低品位鉑鈀精礦的富氧壓浸出

劉志強(qiáng)，王 伍，曹洪楊，周向前，張魁芳，邱顯揚(yáng)

（1. 廣州有色金屬研究院 稀有金屬研究所，廣州 510650；2. 中南大學(xué) 冶金與環(huán)境學(xué)院，長沙 410083；3. 廣東省稀土開發(fā)及應(yīng)用重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，廣州 510650）

低品位鉑鈀精礦的富氧壓浸出

劉志強(qiáng)1， 2， 3，王 伍2，曹洪楊1， 3，周向前1，張魁芳1， 3，邱顯揚(yáng)1， 3

（1. 廣州有色金屬研究院 稀有金屬研究所，廣州 510650；
2. 中南大學(xué) 冶金與環(huán)境學(xué)院，長沙 410083；
3. 廣東省稀土開發(fā)及應(yīng)用重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，廣州 510650）

對高鎂低品位復(fù)雜鉑鈀精礦進(jìn)行工藝礦物學(xué)分析，提出采用硫酸氧壓浸出工藝對該精礦中的賤金屬銅、鎳、鐵選擇性浸出分離并富集鉑鈀的處理工藝。考察磨礦粒度、反應(yīng)溫度、時(shí)間、初始硫酸濃度、氧壓、攪拌速度、木質(zhì)素磺酸鈣用量、液固比對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，確定最佳工藝參數(shù)。實(shí)驗(yàn)結(jié)果表明：當(dāng)精礦粒度小于43 μm占有率為93%、時(shí)間3 h、浸出溫度150 ℃、初始硫酸濃度2 mol/L、氧分壓0.7 MPa、攪拌速度400 r/min、添加劑木質(zhì)素磺酸鈣用量0.6 g、液固比5：1的最佳工藝條件下，銅浸出率達(dá)99.27%、鎳浸出率達(dá)98.04%、渣率為37%左右，鉑鈀幾乎不被浸出，鉑和鈀在浸出渣中富集近3倍。

鉑；鈀；浮選精礦；氧壓浸出

鉑族金屬是一類具有戰(zhàn)略地位的工業(yè)金屬，由于其特殊的物理化學(xué)性質(zhì)，鉑族金屬在現(xiàn)代工業(yè)、國防和科技發(fā)展中具有關(guān)鍵的作用，被譽(yù)為現(xiàn)代工業(yè)維他命［1］。目前，國內(nèi)外針對鉑鈀精礦的常用處理方法可分為濕法和火法工藝兩種，主要方法有常壓無機(jī)酸浸出、微波加熱或硫酸熟化浸出［2-7］、氯化浸出、火法造锍熔煉工藝［7-14］、加壓氧化酸浸-加壓氰化的全濕法新工藝［14-25］等。

云南金寶山鉑鈀礦是我國目前發(fā)現(xiàn)的第一個(gè)具有工業(yè)開采價(jià)值的原生鉑鈀礦，該礦中鉑鈀品位低，礦物種類繁多，嵌布粒度極細(xì)。從20世紀(jì)90年代開始，國家多次把“金寶山鉑鈀礦的開發(fā)利用”列入國家科技攻關(guān)項(xiàng)目計(jì)劃，先后通過選礦得到了鉑鈀品位 50g/t的鉑鈀精礦，并進(jìn)行了冶金提取鉑鈀研究，取得了較大進(jìn)展，但該礦一直未能開發(fā)利用，處于呆滯狀態(tài)。其主要原因?yàn)椋恒K鈀品位為 50g/t的鉑鈀精礦中含有少量銅、鎳、鐵的硫化物，硫含量低（質(zhì)量分?jǐn)?shù)約14%），同時(shí)鎂含量較高。對于該類低品位鉑鈀精礦，若采用鉑鈀精礦常用的處理方法進(jìn)行處理主要存在以下技術(shù)缺陷：1） 濕法直接浸出鉑鈀工藝。需要消耗大量氧化劑，并且浸出液中的鉑鈀濃度低，其他元素濃度高，回收難度大，成本高；2） 火法造锍熔煉工藝。由于精礦中含有大量鎂礦物，硫化物含量低，熔煉時(shí)爐渣黏度高，同時(shí)回收工序繁多，導(dǎo)致鉑鈀綜合回收率低［25］。因此，開發(fā)出高鎂低品位復(fù)雜鉑鈀精礦的高效處理工藝對資源有效利用具有重要意義。

