宋宏儒,朱紀念,陳國舉,馬玉天,吳建明
(金川集團股份有限公司貴金屬冶煉廠,甘肅 金昌 737104)
近年來,能源短缺和環境污染問題成為世界關注的焦點[1],減少冶煉過程中廢水、廢氣、廢渣的排放,大力推進節能減排,發展以“減量化、再利用、資源化”為原則[2],以低消耗、低排放、高效率為基本特征的冶煉工藝,不斷地創新[3],以實現可持續發展。目前,國內外貴金屬精煉隨著資源緊缺[4],生產原料成份越來越復雜,產生的廢水渣中鉑、鈀、金、銀、硒等稀貴金屬含量呈現上升趨勢[5],此廢水渣一般外付火法冶煉工序回收銅、鎳后,再返回濕法系統精煉[6],由于火法處理工藝路線長,導致廢水渣中的稀貴金屬分散明顯,回收率較低[7],而廢水渣中稀貴金屬品位較低,無法直接返回濕法精煉生產線處理。為此,開展回收廢水渣中稀貴金屬的濕法冶煉研究和生產,實現渣中有價金屬的綜合回收,具有十分重要的作用[8]。
貴金屬廢水渣中 Cu、Ni、Te、Pb、Bi、Sb 等賤金屬主要以氫氧化物形態存在[9],與硫酸反應后以離子形態進入浸出后液,貴金屬主要以單質和難溶的硫化物形態存在,硫酸浸出后富集在浸出渣中,從而達到貴金屬與賤金屬的分離[10]。主要的化學反應方程式如下:

試驗原料為某貴金屬冶煉廠含金、鉑、鈀、銀、硒元素的生產廢水進行酸堿中和壓濾形成的貴金屬廢水渣,具體成份見表1。

表1 貴金屬廢水渣的化學成份(%)
稱取一定量的廢水中和渣,加入硫酸進行浸出,考查不同固液比、不同酸度、不同浸出溫度對貴金屬廢水渣的浸出效果,找出最佳的浸出條件,試驗過程采用水浴加熱,利用真空泵、抽濾瓶、布氏漏斗過濾,最后對廢水渣、過濾渣、過濾后液進行計量和成份檢測分析。貴金屬廢水渣處理工藝流程如圖1。

圖1 貴金屬廢水渣處理工藝流程圖
在硫酸濃度100g/L、反應溫度85~90℃、反應1.5h的條件下,采用不同的液固比,對貴金屬廢水渣進行硫酸浸出,浸出渣、浸出液成份見表2、表3。

表2 不同液固比浸出渣成份表(g/t)

表3 不同液固比浸出液成份表(g/L)
從表2、表3可以看出,貴金屬廢水渣經硫酸浸出后,渣率隨著固液比的增大而升高,貴金屬的富集率隨之下降,實驗中當固液比大于1∶6時,貴金屬的富集效果較差,浸出液發混不透明。實驗表明:當固液比為1∶8時,貴金屬的富集效果最好,其中Ag富集倍數為2~3倍,Au富集倍數為10~12倍,Pd富集倍數為5~7倍,Pt富集倍數為6~8倍,Se富集倍數為6~7倍,說明利用硫酸浸出貴金屬廢水渣時,在液固比為1∶8浸出效果最好,浸出渣中鉑族金屬的含量可達到0.256%,浸出液中稀貴金屬的含量均小于0.0005g/L。
在液固比1∶8、反應溫度85~90℃、反應時間1.5h的條件下,采用不同的硫酸濃度,對貴金屬廢水渣進行硫酸浸出,浸出渣、浸出液成份見表4、表5。

表5 不同酸度浸出液成份表(g/L)
從表4、表5可以看出,貴金屬廢水渣的硫酸浸出渣率隨著加入硫酸濃度的增大而減小,貴金屬的富集效果越好。實驗中當硫酸濃度較低時,浸出液顏色呈紅色,不透明,當加入硫酸濃度為125g/L時,渣率下降幅度不大,趨于穩定。當加入硫酸為100g/L時,貴金屬的富集率最好,浸出渣中鉑族金屬的含量約為0.43%,浸出后液中 Ag、Au、Pd、Pt含量分別為0.0003g/L、0.0004g/L、0.0003g/L、0.0002g/L,均達到廢水排放標準。
在液固比1∶8、硫酸濃度100g/L、反應時間1.5h的條件下,采用不同的反應溫度,對貴金屬廢水渣進行硫酸浸出,浸出渣、浸出液成份見表6、表7。

表6 不同溫度浸出渣成份表(g/t)

