权利要求
A、将低冰镍通过湿法浸出贵金属渣，贵金属渣的成分及含量为：Au0.01%～0.3%、Ag0.5%～5%、Pt0.01%～0.1%、Pb0.01%～0.1%、Os0.001%～0.01%、Ru0.001%～0.01%、Rh0.001%～0.02%、Ir0.001%～0.02%、其余金属26%～94%，将贵金属渣与浓硫酸1:1配比，在550℃～650℃的温度焙烧炉内焙烧，持续反应12h，使贵金属渣内的其余金属Se和As分解氧化挥发，使贵金属渣挥发为蒸硒渣;
B、将蒸硒渣投入新的反应器，添加浓硫酸，并添加水稀释浓硫酸，控制硫酸浓度至0.5mol/L～1.0mol/L，在80℃～85℃的温度下反应4h，同时添加NaCl，将Ni、Cu和Go浸出，随后加入浓度为5%的NaOH，持续反应3h～4h，使Pb和Te浸出，将蒸硒渣转化为碱浸渣;
C、将碱浸渣投入新的反应器，添加浓硫酸，并添加水稀释浓硫酸，控制硫酸浓度至2mol/L～3mol/L，在85℃～95℃的温度下蒸馏，用润湿硫脲的棉球检测Os、Ru的进程，当棉球不在显色时，表明Os、Ru氧化物蒸馏完全，使Os、Ru蒸馏成吸收液，蒸馏结束后在反应渣内添加NaCl，使剩余贵金属Ag、Au、Pt、Pd、Rh、Ir氧化浸出;
D、将氧化浸出渣投入新的反应器，添加氨水，持续反应至固液分离，用水合联氨N2H4·H2O还原出Ag，并提取出贵金属溶液;
E、将贵金属溶液通过MIBK萃取，将其内载有Au的有机相萃取出，并提取含有Pt、Pd、Rh、Ir的萃余液;
F、将萃余液利用缓式还原剂分离，分别提取Pt、Pd渣和Rh、Ir液，Pt、Pd渣采用DOS萃取Pd，Rh、Ir液采用TBP萃取分离Ir，随后依次精炼Pt、Pd、Rh、Ir。
2.根据权利要求1所述的一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，其特征在于：所述步骤B中，添加NaCl量为蒸硒渣的1%～2%。
3.根据权利要求1所述的一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，其特征在于：所述步骤C中，添加NaCl量为反应渣的50%～60%。
4.根据权利要求1所述的一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，其特征在于：所述步骤D中，氨水浓度为10%～15%，浸出温度25℃～30℃，反应时间1h～1.5h。
5.根据权利要求1所述的一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，其特征在于：所述步骤E中，贵金属溶液酸度控制为0.5mol/L～1 mol/L，将载有Au的有机相萃取出，通过浓度为10%的草酸反萃出金粉。
6.根据权利要求1所述的一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，其特征在于：所述步骤F中，采用缓式还原剂将Pt、Pd还原为单质，再次采用水溶液氯化法溶解，利用DOS萃取Pd，将Pt、Pd分别提取。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于贵金属湿法冶金技术领域，具体涉及一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法。
背景技术
[0002]在硫化镍铜矿的火法冶金体系中，低冰镍与高冰镍是承上启下的两个关键中间产物。低冰镍是还原熔炼的产物，本质上是镍、铜与铁的硫化物共熔体(主要成分为Ni2S2、Cu2S、FeS)，镍含量相对较低(约15%-25%)。此时，原矿中伴生的微量铂、钯、铑、铱、钌、锇、金、银等贵金属，已初步富集于这种硫化物熔体中。随后，低冰镍在PS转炉中经过强化吹炼后得到高冰镍。
