一种贵金属熔炼渣的熔炼方法与流程

1.本发明属于火法冶金工艺领域，具体为一种贵金属熔炼渣的熔炼方法，可用于铂族金属熔炼渣，也可应用于其他重金属、稀散金属的火法富集。


背景技术：

2.在贵金属分离和精炼过程中，产出的废水中贵金属含量偏低，需采用锌粉置换的方法将废液中的贵金属进行沉淀回收。针对上述产出的贵金属沉淀渣，由于贵金属含量普遍偏低，约0.1～0.3％之间，为进一步富集提取贵金属选用湿法或火法进行处理。湿法分为酸浸和碱浸，因沉淀渣活性较高，为达到较好的富集效果，浸出液中贵金属再次分散在液中，还需重复回收，贱金属无法开路，造成沉淀渣渣量不断变大；为提高处理量和处理效率，普遍采用镍锍捕集的方法富集贵金属。
3.物料中的锌在放置期间和空气接触，大部分锌以氧化物的形态存在。氧化锌为难熔化合物，对渣的熔炼温度影响很大，增大熔炼渣粘度。在熔炼造渣的过程中，渣型配比选择不当，将造成贵金属在渣中严重分散，熔炼温度偏高，渣锍分离困难，能源消耗大，贵金属收率偏低。