表7 不同溫度浸出液成份表(g/L)
從表6、表7可以看出,貴金屬廢水渣在不同溫度下浸出,渣率隨著浸出溫度的升高而變化不大,渣率不變,貴金屬的富集趨于穩定,只是在浸出液中存在差異,試驗表明:在酸度為100g/L、固液比為1∶8時,當浸出溫度為65~75℃時,銀硒廢水中和渣硫酸浸出貴金屬富集率最高,浸出后液中貴金屬的含量分別為 0.0002g/L、0.0001g/L、0.0002g/L、0.0003g/L,全部達到廢水排放標準,為降低能耗指標,建議用常溫浸出。
在液固比1∶8、硫酸濃度100g/L、反應溫度60~75℃的條件下,采用不同的反應時間,對貴金屬廢水渣進行硫酸浸出,浸出渣、浸出液成份見表8、表9。

表8 不同浸出時間的浸出渣成份表(g/t)

表9 不同浸出時間的浸出液成份表(g/L)
從表8、表9可以看出,銀硒廢水中和渣在不同時間下浸出時,渣率隨著浸出時間的增大而減小。分析表明:在酸度為100g/L、固液比為1∶8、浸出溫度為65~75℃的條件下,當浸出時間為1.5h時,銀硒廢水中和渣硫酸浸出富集貴金屬效果最好,浸出后液中貴金屬的含量分別為 0.0002g/L、0.0004g/L、0.0002g/L、0.0001g/L,全部達到廢水排放標準。
綜合考慮固液比、酸度、溫度、反應時間對貴金屬廢水渣硫酸浸出效果,確定最佳的固液比為1∶8、加入硫酸濃度為100g/L、浸出時間為1.5h時、浸出溫度為65~75℃的條件下,進行了工業化試生產,對生產過程中的金屬做了平衡分析,具體見表10、表11。

表10 貴金屬廢水渣硫酸浸出貴金屬平衡表

表11 貴金屬廢水渣硫酸浸出賤金屬平衡表
綜合試驗表明:在固液比為1∶8、硫酸濃度為100g/L、浸出時間為1.5h時、浸出溫度為65~75℃的條件下,銀硒廢水中和渣硫酸浸出工業化生產效果最好,95%以上的 Ag、Au、Pd、Pt和90%的 Se富集到浸出渣中,渣率為5~10%,浸出液中貴金屬的含量都小于0.0005g/L,全部達到排放標準,整個工業化生產過程設備運行良好,操作方便,成體低、環境污染小、技術條件易控制,浸出渣將全部投入回轉窯進行硫酸化焙燒回收硒后,再進入金銀硒生產線處理,整個工藝流暢,稀貴金屬的直收率得到了有效保障,社會經濟效益顯著,具有良好的推廣應用價值。
(1)在固液比為1∶8、硫酸濃度為100g/L、浸出時間為1.5h時、浸出溫度為65~75℃的條件下,貴金屬廢水渣經硫酸浸出工業化生產效果最好,95%Au、Pd、Pt和90% 的 Ag、Se 富集到浸出渣中,∑Au+Pd+Pt品位可達到0.3~0.5%,Ag品位約1~2.55%,Se品位約14%,渣率為5~10%。外排廢水中稀鉑族金屬含量均小于0.0005g/L。
(2)貴金屬廢水渣經硫酸浸出后,浸出渣可將全部返回轉窯進行硫酸化焙燒化處理,直接進入濕法精煉系統分離提純。可實現貴金屬廢水渣在貴金屬精煉系統內部循環,大大縮短稀貴金屬精煉工藝的生產周期,最大限度地減少了稀貴金屬流失。實現了資源的綜合回收利用。
[1]譚慶麟,闕振寰.鉑族金屬[M].北京:冶金工業出版社,1990:1-2.
[2]郭青蔚.鉑族金屬的資源開發與應用展望[J].有色金屬,2000(4):44.
[3]Christian Hageluken,Matthias Buchert,Hartmut Stahl.Substantial outflows of platinum group identified[J].Erzmetall,2003(9):529-540.
[4]Jing Chen,Kun Huang.A new technique for extraction of platinum group metals by pressure cyanidation[J].Hydrometallurgy,2006(3/4):164-171.
[5]Sri Harjanto,Yucai Cao,Atsushi Shibayama.Leaching of Pt,Pd and Rh from automotive catalyst residue in various chloride[J].Materials Transactions,2006(1):129-135.
[6]李洪桂.濕法冶金學[M].長沙:中南大學出版社,2002.
[7]黎鼎鑫,王永錄.貴金屬提取與精煉[M].長沙:中南大學出版社.2003.
[8]孫戩.金銀冶金(第2版)[M].北京:冶金工業出版社,2001.
[9]余建民.貴金屬分離與精煉工藝學[M].北京:化學工業出版社,2006.
[10]陳景.鉑族金屬化學冶金理論與實踐[M].昆明:云南科技出版社,1995.