[0003]然而，在低冰镍吹炼的强化冶金过程中，贵金属回收面临严峻挑战，低冰镍在吹炼强化冶金过程中，银、铑、铱等贵金属元素容易发生氧化，造成严重的化学损失;而锇、钌则在PS转炉(或闪速吹炼)的熔化初期和强氧化吹炼阶段，因挥发性强而极易进入气相，导致分散与流失，因此，传统吹炼工艺以牺牲部分贵金属为代价，最终实现镍金属的提纯，造成较高的经济损失。
发明内容
[0004]本发明的目的是提供一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，以解决现有低冰镍吹炼时，吹炼工艺易造成贵金属损失，无法高效实现贵金属回收的问题。
[0005]本发明的技术方案是：一种低冰镍湿法浸出渣中提取贵金属的方法，其特征在于，包括如下步骤：
A、将低冰镍通过湿法浸出贵金属渣，贵金属渣的成分及含量为：Au0.01%～0.3%、Ag0.5%～5%、Pt0.01%～0.1%、Pb0.01%～0.1%、Os0.001%～0.01%、Ru0.001%～0.01%、Rh0.001%～0.02%、Ir0.001%～0.02%、其余金属26%～94%，将贵金属渣与浓硫酸1:1配比，在550℃～650℃的温度焙烧炉内焙烧，持续反应12h，使贵金属渣内的其余金属Se和As分解氧化挥发，使贵金属渣挥发为蒸硒渣;
B、将蒸硒渣投入新的反应器，添加浓硫酸，并添加水稀释浓硫酸，控制硫酸浓度至0.5mol/L～1.0mol/L，在80℃～85℃的温度下反应4h，同时添加NaCl，将Ni、Cu和Go浸出，随后加入浓度为5%的NaOH，持续反应3h～4h，使Pb和Te浸出，将蒸硒渣转化为碱浸渣;
C、将碱浸渣投入新的反应器，添加浓硫酸，并添加水稀释浓硫酸，控制硫酸浓度至2mol/L～3mol/L，在85℃～95℃的温度下蒸馏，用润湿硫脲的棉球检测Os、Ru的进程，当棉球不在显色时，表明Os、Ru氧化物蒸馏完全，使Os、Ru蒸馏成吸收液，蒸馏结束后在反应渣内添加NaCl，使剩余贵金属Ag、Au、Pt、Pd、Rh、Ir氧化浸出;
D、将氧化浸出渣投入新的反应器，添加氨水，持续反应至固液分离，用水合联氨N2H4·H2O还原出Ag，并提取出贵金属溶液;
E、将贵金属溶液通过MIBK萃取，将其内载有Au的有机相萃取出，并提取含有Pt、Pd、Rh、Ir的萃余液;
F、将萃余液利用缓式还原剂分离，分别提取Pt、Pd渣和Rh、Ir液，Pt、Pd渣采用DOS萃取Pd，Rh、Ir液采用TBP萃取分离Ir，随后依次精炼Pt、Pd、Rh、Ir。
[0006]作为本发明的进一步改进，步骤B中，添加NaCl量为蒸硒渣的1%～2%。
[0007]作为本发明的进一步改进，步骤B中，Te和Pb以Na2TeO3和NaPbO2的形式进入溶液，溶液酸化后析出的TeO2可作为提取Te的原料。
[0008]作为本发明的进一步改进，步骤C中，添加NaCl量为反应渣的50%～60%。
[0009]作为本发明的进一步改进，步骤D中，氨水浓度为10%～15%，浸出温度25℃～30℃，反应时间1h～1.5h。
[0010]作为本发明的进一步改进，步骤D中，固液分离后采用水合联氨还原出粗银，粗银用硝酸溶解，添加氨水调节pH=5～6，过滤除Te、Bi，用试剂盐水沉银，使粗盐转化为氯化银，氯化银采用水合联氨再次还原成银粉，银粉质量可达IC-Ag99.99的标准。
[0011]作为本发明的进一步改进，步骤E中，贵金属溶液酸度控制为0.5mol/L～1 mol/L，采用3级萃取将载有Au的有机相萃取出，通过10%的草酸反萃出金粉，金粉经硫酸煮洗产出IC-Au99.99的产品。
[0012]作为本发明的进一步改进，步骤F中，采用缓式还原剂将Pt、Pd还原为单质，缓式还原剂分离铂、钯，选择性很好，避免了铑的带入，简化了铂、钯精炼的难度，同时提高了铑的收率。
