阅读说明：本技术 一种原矿中富集贵金属的选矿方法 (Beneficiation method for enriching precious metals in raw ores ) 是由 梁波 于 2020-04-26 设计创作，主要内容包括：一种原矿中富集贵金属的选矿方法,包括如下步骤：(1)在原矿粉中加入自来水,然后加入浓硫酸和氧化剂,搅拌2h,进行固液分离,得到含贵金属矿渣和液体；(2)将步骤(1)中得到的液体经氢氧化钠水解沉降,收集沉淀物；(3)将步骤(1)得到矿渣中边搅拌边依次加入工业级硝酸、溴化钠、氧化剂；(4)加入盐酸、氯酸钠、氯化钠、次氯酸钠和双氧水,待反应液的电位为670mV,pH值为0-0.5时,再继续搅拌；(5)进行固液分离,弃去矿渣,得到澄清含贵金属的液体,继续加热到80℃,加8％硫化钠溶液,调pH值,搅拌2h,收集沉淀物,沉淀物用浓盐酸水解,收集水解后的黑色沉淀物；(6)除杂,酸洗,先稀盐酸、再稀硫酸搅拌冲洗,过滤,干燥,得到贵金属粉末。(A beneficiation method for enriching precious metals in raw ores comprises the following steps: (1) adding tap water into raw ore powder, then adding concentrated sulfuric acid and an oxidant, stirring for 2 hours, and carrying out solid-liquid separation to obtain slag and liquid containing precious metals; (2) hydrolyzing and settling the liquid obtained in the step (1) by using sodium hydroxide, and collecting precipitates; (3) sequentially adding industrial nitric acid, sodium bromide and an oxidant into the slag obtained in the step (1) while stirring; (4) adding hydrochloric acid, sodium chlorate, sodium chloride, sodium hypochlorite and hydrogen peroxide, and continuing stirring when the potential of the reaction liquid is 670mV and the pH value is 0-0.5; (5) performing solid-liquid separation, removing slag to obtain clear liquid containing precious metals, continuously heating to 80 ℃, adding 8% sodium sulfide solution, adjusting the pH value, stirring for 2 hours, collecting precipitate, hydrolyzing the precipitate with concentrated hydrochloric acid, and collecting hydrolyzed black precipitate; (6) removing impurities, pickling, stirring and washing with dilute hydrochloric acid and dilute sulfuric acid, filtering, and drying to obtain noble metal powder.)

一种原矿中富集贵金属的选矿方法

技术领域

本发明属于选矿工艺优化技术领域，具体地说是一种原矿中富集贵金属的选矿方法。

背景技术

贵金属是国防工业的重要材料，主要用于航天、航空、导弹、火箭、微电技术等领域，被誉为“现代新金属”和“现代金属工业维生素”。据统计世界主要国家贵金属储量分布是：南非89.26％，美国1.18％，俄罗斯9.08％，加拿大0.42％，其它0.06％。

目前，已报道的关于“富集”提炼贵金属的方法，主要有以下几种：

一、破碎、筛分、重选、浮选、磁选、组合选、复合选，目的是“富集”。

二、浓硫酸浸煮，温度180-190℃，处理对象氯化后残渣，煮后用10倍水冲洗，贵金属极少进入溶液，存在渣中，再氯化处理“富集”起来。

三、硫酸盐化焙烧-浸出，温度500-650℃，焙砂用稀硫酸浸出，优点是除了四氧化锇挥发以外，铂族几乎全部留在浸出渣中。

四、氯气浸出分三种：1、中温氯化焙烧一一浸出：条件是铂族含量250-340g/t；500-600℃，焙砂用稀盐酸浸出，得到铂族精矿。2、水溶液液化浸出。3、氯酸钠或次氯酸钠代替通氯，在液体中产生新生态氯，达到氯化目的，处理对象是铂族精矿，除了优点外，不足的是成本高，回收率低，氯气耗量大，对设备防腐要求很高，但前景极大。

五、中温500-600℃不够，烧到高温，让金属气化了再回收，即气化富集。

六、氰化法，像溶金一样轻松地溶出铂族金属，此方法效果不佳，虽有用于生产，但对环境破坏严重。

发明内容

发明提供了一种原矿中富集贵金属的选矿方法，以克服目前选矿方法成本高、富集不高、破坏生态较严重的问题。

本发明提供的技术方案为：

一种原矿中富集贵金属的选矿方法，包括如下步骤：

(1)先将原矿用粉碎机粉碎，得到原矿粉，在原矿粉中加入自来水，搅拌均匀，然后边搅拌边加入浓硫酸和氧化剂，搅拌2h，使用板式压力机进行固液分离，得到含贵金属的矿渣和含贱金属的液体；

(2)将步骤(1)中得到含贱金属的的液体经氢氧化钠水解，沉降，将pH调至8，收集沉淀物，即为贱金属，水循环使用；

(3)将步骤(1)得到含贵金属的矿渣中加入自来水，液固比5：1，然后边搅拌边依次加入工业级硝酸、溴化钠、氧化剂，搅拌30min，反应温度为45-55℃；

(4)继续边搅拌边加入盐酸、氯酸钠、氯化钠、次氯酸钠和双氧水，待反应液的电位为670mV，pH值为0-0.5时，再继续搅拌6h；

(5)进行固液分离，弃去矿渣，得到澄清含贵金属的液体，继续加热到80℃，边搅拌边加8％硫化钠溶液，加氢氧化钠调pH值为9.0，于80℃搅拌2h，收集沉淀物，沉淀物用浓盐酸水解，将pH调至-0.5，收集水解后的黑色沉淀物；