本文作者在高鎂低品位復(fù)雜鉑鈀精礦工藝礦物學(xué)分析的基礎(chǔ)上結(jié)合物相特點(diǎn)，提出適合該類低品位鉑鈀精礦的資源化利用方法：擬通過富氧浸出實(shí)驗(yàn)，將銅、鎳、鐵選擇性浸出，而鉑、鈀貴金屬保留在浸出渣中；不僅可以回收銅、鎳資源，同時(shí)將銅鎳鐵與鉑鈀貴金屬的分離并進(jìn)一步富集鉑鈀貴金屬，為后續(xù)提取鉑鈀創(chuàng)造了有利條件。

1 實(shí)驗(yàn)

1.1 實(shí)驗(yàn)原料及試劑

試驗(yàn)原料為某鉑鈀硫化礦經(jīng)浮選富集獲得的低品位鉑鈀浮選精礦。其主成分分析結(jié)果列于表 1。經(jīng)水篩測得該精礦的粒度小于 43 μm的占 57.55%（質(zhì)量分?jǐn)?shù)）。

實(shí)驗(yàn)所用硫酸為分析純，純度為 96%～98%（質(zhì)量分?jǐn)?shù)）。氧氣、木質(zhì)素磺酸鈣為工業(yè)級。

表1 鉑鈀精礦化學(xué)成分Table 1 Chemical composition of Pt-Pd flotation concentrates （mass fraction， %）

1.2 試驗(yàn)設(shè)備

實(shí)驗(yàn)所用加壓設(shè)備為鈦質(zhì) TZPCF2-10型高壓反應(yīng)釜（煙臺(tái)市招遠(yuǎn)松嶺儀器設(shè)備有限公司生產(chǎn)），容積為2 L，GSH-215/2.0磁力驅(qū)動(dòng)反應(yīng)釜（山東威海化工機(jī)械有限公司生產(chǎn)），容積215 L。

1.3 實(shí)驗(yàn)方法

稱取一定量的鉑鈀浮選精礦放入高壓反應(yīng)釜內(nèi)，按設(shè)定的液固比加入設(shè)定濃度的硫酸溶液，并加入木質(zhì)素磺酸鈣、裝釜密封、程序升溫至設(shè)定溫度。到達(dá)設(shè)定溫度時(shí)，通過快速開啟針狀截止閥通入氧氣至預(yù)定氧分壓并持續(xù)通氧，開始計(jì)時(shí)。反應(yīng)至設(shè)定時(shí)間后，關(guān)閉進(jìn)氣閥，接通盤管冷卻水降溫后，泄壓開釜。礦漿用真空抽濾過濾，固液分離。浸出渣用一定量自來水洗滌數(shù)次，然后放入干燥箱干燥。

1.4 分析檢測

礦石的晶型采用 X射線衍射儀（日本理學(xué)D/MAX1200）分析。工藝礦物學(xué)采用工藝礦物學(xué)參數(shù)自動(dòng)定量分析檢測系統(tǒng)（澳大利亞昆士蘭大學(xué)MLA）表征；貴金屬含量采用火試金法測定，其他金屬銅、鎳、鐵等含量采用化學(xué)法及ICP法測定。

圖1 鉑鈀精礦的XRD譜Fig. 1 XRD spectrum of Pt-Pd flotation concentrates

表2 鉑鈀精礦中主要金屬礦物類別及相對含量Table 2 Main metal mineral types and relative contents of Pt-Pd flotation concentrates（mass fraction，%）

2 結(jié)果與討論

2.1 鉑鈀精礦的工藝礦物學(xué)