[0013]作为本发明的进一步改进，步骤F中，缓式还原剂为试剂盐酸内添加水合联氨N2H4·H2O配置而成，配置后酸度pH=5.0～5.5，减弱其还原性，可选择性的还原Pt、Pd，使Rh、Ir依然保留在溶液。
[0014]作为本发明的进一步改进，步骤F中，将铂、钯还原为单质，再采用水溶液氯化法溶解，利用DOS萃取分离钯，萃取液采用8%的氨水解析，后液经氯钯酸铵沉淀和二氯二氨配亚钯法，再经水和联氨还原、煅烧、氢还原产出海绵钯，产品可达SM-Pd99.99的标准，多次精炼可提升产品质量。萃余液加入氯化铵生成氯铂酸铵，粗氯铂酸铵经2～3遍王水溶解-氯化铵沉淀，煅烧后海绵铂质量达SM-Pt99.99的标准，还原率达98%，铑、铱不足2%，指标优于活性铜粉置换，为下一步精炼创造了条件。
[0015]本发明的有益效果是：
1、本发明通过对低冰镍的贵金属渣进行杂质元素分离，再依靠贵金属的特性和赋存状态进行贵金属的科学合理的分离，最终完成贵金属富集，便于贵金属提取，采用“常压非氧化—加压氧化”的分布分离工艺，将贱金属分离，使贵金属得到高度富集，实现了贵金属的高效回收。
[0016]2、本发明采用硫酸化焙烧具有高效分离硒的能力，避免了后续对铂、钯精炼时的严重扰动，同时将镍、铜、银等都转化为可溶性硫酸盐，并通过稀酸和稀碱的浸出使贵金属脱除，减少了精炼的遍数和运行成本，使贵金属的精炼便捷。
[0017]3、本发明操作便捷，精炼高效，将低冰镍的贵金属渣分步分组分离，将贱金属深度去除，针对不同贵金属采取不同的提炼方法，提炼的贵金属均满足纯度需求，有很强的实用性，应用前景广阔。
附图说明
[0018]图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
[0019]下面结合附图和具体实施方式对本发明做进一步的详细说明。
[0020]实施例1、
如图1所示，将低冰镍湿法浸出的贵金属渣与浓硫酸1:1配比，在650℃的温度下焙烧，持续反应，使贵金属渣内的Se和As分解氧化挥发，Se以H2SeO3的形式进入溶液，极易被烟气中的二氧化硫还原为粗硒，最终使贵金属渣转化为蒸硒渣。
[0021]选取合适的反应器，在反应器内投入蒸硒渣和浓硫酸，随后添加水，控制硫酸浓度至0.5mol/L，在80℃的温度下反应4h，同时添加NaCl，将Ni、Cu和Go浸出，Ni、Cu的浸出率达95%，Go的浸出率达90%，随后加入液碱和水，控制氢氧化钠的浓度为5%，持续反应4h，使Pb和Te浸出，Te和Pb以Na2TeO3和NaPbO2的形式进入溶液，溶液酸化后析出的TeO2可作为提取Te的原料，将蒸硒渣转化为碱浸渣。
[0022]选取合适的反应器，在反应器内投入碱浸渣和浓硫酸，随后添加水，控制硫酸浓度至2mol/L，在85℃的温度下蒸馏，用润湿硫脲的棉球检测Os、Ru的进程，当棉球不在显色时，表明Os、Ru氧化物蒸馏完全，使Os、Ru蒸馏成吸收液，蒸馏结束后在反应渣内添加物料的0.5倍NaCl，使剩余贵金属氧化浸出，Os、Ru吸收液采用二次蒸馏精炼出产品。
[0023]选取合适的反应器，在反应器内投入氧化浸出渣和氨水，氨水浓度为10%，浸出温度25℃，反应时间1h，持续反应至固液分离，用水合联氨还原出粗银，粗银用硝酸溶解，添加氨水调节pH=5，过滤除碲、铋，用试剂盐水沉银，氯化银采用水合联氨再次还原，银粉质量可达IC-Ag99.99的标准，并提取出贵金属溶液。
[0024]将贵金属溶液通过甲基异丁基酮萃取，酸度控制在0.5mol/L，萃取级数3级，用浓度为10%的草酸反萃出金粉，金粉经浓硫酸煮洗后，金粉质量达IC-Au99.99的标准，并提取含有Pt、Pd、Rh、Ir的萃余液。