(6)将步骤(5)中得到黑色沉淀物除杂，酸洗，先稀盐酸、再稀硫酸搅拌冲洗，真空过滤400目，干燥温度不超过120℃，得到贵金属粉末。

作为优选，步骤(1)中原矿粉的粒度为200目。

作为优选，步骤(1)中自来水和原矿粉的液固比为3-5：1。

作为优选，步骤(1)中浓硫酸的加入量为10-20L/吨原矿，所述的氧化剂为双氧水，其加入量为3L/吨原矿。

作为优选，步骤(3)中工业级硝酸的加入量为10L/吨原矿，溴化钠的加入量为5kg/吨原矿，所述的氧化剂为高锰酸钾，其加入量为40-50g/吨原矿。

作为优选，步骤(4)中盐酸的加入量为5L/吨原矿，氯酸钠的加入量为5kg/吨原矿，氯化钠的加入量为3-5kg/吨原矿，次氯酸钠的加入量为4L/吨原矿，双氧水的加入量为3L/吨原矿。

作为优选，步骤(4)中搅拌的转速为65r/min，温度为80℃。

作为优选，步骤(6)中稀盐酸、稀硫酸的浓度为6M。

与现有技术相比，本发明的有益效果在于：

本发明的原矿中富集贵金属的选矿方法具有成本低、富集好、对环境破坏较小的优点，解决了高硫，高砷，高碳，矿物性质复杂等问题造成的贵金属金属回收难的难题。

具体实施方式

参考下列实施例将更容易理解本发明，给出的实施例不是限制本发明的范围。

实施例1：

一种原矿中富集贵金属的选矿方法，包括如下步骤：

(1)先将原矿用粉碎机粉碎，得到原矿粉，在原矿粉中加入自来水，搅拌均匀，然后边搅拌边加入浓硫酸和氧化剂，搅拌2h，使用板式压力机进行固液分离，得到含贵金属的矿渣和含贱金属的液体；原矿粉的粒度为200目；自来水和原矿粉的液固比为3-5：1；浓硫酸的加入量为10-20L/吨原矿，所述的氧化剂为双氧水，其加入量为3L/吨原矿；

(2)将步骤(1)中得到含贱金属的的液体经氢氧化钠水解，沉降，将pH调至8，收集沉淀物，即为贱金属，水循环使用；

(3)将步骤(1)得到含贵金属的矿渣中加入自来水，液固比5：1，然后边搅拌边依次加入工业级硝酸、溴化钠、氧化剂，搅拌30min，反应温度为45-55℃；工业级硝酸的加入量为10L/吨原矿，溴化钠的加入量为5kg/吨原矿，所述的氧化剂为高锰酸钾，其加入量为40-50g/吨原矿；

(4)继续边搅拌边加入盐酸、氯酸钠、氯化钠、次氯酸钠和双氧水，待反应液的电位为670mV，pH值为0-0.5时，再继续搅拌6h；盐酸的加入量为5L/吨原矿，氯酸钠的加入量为5kg/吨原矿，氯化钠的加入量为3-5kg/吨原矿，次氯酸钠的加入量为4L/吨原矿，双氧水的加入量为3L/吨原矿；搅拌的转速为65r/min，温度为80℃；

(5)进行固液分离，弃去矿渣，得到澄清含贵金属的液体，继续加热到80℃，边搅拌边加8％硫化钠溶液，加氢氧化钠调pH值为9.0，于80℃搅拌2h，收集沉淀物，沉淀物用浓盐酸水解，将pH调至-0.5，收集水解后的黑色沉淀物；

(6)将步骤(5)中得到黑色沉淀物除杂，酸洗，先稀盐酸、再稀硫酸搅拌冲洗，真空过滤400目，干燥温度不超过120℃，得到贵金属粉末；稀盐酸、稀硫酸的浓度为6M。

经化验，原矿品位为金1.98g，铂12.5g，钯1.09g，铱0.46g，铑7.21g，搅拌浸出8小时，回收率尾矿金0，铂0.099g，铱0.03g，铑0.22g，综合回收率佷高，回收率90％以上。

对照例：参照水溶液氯化法。

表1本发明方法的有益效果

处理	成本	富集率
			实施例1	298元/吨原矿	90％以上
对照例	476元/吨原矿	30％左右

如表1所示，本发明的方法的成本远低于对照例，而贵金属的富集率远高于对照例。

前述对本发明的具体示例性实施方案的描述是为了说明和例证的目的。这些描述并非想将本发明限定为所公开的精确形式，并且很显然，根据上述教导，可以进行很多改变和变化。对示例性实施例进行选择和描述的目的在于解释本发明的特定原理及其实际应用，从而使得本领域的技术人员能够实现并利用本发明的各种不同的示例性实施方案以及各种不同的选择和改变。本发明的范围意在由权利要求书及其等同形式所限定。