鉑鈀精礦的XRD譜如圖1所示。由XRD譜可知，該鉑鈀精礦中主要金屬礦物為葉蛇紋石（含鎂硅酸類）、黃銅礦、黃鐵礦、紫硫鎳礦、鋁土礦、針鐵礦及脈石礦物等。由于精礦中鉑鈀含量較低（約50 g/t），很難發(fā)現(xiàn)獨(dú)立鉑鈀礦物相。通過工藝礦物學(xué)參數(shù)自動(dòng)定量分析檢測系統(tǒng)（澳大利亞昆士蘭大學(xué)MLA）對鉑鈀精礦進(jìn)行分析，分析結(jié)果如表 2和3所示。從表 2和3可以看出，該鉑鈀精礦中主要有價(jià)礦物為黃銅礦、黃鐵礦、紫硫鎳礦；鉑鈀主要分布在碲鉑礦、硫鉑礦、砷鉑礦、硫鈀礦等礦物相中，以金屬硫化物及類硫化物為主要存在形式，與金屬硫化物共生。

圖2所示為精礦不同區(qū)域的背散射電子形貌像，由圖2可知，該區(qū)域礦相組成復(fù)雜，主要存在灰黑色區(qū)域1，灰色區(qū)域2、3、4及黑色區(qū)域5。可以看出：礦物分布不均勻，不同礦相間相互嵌布，且粒度分布范圍較寬。由元素面掃描分布圖可直觀地看出：鎳的分布與硫的分布相似，說明鎳主要以硫化物形式存在，主要集中分布在灰色區(qū)域部分；鐵存在于硫化物及硅酸鹽相中，分布不均勻，說明鐵以硫化物和氧化態(tài)形式存在。

為了更好地認(rèn)識鉑鈀精礦的物相組成及貴/賤金屬在礦物中賦存狀態(tài)，對鉑鈀精礦進(jìn)行了電子探針及能譜分析。各區(qū)域的能譜微區(qū)成分分析結(jié)果如表4所列。由表4可知，灰黑色區(qū)域1主要由鐵與硫組成，為硫化鐵礦物相，是礦物中鐵的主要賦存形式；區(qū)域2、3、4的組成均為鎳、鐵、硫，為鎳锍礦物相，是鎳的主要賦存形式；區(qū)域5成分較為復(fù)雜，主要由鎂、鐵、硅、氧組成，是礦物中主要的硅酸鹽相，可能為葉蛇紋石。

通過工藝礦物學(xué)分析可知，精礦中主要礦物為銅、鎳、鐵的硫化物。因此，考慮采用控制氧化還原反應(yīng)電位，選擇性浸出銅、鎳、鐵等金屬，鉑、鈀貴金屬保留在浸出渣中，從而達(dá)到銅、鎳、鐵與鉑鈀貴金屬的分離，富集鉑鈀貴金屬。

表3 精礦中鉑鈀礦物相組成及相對含量Table 3 Pt-Pd phase composition and relative content of flotation concentrates（mass fraction，%）

圖2 鉑鈀精礦的背散射電子形貌像及元素面掃描分布曲線Fig. 2 BS image（a） of Pt/Pd concentrates and scanning distribution of elements S（b）， Ni（c） and Fe（d）

表4 圖2（a）中精礦能譜微區(qū)成分分析結(jié)果Table 4 Energy spectroscopic analysis results of concentrate in Fig. 2（a）

2.2 磨礦粒度對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響

選取添加劑木質(zhì)素磺酸鈣量為浮選精礦加入量的0.6 g，固定液固比5：1，反應(yīng)時(shí)間3 h，反應(yīng)溫度150 ℃，氧分壓0.7 MPa，初始硫酸濃度2 mol/L，攪拌速度400 r/min，控制精礦磨礦粒度小于43 μm的占有率分別為70%、80%、88%、93%、97%、99%，研究不同浮選精礦粒度對銅鎳鐵浸出率及渣率影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖3所示。

