DOI: 10.11817/j.ysxb.1004.0609.2021-37748

铂钯精矿湿法分离Bi、Fe富集贵金属工艺

邓雨晴，张福元，张金池，徐  亮，赵  卓

(安徽工业大学 冶金工程学院，马鞍山 243032)

摘  要：以铜阳极泥分铜液还原所得铂钯精矿为原料，根据其矿物特性选择HCl作为浸出剂湿法脱除Bi、Fe等主要贱金属元素，富集Au、Ag、Pt、Pd等贵金属；通过热力学计算绘制Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)在盐酸体系的组分分布图，实验考察了HCl浓度、Cl^-浓度、反应温度和时间等因素对Bi、Fe浸出率的影响。结果表明：在HCl浓度为2 mol/L、不添加Cl^-、液固比为20:1、50 ℃恒温反应1 h，渣率仅为24.37%，Bi和Fe的浸出率分别达96.24%和93.08%，浸出液中Bi(Ⅲ)和Fe(Ⅲ)分别以[BiCl₆]^3-和[FeCl₂]⁺络合物形式存在，浸出渣的主要成分为Ag、Ti、Fe和Te，含量分别为20.22%、15.25%、5.87%和4.57%，Au、Pt、Pd品位分别为2930 g/t、1980 g/t、1330 g/t，SEM像表明浸出渣呈大小不均的颗粒状，EDS谱显示浸出渣中含有Fe、Ti、Ag等金属元素，XRD结果显示渣的主要物相为AgCl，实现铂钯精矿中杂质的分离及贵金属的富集。

关键词：铂钯精矿；贵金属；酸性浸出；富集；浸出率

文章编号：1004-0609(2021)-01-0141-10　　     中图分类号：TF83　　     文献标志码：A

引文格式：邓雨晴, 张福元, 张金池, 等. 铂钯精矿湿法分离Bi、Fe富集贵金属工艺[J]. 中国有色金属学报, 2021, 31(1): 141-150. DOI: 10.11817/j.ysxb.1004.0609.2021-37748

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铂族金属因其有不可取代的优异物理化学性能，可被加工成多种功能材料，广泛应用于工业催化、信息监控、医学、军工宇航等多个领域，被誉为现代工业维他命^[1]，在现代工业中有着举足轻重的地位。我国作为世界第二大经济体，已成为全球最大的铂族金属消费市场，但我国的铂族矿产资源仅占世界总储量的0.2%，供给量无法满足国内需求^[2]。因此，如何充分利用多种铂族金属二次资源，已成为解决我国铂族金属供需矛盾的主要途径。

目前，有色金属电解精炼阳极泥和高品位铂族金属废料是被广泛利用的铂族金属二次资源，铜铅阳极泥^[3]含有较多Au、Ag、Pt、Pd等贵金属，报废汽车尾气三元催化剂、废旧石油化工催化剂和报废燃料电池等二次资源富含Pt、Pd、Rh和Ru等多种贵金属^[4-6]。在铜阳极泥预处理富集贵金属过程中产生了相当于铜阳极泥质量3~4倍的分铜液。据不完全统计每年约产生30万m³的分铜液^[7]，其中溶有一定量的Au、Pt、Pd等贵金属^[8-9]基本未回收。某贵金属高效复合捕集剂^[10]可将分铜液中的绝大多数贵金属与少量贱金属As、Te、Bi、Te、Fe等共沉淀得到了铂钯精矿^[11]，精矿中贵金属品位为1443 g/t，无法直接精炼提纯，需对其进行预先除杂、富集贵金属元素，为贵金属的分离精炼创造必要条件。