技术实现要素：

4.为了解决氧化锌在熔炼造渣过程中的不利影响，本发明通过研究含锌类型渣型和原理的基础上，实验得出了一种熔炼温度低、渣锍分离效果好、渣含贵金属量低的熔炼方法。
5.本发明目的是通过如下技术方案实现的：
6.一种贵金属熔炼渣的熔炼方法，包括以下步骤：
7.将贵金属熔炼渣进行烘干、研磨后加入造渣剂进行混合，得到混合料，控制混合料中的各组分含量及百分比为：二氧化硅30％～40％、氧化钙30％～35％、氧化锌4％～8％、氧化钠7％～10％、氧化硼5％～7％、氧化亚铁＜7％，向混合料中再配入质量为混合料总量的15
‑
25％的硫化矿，按上述配比进行熔炼经自然冷却，得到含贵金属的锍和还原渣。
8.优选地，所述造渣剂包括石英石、生石灰、碳酸钠、硼砂，所述石英石的加入量是以二氧化硅计，所述生石灰的加入量是以氧化钙计，所述碳酸钠的加入量是以氧化钠计，所述硼砂的加入量是以氧化硼计。
9.优选地，所述硫化矿为硫化镍矿、硫化铁矿、硫化铜矿中的一种。
10.优选地，所述研磨的粒度为
‑
80～
‑
200目。
11.优选地，所述熔炼温度为1300℃
‑
1400℃，熔炼时间为40
‑
70min。
12.优选地，所述还原渣含贵金属小于10g/t。
13.本发明的有益效果是：1、熔炼渣流动性好，熔炼指标良好，对于含锌物料的火法提取提供了技术支撑；2、产出的低含贵金属还原渣可直接废弃，贵金属熔炼渣中的贱金属得到了开路。
具体实施方式
14.下面根据具体实施例对本发明做出进一步说明。
15.一种贵金属熔炼渣的熔炼方法，包括以下步骤：将铂族金属的熔炼渣烘干后，磨细至
‑
80目，铂族金属的熔炼渣送样分析后得到二氧化硅、氧化钙、氧化锌、氧化钠、氧化亚铁以及贵金属au、pd、pt等的质量百分含量，向铂族金属熔炼渣中加入造渣剂得到混合料，控制混合料中的各组分含量及百分比为：二氧化硅30％～40％、氧化钙30％～35％、氧化锌4％～8％、氧化钠7％～10％、氧化硼5％～7％、氧化亚铁＜7％，向混合料中再配入质量为混合料总量的15
‑
25％的硫化矿，按上述配比进行熔炼经自然冷却，得到含贵金属的锍和还原渣。
16.具体的计算方法如下：将铂族金属的熔炼渣烘干后，磨细至
‑
80目。铂族金属的熔炼渣100g中含sio232.46％，cao28.5％，zno11.9％，na2o4.5％，feo6.5％。按照铂族金属熔炼渣与造渣剂的混合料的质量组分：二氧化硅36％、氧化钙33％、氧化锌5.6％、氧化钠9％、氧化硼5％、氧化亚铁3.0％，计算造渣剂的加入量。
17.碳酸钠(na2o3)的分子量为106，氧化钠的分子量为62，62/106＝58％。
18.硼砂na2b4o7·
10h2o也可写为na2o
·
2b2o3·
10h2o，分子量为382，氧化钠分子量62，含量62/382＝16％；氧化硼分子量70，氧化硼含量37％。
19.设含85.6％sio2石英石的加入量为a/g，含89％cao的生石灰的加入量为b/g，含58％na2o的碳酸钠的加入量为c/g，含37％b2o3的硼砂的加入量为d/g，
[0020][0021][0022][0023][0024]
(1)
÷
(2)得到0.58c 0.16d＝0.214a 3.615
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(5)
[0025]
(1)
÷
(3)得到0.37d＝0.214a 3.615
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(6)
[0026]
(1)
÷
(4)得到0.89b＝0.7847a 1.255
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(7)
[0027]
将(5)(6)(7)代入(1)式得：
[0028]
0.1455a＝6.916，a＝47.531g，
[0029]
根据公式(7)得到b＝43.318g，
[0030]
根据公式(6)得到d＝27.45g，
[0031]
根据公式(5)得到c＝16.195g，
[0032]
将a、b、c、d值代入(8)、(9)即可计算出氧化锌和氧化亚铁的含量，当氧化锌和氧化亚铁的含量超出或低于混合料中的配比值，则需要增加或减少造渣剂的加入量。
[0033][0034][0035]
本发明中，所用到的石英石、生石灰、碳酸钠、硼砂为有色冶金行业中火法冶金常
用的助熔剂。
[0036]
实施例1
[0037]
将铂族金属的熔炼渣烘干后，磨细至
‑
80目。铂族金属的熔炼渣100g送样分析后得到二氧化硅32.46％、氧化钙28.5％、氧化锌11.9％、氧化钠4.5％、氧化亚铁6.5％以及贵金属au、pd、pt等，按照铂族金属熔炼渣与造渣剂的混合料的质量组分：二氧化硅36％、氧化钙33％、氧化锌5.6％、氧化钠9％、氧化硼5％、氧化亚铁3.0％，计算造渣剂的加入量。石英石中二氧化硅含量为85.6％，计算石英石的加入量为47.531g，生石灰中氧化钙含量为89％，计算生石灰的加入量43.318g，碳酸钠中氧化钠的含量58％，计算碳酸钠的加入量16.195g，硼砂中氧化硼37％，氧化钠含量16％，计算硼砂的加入量27.459g。将再向混合料中加入质量分数为混合料总量的15％的硫化镍矿混合均匀后进行熔炼，熔炼温度为1350℃，恒温40min后，经自然冷却，锍和还原渣分离，贵金属在锍中富集衔接后续处理，另得到低含贵金属的还原渣，如表1所示，均在10g/t以下可废弃。
[0038]
表1产出的还原渣中贵金属含量(g/t)
[0039][0040]
实施例2
[0041]
将铂族金属的熔炼渣烘干后，磨细至
‑
80目。铂族金属的熔炼渣100g送样分析后得到二氧化硅17.6％、氧化钙19.5％、氧化锌11.9％、氧化亚铁9.5％以及贵金属au、pd、pt等，按照铂族金属熔炼渣与造渣剂的混合料的质量组分：二氧化硅30％、氧化钙32％、氧化锌8％、氧化钠9％、氧化硼5％、氧化亚铁6.85％，计算造渣剂的加入量。石英石中二氧化硅含量为85.6％，计算石英石的加入量为29.6g，生石灰中氧化钙含量为89％，计算生石灰的加入量26.92g，碳酸钠中氧化钠的含量58％，计算碳酸钠的加入量9.32g，硼砂中氧化硼37％，氧化钠含量16％，计算硼砂的加入量19.51g。再向混合料中加入质量分数为混合料总量的20％的硫化铜矿混合均匀后进行熔炼，熔炼温度为1350℃，恒温40min后，经自然冷却，锍和还原渣分离，贵金属在锍中富集衔接后续处理，另得到低含贵金属的还原渣，如表2所示，均在10g/t以下可废弃。
[0042]
表2产出的还原渣中贵金属含量(g/t)
[0043][0044]
实施例3
[0045]
将铂族金属的熔炼渣烘干后，磨细至
‑
80目。铂族金属的熔炼渣100g送样分析后得到二氧化硅21.6％、氧化钙19.5％、氧化锌5.9％、氧化亚铁9.5％以及贵金属au、pd、pt等，按照铂族金属熔炼渣与造渣剂的混合料的质量组分：二氧化硅35％、氧化钙32％、氧化锌4％、氧化钠9％、氧化硼5％、氧化亚铁7％，计算造渣剂的加入量。石英石中二氧化硅含量为85.6％，计算石英石的加入量为29.6g，生石灰中氧化钙含量为89％，计算生石灰的加入量26.9g，碳酸钠中氧化钠的含量58％，计算碳酸钠的加入量8.8g，硼砂中氧化硼37％，氧化钠含量16％，计算硼砂的加入量19.51g。再向混合料中加入质量分数为混合料总量的25％的硫化镍矿混合均匀后进行熔炼，熔炼温度为1350℃，恒温40min后，经自然冷却，锍和还原渣分离，贵金属在锍中富集衔接后续处理，另得到低含贵金属的还原渣，如表3所示，均在10g/
t以下可废弃。
[0046]
表3产出的还原渣中贵金属含量(g/t)
[0047]