由圖3可見，隨著浮選精礦粒度減小，銅、鎳、鐵的浸出率呈上升趨勢，銅浸出率由 72.66%提高至94.62%，鐵浸出率由85%提高到92%，鎳浸出率由76%提高到82%，同時(shí)，渣率呈下降趨勢，由50.23%降低至39%。由于機(jī)械球磨實(shí)際上也是一個(gè)機(jī)械活化過程，磨礦中5%～10%的能量轉(zhuǎn)化為化學(xué)能儲(chǔ)存在晶格中，晶體內(nèi)部出現(xiàn)缺陷，化學(xué)反應(yīng)活性增加［26］。隨著物料粒度減小，液固反應(yīng)接觸比表面積增大，越有利于物料中有價(jià)組分銅鐵鎳的浸出。雖然礦物粒度細(xì)有利于浸出的進(jìn)行，但磨礦時(shí)間的延長，導(dǎo)致磨礦成本增加；同時(shí)，浸出渣粒度也變小，導(dǎo)致過濾困難，生產(chǎn)效率降低。根據(jù)試驗(yàn)結(jié)果可以看出，當(dāng)精礦粒度小于43 μm的占有率為93%以上時(shí)，粒度變化對浸出率變化不大。因此，綜合考慮，精礦粒度小于43 μm的占有率為93%時(shí)的粒度比較合適。

圖3 粒度對金屬浸出率、渣率的影響Fig. 3 Effect of granularity on Cu， Ni， Fe leaching rate and slag rate

2.3 浸出溫度對銅鎳鐵浸出率及渣率的影響

選取添加精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），液固比8：1，反應(yīng)時(shí)間3 h，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣 0.6 g（0.4%），氧分壓 0.7 MPa，初始硫酸濃度 2 mol/L，攪拌速度300 r/min?？刂平鰷囟确謩e為110、120、130、140和150 ℃，研究浸出溫度對銅鎳鐵氧化浸出率及渣率的影響，其結(jié)果如圖4所示。

由圖4可見，隨著浸出溫度的升高，銅、鎳和鐵的浸出率逐漸增加，銅浸出率由 37.16%提高至72.86%，鐵浸出率由43.68%提高到64.65%，鎳浸出率由30.34%提高到46.31%，同時(shí)，渣率呈下降趨勢，由62.47%降低至 56.67%。溫度對硫化礦加壓浸出過程的影響顯著，通常隨著浸出溫度升高，金屬浸出率增大。這是由于升高溫度不僅可以加快反應(yīng)速率，而且可以促進(jìn)氧鍵斷裂，溶解的氧分子裂解成氧原子。但對于硫化物的氧壓浸出反應(yīng)，不同溫度硫化物發(fā)生的化學(xué)反應(yīng)不同。

圖4 浸出溫度對金屬浸出率及渣率的影響Fig. 4 Effect of temperature on Cu， Ni and Fe leaching rate and slag rate

高溫氧壓浸出化學(xué)反應(yīng)：

在氧化浸出過程中，氧化還原反應(yīng)電位高，可將硫化物中的硫全部轉(zhuǎn)化為硫酸根，可能會(huì)導(dǎo)致貴金屬也部分溶出。同時(shí)，在高溫溶液中硫酸鐵可以發(fā)生如下反應(yīng)：

低酸度時(shí)，

在氧化浸出過程中，F(xiàn)e3+主要起到傳輸氧的作用。在中高溫氧壓浸出時(shí)，氧化還原反應(yīng)電位低，可將銅、鎳、鐵的硫化物浸出分解，使貴金屬從礦物中解離出來，并保證貴金屬不溶出，且目前鋅氧壓浸出溫度一般都不超過150 ℃，因此，選擇最佳浸出溫度為150 ℃比較合適。

2.4 浸出時(shí)間對銅鎳鐵浸出率及渣率的影響

選取添加精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），液固比8：1，初始硫酸濃度4 mol/L，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣0.6 g，反應(yīng)溫度150 ℃，氧分壓0.7 MPa，攪拌速度300 r/min，控制浸出時(shí)間分別為2.0、3.0、3.75和5.0 h。研究浸出時(shí)間對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖5所示。