分铜液中+3价的Bi和Fe^[12]在捕集贵金属过程中分别形成高比表面积的铋酸盐和铁氧化物，作为絮凝剂与Au、Pt、Pd等共沉淀，是铂钯精矿中的主要杂质元素。铂钯精矿中以铋酸盐物相形式存在的铋在酸性条件下易与Cl^-结合形成稳定络合物，可通过酸性氯化体系对该类物料湿法分离金属铋，如盐酸浸出法^[13-14]、盐酸-添加剂浸出法^[15-16]等；另外，根据软硬酸碱理论，Fe³⁺属于硬酸类离子易与硬碱类配体络合，可采用含硬碱配体的酸性体系对精矿中铁氧化物浸出分离，如硫酸浸出法^[17]、盐酸浸出法^[18]。综合考虑铂钯精矿浸出Bi、Fe并协同富集贵金属，本文拟采用酸性氯化体系对铂钯精矿进行湿法预处理，考察多种因素对杂质元素Bi、Fe浸出率的影响，明确铂钯精矿在该体系下高效富集的规律，为该类物料处理提供一定参考依据和相关理论指导。

1  实验

1.1  实验原料

原料由国内某铜冶炼厂稀贵车间的铜阳极泥分铜液高效还原富集所得^[10-11]，在110 ℃烘箱内干燥24 h并破碎研磨至74 μm以下。铂钯精矿多元素分析结果和物相组成分别如表1和图1所示。

表1  铂钯精矿的元素组成

Table 1  Element compositions of platinum and palladium concentrate (mass fraction, %)

由表1可知，铂钯精矿中含有较多的Bi、Fe、Ti杂质，含量分别为23.78%、21.19%、11.81%；主要贵金属Ag含量为5.23%，其他贵金属Au、Pt、Pd品位分别为636 g/t、473 g/t、334 g/t，贵金属品位相对较高，具有较高的回收价值。

由图1可知，XRD谱中主要出现单质Ag的衍射峰；未见含量较高的Bi、Fe、Ti等元素的衍射峰，该类元素可能以非晶态的形式存在，在图谱中出现较多反映非晶区的弥散峰型；其他元素如贵金属Au、Pt、Pd含量相对较低，未出现明显的衍射峰。

图1  铂钯精矿的XRD谱

Fig. 1  XRD pattern of platinum and palladium concentrate

1.2  实验方法

量取一定体积的盐酸溶液于500 mL烧杯中，烧杯置于恒温水浴锅内搅拌加热，温度达到设定值后，加入10.00 g铂钯精矿搅拌浸出，反应结束后过滤，滤渣烘干待测。根据浸出渣的检测结果计算主要杂质元素浸出率，其计算公式如下：

                (1)

式中：表示元素的浸出率，%；w_Z(A)表示浸出渣中元素A的质量分数，%；m、m_Z分别表示铂钯精矿、浸出渣的质量，g；w(A)表示原料中元素A的质量分数，%。

1.3  分析方法

德国布鲁克D8 Advance型X射线衍射仪 (XRD)对固体样品进行物相分析；赛默飞世尔ARLAdvant′X Intellipower^TM3600型X射线荧光光谱仪(XRF)分析固体样品元素组成；美国FEI公司Nova Nano SEM430型场发射电子扫描电镜(SEM)观察固体样品微观形貌；Au、Pt和Pd参照GB/T 7739.1—2007采用火试金-ICP分析检测；采用EDTA滴定法测定Bi含量。

1.4  实验原理

由实验原料铂钯精矿富集过程可知^[10-11]，铂钯精矿中Bi、Fe分别呈Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)且以氧化物或无机盐的形式存在，各种物相均易与HCl反应形成氯配合物，其反应如式(2)~(4)所示：

Bi₂O₃+6H⁺+6Cl^-=2BiCl₃+3H₂O,

Δ_fG^Θ (293 K)=-56.762 kJ/mol                 (2)

Fe₂O₃+6H⁺+4Cl^-=2FeCl₂⁺+3H₂O,

Δ_fG^Θ (293 K)=-168.034 kJ/mol                (3)

Ag+Fe³⁺+Cl^-=AgCl+Fe²⁺,

Δ_fG^Θ (293 K)=-52.029 kJ/mol                 (4)

