氧压浸出提取镍、铜、镁后，浸出渣中含铂族金属及金、银和少量残留的镍、铜。采用浮选方法回收这些稀贵金属是可行的。选冶新工艺流程的扩大试验，取得了良好的成绩。稀贵金属、硫化物、元素硫及铁得到了综合回收。

①浸出渣的性质。浸出原料为含镍铜磁黄铁矿精矿，粒度82.3%-0.053mm。浸出过程中贵金属及少量铜镍呈微细粒沉淀物(次生状态)和浸出残余的硫化物(原生状态)存在于大量铁氧化物中。由于在酸和表面活性剂溶液中经过氧压浸出的物理化学过程，渣的性质很复杂。浸出渣的主要成分是铁的氧化物、未分解的金属硫化物、元素硫、二氧化硅及少量的硫酸盐。

②选矿工艺。原渣温水洗涤，排除可溶性盐及硫酸根，以减少对浮选过程的干扰及药剂消耗量;为改变氧压浸出过程中被污染的硫化物表面性质，添加适宜的调整剂来提高浮游活性;加人分散剂分散细泥，再使用絮凝剂大量的氧化铁絮凝成团，净化浆液，以利于浮选药剂与铂族金属、贵金属及硫化物之间的相互作用。