由圖 5可見，隨著浸出時(shí)間延長，銅浸出率由60.42%提高至 98.82%，鐵浸出率由 36.32%提高到59.56%，鎳浸出率由30.34%提高到50.57%，同時(shí)，渣率呈下降趨勢，由 66.67%降低至 49.33%。當(dāng)浸出時(shí)間為3.75 h后，銅鎳鐵浸出率增加趨于平緩?？紤]到生產(chǎn)能耗和設(shè)備產(chǎn)能，最佳浸出時(shí)間為3.75 h為宜。

圖5 浸出時(shí)間對賤金屬浸出率、渣率的影響Fig. 5 Effect of leaching time on Cu， Ni， Fe leaching rate and slag rate

2.5 初始硫酸濃度對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響

選取添加精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），液固比8：1，反應(yīng)時(shí)間3 h，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣0.6 g，反應(yīng)溫度150 ℃，氧分壓0.7 MPa，攪拌速度300 r/min，控制始酸酸濃度分別為1.0、1.25、1.5、1.75、2.0 mol/L。研究始酸酸濃度對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖6所示。

由圖6可知，隨著始酸酸濃度提高，銅浸出率由78.05%提高至 100%，鐵浸出率由 56.74%提高到83.51%，鎳浸出率由69.3%提高到100%；而渣率呈下降趨勢，由56.27%降低至36.53%。從浸出過程原理（見式（4））也可以看出，隨著初始硫酸濃度的增加，反應(yīng)過程向右移動(dòng)，并且根據(jù)式（3）初始硫酸濃度增加也可以防止鐵水解，使浸出渣減少。雖然初始硫酸濃度較高時(shí)，銅、鎳和鐵均接近完全浸出，但是硫酸成本和浸出液中銅、鎳和鐵的分離成本增加，同時(shí)對設(shè)備耐腐蝕性能要求 更高。因此，最佳始酸濃度4 mol/L為宜。

圖6 初始硫酸濃度對賤金屬浸出率和渣率的影響Fig. 6 Effect of initial H2SO4concentration on Cu， Ni， Fe leaching rate and slag rate

圖7 氧分壓對賤金屬浸出率和渣率的影響Fig. 7 Effect of oxygen pressure on Cu， Ni， Fe leaching rate and slag rate

2.6 氧分壓對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響

選取添加精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），液固比8：1，反應(yīng)時(shí)間3 h，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣 0.6 g（0.4%），反應(yīng)溫度 150 ℃，初始硫酸濃度 4 mol/L攪拌速度300 r/min，控制氧分壓分別為0.3、0.4、0.5、0.6和0.7 MPa。研究氧分壓對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖7所示。

由圖7可見，隨著氧分壓由0.3 MPa提高到0.7 MPa，銅、鎳、鐵的浸出率逐漸增加，銅浸出率由72%提高至 99%以上，鎳的浸出率由 35.12%提高到61.32%，鐵的浸出率由38.37%提高到68.41%。同時(shí)，渣率呈下降趨勢，由62%降至52%。氧壓浸出是一個(gè)氣液固三相化學(xué)反應(yīng)過程，在一定范圍內(nèi)，氧分壓越大就越有利于反應(yīng)的進(jìn)行；氧分壓的升高增加溶液中氧的溶解度，使反應(yīng)式（7）二價(jià)鐵氧化速度加快。當(dāng)氧分壓繼續(xù)增加時(shí)，銅、鎳的浸出變化不大；但由于氧分壓的增加，浸出體系氧化氣氛更高，單質(zhì)硫氧化成硫酸的量增加，不利于硫的集中回收，還可能會(huì)導(dǎo)致貴金屬的浸出。因此，最佳氧分壓0.7 MPa為宜。

2.7 攪拌速度對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響

選取添加精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），液固比8：1，反應(yīng)時(shí)間3 h，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣0.6 g，反應(yīng)溫度150 ℃，氧分壓0.7 MPa，初始硫酸濃度2 mol/L，控制攪拌速度分別為200、300、400、500和600 r/min。研究攪拌速度對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖8所示。