由式(2)~(4)可知，当温度为20 ℃时，Bi₂O₃、Fe₂O₃均可与盐酸发生反应，而Ag会被氧化形成AgCl沉淀富集在浸出渣中，从热力学角度分析采用盐酸体系浸出Bi和Fe是可行的。为了尽可能溶出Bi、Fe，需提供过量的HCl，溶出的Bi³⁺、Fe³⁺及反应生成的AgCl沉淀均可与Cl^-络合，其稳定常数如表2所列。

由表2可知，Bi³⁺在氯化体系可结合不同数量的Cl^-形成相应络合物：[BiCl]²⁺，[BiCl₂]⁺，BiCl₃，[BiCl₄]^-，[BiCl₅]^2-，[BiCl₆]^3-；Fe³⁺在氯化体系结合不同数量的Cl^-，形成[FeCl]²⁺、[FeCl₂]⁺、FeCl₃、[FeCl₄]^-稳定络合物；Ag⁺在氯化体系结合不同数量Cl^-形成AgCl、[AgCl₂]^-、[AgCl₃]^2-、[AgCl₄]^3-；根据物料守恒，溶液中Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)、Ag(Ⅰ)的总浓度分别如式(5)~(7)所示。

[Bi(Ⅲ)]_T=[Bi³⁺]+[BiCl]²⁺+[BiCl₂]⁺+[BiCl₃]+[BiCl₄]^-+[BiCl₅]^2-+[BiCl₆]^3-  (5)

[Fe(Ⅲ)]_T=[Fe³⁺]+[FeCl]²⁺+[FeCl₂]⁺+[FeCl₃]+[FeCl₄]^-         (6)

[Ag(Ⅰ)]_T=[Ag⁺]+[AgCl]+[AgCl₂]^-+[AgCl₃]^2-+[AgCl₄]^3-       (7)

根据表2中Bi(Ⅲ)和Cl^-络合物的累计稳定常数及热力学关系，利用Orgin 8.0绘制Bi(Ⅲ)在氯化体系各组态组分数φ与lg[Cl^-]的关系曲线如图2所示。

图2  氯化铋配合物组分与Cl^-关系图

Fig. 2  Relationship between bismuth chloride complex and chloride ion concentration

由图2可知，在Bi³⁺-HCl-H₂O中，当[Cl^-]＜10^-5 mol/L时Bi³⁺的组分数约为99%，占绝对优势；随着[Cl^-]的增加，Bi³⁺组分比例逐渐降低，当[Cl^-]增加到7.9×10^-3 mol/L时Bi³⁺、[BiCl]²⁺、[BiCl₂]⁺三种组态共存，且Bi³⁺和[BiCl]²⁺的组分数相等；[Cl^-]进一步增加，[BiCl]²⁺组分数逐渐降低，并结合Cl^-形成BiCl₃，当[Cl^-]=0.031 mol/L时，[BiCl₂]⁺、BiCl₃和[BiCl₄]^-的组分数同为30%；当[Cl^-]=0.1 mol/L时，[BiCl₄]^-、BiCl₃和[BiCl₅]^2-共存，[BiCl₄]^-的组分数达到最高值44%；随着[Cl^-]继续上升，组态[BiCl₅]^2-在溶液中占优势，同时进一步结合Cl^-形成[BiCl₆]^3-；当[Cl^-]=0.43 mol/L时，[BiCl₅]^2-和[BiCl₆]^3-在该体系下的组分数同为45 %，之后随[Cl^-]的增加在溶液中Bi(Ⅲ)主要以[BiCl₆]^3-形式存在。

根据Fe(Ⅲ)和Cl^-的累计稳定常数及热力学计算，可得Fe(Ⅲ)在氯化体系各组态组分数φ与lg[Cl^-]关系曲线如图3所示。

表2  Bi³⁺、Fe³⁺、Ag⁺与Cl^-络合物的稳定常数

Table 2  Stability constant data for chlorocomplexes of bismuth, iron and silver (25 ℃)