[0025]将萃余液利用缓式还原剂分离，将Pt、Pd还原为Pt、Pd渣，提取Rh、Ir液，采用TBP萃取分离Ir，依次精炼Rh、Ir。
[0026]再采用水溶液氯化法溶解Pt、Pd渣，利用DOS萃取分离Pd，萃取液采用8%的氨水解析，后液经氯钯酸铵沉淀和二氯二氨配亚钯法，再经水和联氨还原、煅烧、氢还原产出海绵钯，产品可达SM-Pd99.99的标准;萃余液加入氯化铵生成氯铂酸铵，粗氯铂酸铵经2遍王水溶解-氯化铵沉淀，煅烧后海绵铂质量达SM-Pt99.99的标准，还原率达98%，Rh、Ir不足2%，指标优于活性铜粉置换，为下一步精炼创造了条件，Rh、Ir精炼后的产品可满足SM-Rh(Ir)99.95的标准。
[0027]经检测，低冰镍湿法浸出的贵金属渣含金0.018%、银3.53%、铂0.028%、钯0.013%、锇0.0021%、釕0.0024%、铑0.0023%、铱0.0018%、铜44.8%、镍34.2%、钴5.40%、硒3.4%、碲2.5%、铅2.2%、砷1.3%，经过步骤A、B处理后，碱浸渣内铜为1.80%、镍为1.40%、钴为0.55%、硒为0.05%、碲为0.23%、铅为0.43%、砷为0.05%，使贵金属含量从3.6%富集至38.5%，便于高效回收低冰镍湿法浸出的贵金属渣内的各贵金属。
[0028]实施例2、
将低冰镍湿法浸出的贵金属渣与浓硫酸1:1配比，在550℃的温度下焙烧，持续反应，使贵金属渣内的Se和As分解氧化挥发，Se以H2SeO3的形式进入溶液，极易被烟气中的二氧化硫还原为粗硒，最终使贵金属渣转化为蒸硒渣。
[0029]选取合适的反应器，在反应器内投入蒸硒渣和浓硫酸，随后添加水，控制硫酸浓度至1.0mol/L，在85℃的温度下反应4h，同时添加NaCl，将Ni、Cu和Go浸出，Ni、Cu的浸出率达95%，Go的浸出率达90%，随后加入液碱和水，控制氢氧化钠的浓度为5%，持续反应3h，使Pb和Te浸出，Te和Pb以Na2TeO3和NaPbO2的形式进入溶液，溶液酸化后析出的TeO2可作为提取Te的原料，将蒸硒渣转化为碱浸渣。
[0030]选取合适的反应器，在反应器内投入碱浸渣和浓硫酸，随后添加水，控制硫酸浓度至3mol/L，在95℃的温度下蒸馏，用润湿硫脲的棉球检测Os、Ru的进程，当棉球不在显色时，表明Os、Ru氧化物蒸馏完全，使Os、Ru蒸馏成吸收液，蒸馏结束后在反应渣内添加物料的0.6倍NaCl，使剩余贵金属氧化浸出，Os、Ru吸收液采用二次蒸馏精炼出产品。
[0031]选取合适的反应器，在反应器内投入氧化浸出渣和氨水，氨水浓度为15%，浸出温度30℃，反应时间1.5h，持续反应至固液分离，用水合联氨还原出粗银，粗银用硝酸溶解，添加氨水调节pH=6，过滤除碲、铋，用试剂盐水沉银，氯化银采用水合联氨再次还原，银粉质量可达IC-Ag99.99的标准，并提取出贵金属溶液。
[0032]将贵金属溶液通过甲基异丁基酮萃取，酸度控制在1mol/L，萃取级数3级，用浓度为10%的草酸反萃出金粉，金粉经浓硫酸煮洗后，金粉质量达IC-Au99.99的标准，并提取含有Pt、Pd、Rh、Ir的萃余液。
[0033]将萃余液利用缓式还原剂分离，将Pt、Pd还原为Pt、Pd渣，提取Rh、Ir液，采用TBP萃取分离Ir，依次精炼Rh、Ir。
[0034]再采用水溶液氯化法溶解Pt、Pd渣，利用DOS萃取分离Pd，萃取液采用8%的氨水解析，后液经氯钯酸铵沉淀和二氯二氨配亚钯法，再经水和联氨还原、煅烧、氢还原产出海绵钯，产品可达SM-Pd99.99的标准;萃余液加入氯化铵生成氯铂酸铵，粗氯铂酸铵经3遍王水溶解-氯化铵沉淀，煅烧后海绵铂质量达SM-Pt99.99的标准，还原率达99%，Rh、Ir不足1%，指标优于活性铜粉置换，为下一步精炼创造了条件，Rh、Ir精炼后的产品可满足SM-Rh(Ir)99.95的标准。