由圖 8可知，攪拌速度由200 r/min提高到 600 r/min，銅、鎳、鐵的浸出率逐漸增加，銅浸出率由77.73%提高至100%以上，鎳的浸出率由37.26%提高到100%，鐵的浸出率由39.92%提高到84.18%。同時(shí)，渣率呈下降趨勢，由 60.87%降至34.18%。攪拌速度從200 r/min提高到400 r/min時(shí)，浸出率和渣率變化非常明顯。當(dāng)攪拌速度提高到為400 r/min時(shí)，銅、鎳幾乎全部浸出，鐵浸出亦達(dá)80%以上；若繼續(xù)增大攪拌速度，對銅、鎳、鐵浸出率的提高作用不大。由此可以看出，攪拌速度對浸出率的影響較大。主要原因?yàn)椋簲嚢柁D(zhuǎn)速反映了礦漿攪拌強(qiáng)度，其作用是使氣-液固三相充分接觸，減少反應(yīng)物及生成物的擴(kuò)散阻力；對于氧壓浸出反應(yīng)，較大的攪拌強(qiáng)度可以使礦物顆粒之間相互摩擦，破壞礦物顆粒表面包裹得單質(zhì)硫，使浸出反應(yīng)順利進(jìn)行；但攪拌速度過快，對設(shè)備要求更高，因此攪拌速度以400 r/min為宜。

圖8 攪拌速度對金屬浸出率和渣率的影響Fig. 8 Effect of stirring speed on Cu， Ni， Fe leaching rate and slag rate

2.8 木質(zhì)素磺酸鈣用量對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的

影響

選取添加定精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），液固比8：1，反應(yīng)時(shí)間3 h，反應(yīng)溫度150 ℃，氧分壓0.7 MPa，初始硫酸濃度2 mol/L，攪拌速度為300 r/min，控制木質(zhì)素磺酸鈣添加量分別為0、0.2、0.4、0.6和0.8 g。研究木質(zhì)素磺酸鈣用量對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖9所示。

由圖9可見，添加劑用量由0提高至0.6 g，銅的浸出率顯著提高，從78.82%提高到95.04%；鎳和鐵的浸出率、渣率變化不明顯；當(dāng)木質(zhì)素磺酸鈣用量從0.6 g繼續(xù)增加，銅、鎳、鐵浸出率反而降低，渣率顯著增加。由于單質(zhì)硫的熔點(diǎn)為 112 ℃、氧壓浸出在150 ℃時(shí)，反應(yīng)生成的單質(zhì)硫處于熔融狀態(tài)，包裹在未反應(yīng)的鉑鈀礦精礦顆粒表面，從而阻礙鉑鈀精礦顆粒與浸出液的接觸，使浸出率降低；因此，為了改變?nèi)廴趩钨|(zhì)硫在礦物顆粒表面的吸附狀態(tài)，選擇高溫穩(wěn)定性較好的分散劑木質(zhì)素磺酸鈣來分散單質(zhì)硫，防止單質(zhì)硫在礦物表面的包裹與聚集，改善礦物與浸出劑的接觸與反應(yīng)，從而保證浸出反應(yīng)的順利進(jìn)行。但如果木質(zhì)素磺酸鈣用量添加過多，使多余的木質(zhì)素磺酸鈣也會(huì)吸附在礦物顆粒表面，有硫酸鈣形成并包裹在礦物表面，阻礙了浸出液與礦物顆粒的接觸，阻礙了浸出反應(yīng)。因此，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣用量以 0.6 g為宜。leaching rate and slag rate

圖9 木質(zhì)素磺酸鈣用量對浸出率和渣率的影響Fig. 9 Effect of sodium lignin sulfonate on Cu， Ni， Fe

2.9 液固比對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響

（1）預(yù)算管理不細(xì)致不完善，預(yù)算編制與預(yù)算執(zhí)行存在較大差異。一是預(yù)算的編制缺少提前規(guī)劃，很少能做到以耗費(fèi)指標(biāo)和基礎(chǔ)數(shù)據(jù)進(jìn)行有關(guān)測算和預(yù)算編制，僅憑主管經(jīng)驗(yàn)進(jìn)行預(yù)估，導(dǎo)致預(yù)算編制不明晰、不科學(xué)。比如：項(xiàng)目預(yù)算中的專用材料費(fèi)，沒有同田間和實(shí)驗(yàn)室的實(shí)際需要結(jié)合起來，試驗(yàn)田需要的實(shí)驗(yàn)材料數(shù)量不明晰，一次實(shí)驗(yàn)所需的試劑材料數(shù)量也不明晰，導(dǎo)致材料費(fèi)支出與預(yù)算之間存在較大差異。二是預(yù)算執(zhí)行的剛性不夠，導(dǎo)致預(yù)算管理不到位。

選取添加精礦150 g（粒徑小于43 μm的占有率為93%），氧分壓0.7 MPa，反應(yīng)溫度150 ℃，反應(yīng)時(shí)間3 h，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣 0.6 g，初始硫酸濃度 2 mol/L，攪拌速度300 r/min，控制液固比分別為4：1、5：1、6：1、8：1、10：1。研究液固比對銅、鎳、鐵浸出率及渣率的影響，實(shí)驗(yàn)結(jié)果如圖10所示。

由圖10可見，液固比由10降至4，渣率由57%降至44%，銅幾乎全部浸出，鎳、鐵浸出率由45%提高至75%；可以看出，液固比對浸出率的影響較大。主要原因是由于液固比過低，體系黏度增大，攪拌困難，氧氣在渣、液之間的傳輸困難，礦物顆粒與浸出液之間不能充分接觸，浸出液中金屬離子濃度過高促使浸出逆向反應(yīng)加大，浸出反應(yīng)減慢；但液固比過高時(shí)，礦物顆粒之間的摩擦減弱，不能破壞吸附在礦物顆粒表面的單質(zhì)硫?qū)?，影響了礦物顆粒的浸出反應(yīng)順利進(jìn)行；同時(shí)隨著液固比的增大，酸用量也增加，浸出液中銅、鎳濃度降低，不利于后續(xù)處理。因此，液固比以4：1為宜。

圖10 液固比對金屬浸出率和渣率的影響Fig. 10 Effect of liquid-solid ratio on Cu， Ni， Fe leaching rate and slag rate

圖11 精礦氧壓浸出渣XRD譜Fig. 11 XRD pattern of slag in concentration

2.10 富氧浸出中試試驗(yàn)

在氧壓浸出實(shí)驗(yàn)室小試最優(yōu)工藝條件基礎(chǔ)上，按最佳工藝條件：精礦粒度小于43 μm的占有率為93%，時(shí)間3.75 h，浸出溫度150 ℃，初始硫酸濃度2 mol/L，氧分壓0.7 MPa，攪拌速度400 r/min，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣0.6 g，液固比4：1，進(jìn)行了30 kg鉑鈀精礦氧壓浸出擴(kuò)大試驗(yàn)。試驗(yàn)結(jié)果如表5所示。通過擴(kuò)大試驗(yàn)結(jié)果可以看出：擴(kuò)大試驗(yàn)結(jié)果與小型試驗(yàn)結(jié)果比較吻合，銅浸出率可達(dá)99.27%、鎳浸出率可達(dá)98.04%、渣率為37%左右，鉑鈀富集近3倍。氧壓浸出液中鉑鈀含量也低于1.0×10-7（濃縮后采用ICP分析，折算所得），幾乎不存在鉑鈀浸出。實(shí)驗(yàn)證明氧壓酸浸工藝在浸出銅、鎳、鐵金屬時(shí)，不會(huì)造成鉑鈀貴金屬的溶出，實(shí)現(xiàn)了鉑鈀在浸出渣中的富集，銅、鎳進(jìn)入浸出液中將進(jìn)一步回收銅、鎳。