[0035]经检测，低冰镍湿法浸出的贵金属渣含金0.013%、银3.10%、铂0.021%、钯0.012%、锇0.0018%、釕0.0020%、铑0.0021%、铱0.0018%、铜45.2%、镍35.2%、钴4.15%、硒3.10%、碲1.9%、铅1.8%、砷1.6%，经过步骤A、B处理后，碱浸渣内铜为1.80%、镍为1.42%、钴为0.25%、硒为0.05%、碲为0.16%、铅为0.45%、砷为0.05%，使贵金属含量从3.15%富集至32.4%，便于高效回收低冰镍湿法浸出的贵金属渣内的各贵金属。
[0036]实施例3、
将低冰镍湿法浸出的贵金属渣与浓硫酸1:1配比，在600℃的温度下焙烧，持续反应，使贵金属渣内的Se和As分解氧化挥发，Se以H2SeO3的形式进入溶液，极易被烟气中的二氧化硫还原为粗硒，最终使贵金属渣转化为蒸硒渣。
[0037]选取合适的反应器，在反应器内投入蒸硒渣和浓硫酸，随后添加水，控制硫酸浓度至0.8mol/L，在83℃的温度下反应4h，同时添加NaCl，将Ni、Cu和Go浸出，Ni、Cu的浸出率达95%，Go的浸出率达90%，随后加入液碱和水，控制氢氧化钠的浓度为5%，持续反应4h，使Pb和Te浸出，Te和Pb以Na2TeO3和NaPbO2的形式进入溶液，溶液酸化后析出的TeO2可作为提取Te的原料，将蒸硒渣转化为碱浸渣。
[0038]选取合适的反应器，在反应器内投入碱浸渣和浓硫酸，随后添加水，控制硫酸浓度至2.5mol/L，在90℃的温度下蒸馏，用润湿硫脲的棉球检测Os、Ru的进程，当棉球不在显色时，表明Os、Ru氧化物蒸馏完全，使Os、Ru蒸馏成吸收液，蒸馏结束后在反应渣内添加物料的0.6倍NaCl，使剩余贵金属氧化浸出，Os、Ru吸收液采用二次蒸馏精炼出产品。
[0039]选取合适的反应器，在反应器内投入氧化浸出渣和氨水，氨水浓度为12%，浸出温度28℃，反应时间1.2h，持续反应至固液分离，用水合联氨还原出粗银，粗银用硝酸溶解，添加氨水调节pH=6，过滤除碲、铋，用试剂盐水沉银，氯化银采用水合联氨再次还原，银粉质量可达IC-Ag99.99的标准，并提取出贵金属溶液。
[0040]将贵金属溶液通过甲基异丁基酮萃取，酸度控制在0.8mol/L，萃取级数3级，用浓度为10%的草酸反萃出金粉，金粉经浓硫酸煮洗后，金粉质量达IC-Au99.99的标准，并提取含有Pt、Pd、Rh、Ir的萃余液。
[0041]将萃余液利用缓式还原剂分离，将Pt、Pd还原为Pt、Pd渣，提取Rh、Ir液，采用TBP萃取分离Ir，依次精炼Rh、Ir。
[0042]再采用水溶液氯化法溶解Pt、Pd渣，利用DOS萃取分离Pd，萃取液采用8%的氨水解析，后液经氯钯酸铵沉淀和二氯二氨配亚钯法，再经水和联氨还原、煅烧、氢还原产出海绵钯，产品可达SM-Pd99.99的标准;萃余液加入氯化铵生成氯铂酸铵，粗氯铂酸铵经3遍王水溶解-氯化铵沉淀，煅烧后海绵铂质量达SM-Pt99.99的标准，还原率达99%，Rh、Ir不足1%，指标优于活性铜粉置换，为下一步精炼创造了条件，Rh、Ir精炼后的产品可满足SM-Rh(Ir)99.95的标准。
[0043]经检测，低冰镍湿法浸出的贵金属渣含金0.015%、银3.23%、铂0.024%、钯0.011%、锇0.0020%、釕0.0022%、铑0.0023%、铱0.0019%、铜46.8%、镍33.2%、钴5.15%、硒3.25%、碲2.1%、铅1.9%、砷1.5%，经过步骤A、B处理后，碱浸渣内铜为1.88%、镍为1.32%、钴为0.25%、硒为0.06%、碲为0.18%、铅为0.41%、砷为0.05%，使贵金属含量从3.29%富集至33.5%，便于高效回收低冰镍湿法浸出的贵金属渣内的各贵金属。
说明书附图(1)