對氧壓浸出渣性質(zhì)進(jìn)行了表征，精礦氧壓浸出渣的XRD分析如圖11所示。由圖11可知，經(jīng)氧壓浸出后，浸出渣的物相組成變得簡單，主要為黃鐵礦、黃銅礦、單質(zhì)硫及云母。初始精礦中硫主要以金屬硫化物形式存在，而浸出后渣中的硫主要以單質(zhì)硫形式存在。圖12所示為氧壓浸出渣不同區(qū)域的背散射電子形貌。從圖12可直觀地看出，氧壓浸出渣中銅、鐵含量已顯著降低，硫富集的區(qū)域銅、鐵含量很少。說明氧壓浸出工藝可將銅、鎳、鐵硫化物轉(zhuǎn)變?yōu)閱钨|(zhì)硫和金屬硫酸溶液，實(shí)現(xiàn)了鉑鈀的二次富集。

表5 富氧浸出中試部分試驗(yàn)數(shù)據(jù)Table 5 Part of expanding experimental data in rich oxygen leaching experiment

圖12 氧壓浸出渣不同區(qū)域的背散射電子形貌Fig. 12 Electron morphology（a） of back-scattered map and scanning distribution of elements S（b）， Fe（c） and Cu（d）

3 結(jié)論

1） 采用氧壓浸出工藝，可將低品位鉑鈀浮選精礦中銅、鎳、鐵的硫化物浸出分解，硫轉(zhuǎn)化為單質(zhì)硫，鉑鈀貴金屬保留在浸出渣中，可實(shí)現(xiàn)銅、鎳、鐵與鉑鈀貴金屬的分離及鉑鈀在浸出渣中的富集。

2） 在精礦粒度小于43 μm的占有率為93%，浸出溫度為150 ℃，浸出時(shí)間為3.75 h，初始硫酸濃度為2 mol/L，氧分壓為0.7 MPa，攪拌速度為400 r/min，添加劑木質(zhì)素磺酸鈣為0.4%、液固比以4：1時(shí)，銅浸出率可達(dá)99.27%、鎳浸出率可達(dá)98.04%，鉑鈀幾乎不浸出，渣率為37%左右，鉑鈀富集近3倍。

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（編輯 龍懷中）

Oxygen pressure leaching of low-grade Pt-Pd concentrate

LIU Zhi-qiang1， 2， 3， WANG Wu2， CAO Hong-yang1， 3， ZHOU Xiang-qian1， ZHANG Kui-fang1， 3， QIU Xian-yang1， 3
（1. Department of Rare Metal， Guangzhou Research Institute of Non-ferrous Metals， Guangzhou 510650， China；
2. School of Metallurgy and Environment， Central South University， Changsha 410083， China；
3. Guangdong Province Key Laboratory of Rare Earth Development and Application， Guangzhou 510650， China）

The process mineralogy investigation and the oxygen pressure leaching of low grade Pt-Pd concentrate with high content of magnesium were studied. Sulfuric acid pressure-oxidation leaching process was employed to achieve the selective leaching of copper， nickel， iron and enrichment of Pt-Pd. The effects of process parameters including the particle size， sulphuric acid concentration， the amount of calcium lignosulfonate， oxygen pressure， stirring speed， liquid-solid ratio， leaching temperature and time on the slag rate and leaching rates of copper， nickel and iron were investigated. The results show that leaching rates of copper and nickel are 99.27% and 98.04%， respectively， and slag rate is 37% under the leaching conditions of concentrate particle size d93＜43 μm， leaching time of 3 h， leaching temperature of 150 ℃，sulphuric acid concentration initial 4 mol/L， oxygen pressure of 0.7 MPa， stirring speed of 400 r/min， calcium lignosulfonate of 0.4% and liquid-solid ratio of 5：1. Moreover， Pt and Pd are still not leached and the grade of Pt-Pd concentrate could be increased by 3 times after leaching process.

platinum； palladium； flotation concentrate； oxygen pressure leaching

Project（2012CB724200） supported by the National Basic Research Development Program of China

data： 2015-06-29； Accepted data： 2015-11-20

LIU Zhi-qiang； E-mail： lzqgd168@126.com

1004-0609（2016）01-0223-10

TF83

A

國家重點(diǎn)基礎(chǔ)研究發(fā)展計(jì)劃資助項(xiàng)目（2012CB724200）

2015-06-29；

2015-11-20

劉志強(qiáng)，教授級高工；E-mail： lzqgd168@126.com