图3  氯化铁配合物组分与Cl^-关系图

Fig. 3  Relationship between ferric chloride complex and chloride ion concentration

由图3可知，在Fe³⁺-HCl-H₂O中，当[Cl^-]＜10^-3 mol/L时溶液中Fe³⁺占绝对优势；随着[Cl^-]的增加Fe³⁺组分数降低，当[Cl^-]增加到约为0.032 mol/L时，Fe³⁺和[FeCl]²⁺的组分数相同且[FeCl₂]⁺开始转化生成；当[Cl^-]=0.09 mol/L时，溶液中Fe³⁺、[FeCl]²⁺和[FeCl₂]⁺共存，此时Fe³⁺和[FeCl₂]⁺的组分数相同且均为22%，[FeCl]²⁺在溶液中的组分数达到最大为56%；当[Cl^-]=1.44 mol/L时，[FeCl]²⁺、[FeCl₂] ⁺和FeCl₃三种组态共存，此时[FeCl]²⁺和转化生成的FeCl₃组分数相同，[FeCl₂]⁺的组分占比达到其在溶液的最大值约为76.6%，当[Cl^-]持续增加，[FeCl₂]⁺逐渐转变为FeCl₃和[FeCl₄]^-。

同理可根据Ag⁺与Cl^-的热力学关系，绘制Ag(Ⅰ)在氯化体系各组态组分数φ与lg[Cl^-]关系曲线，结果如图4所示。

由图4可知，在[Cl^-]=1×10^-5 mol/L时，溶液中Ag(Ⅰ)主要以Ag⁺的形式存在，随着[Cl^-]增加，AgCl的组分占比增加，当[Cl^-]为2.37×10^-3 mol/L时，Ag(Ⅰ)主要以AgCl沉淀形式存在，继续增加[Cl^-]，AgCl沉淀逐渐转变为[AgCl₂]^-和[AgCl₃]^2-而溶解在溶液中，因此Cl^-浓度对Ag的浸出影响较大。

综上所述，Bi、Fe和Ag均可与HCl发生反应，通过Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)和Ag(Ⅰ)的组分分析，Bi、Fe在酸性Cl^-体系下均可形成可溶性络离子，且随着溶液中[Cl^-]的增加，Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)与Cl^-形成的络离子呈高配位稳定趋势，而反应生成的AgCl沉淀在[Cl^-]过高时会与Cl^-进一步络合形成可溶性络合物而不利于贵金属Ag的富集；通过条件实验，在盐酸体系中，Bi和Fe将协同浸出，Ag不具备热力学浸出条件，而具有较强的耐腐蚀性的Au、Pt、Pd基本不发生溶解反应。

图4  氯化银络合物组分和Cl^-关系图

Fig. 4  Relationship between silver chloride complex and chloride ion concentration

2  结果与讨论

2.1  HCl浓度对Bi、Fe浸出率的影响

量取不同浓度HCl溶液300 mL于500 mL烧杯中，恒温水浴锅控温80 ℃，倒入10.00 g铂钯精矿恒温搅拌2 h，考察HCl浓度对主要杂质元素Bi、Fe浸出率的影响，结果如图5所示。

由图5可知，随着HCl浓度的增加，Bi、Fe浸出率呈不同趋势增大。当HCl浓度由0.5 mol/L增加至2 mol/L时，Fe的浸出率由72.72%快速增加到93.28%；Bi的浸出率由94.94%增加到97.49%；继续增加HCl浓度，两者浸出率趋于稳定，达到溶解动态平衡。HCl浓度对Bi、Fe浸出率的影响主要表现于[H⁺]和[Cl^-]。随着[H⁺]增大，铋酸盐和铁氧化物的溶解反应向右移动，利于Bi、Fe的溶出，且Bi(Ⅲ)和Fe(Ⅲ)开始水解的pH较小，Fe(Ⅲ)在pH=1.14时开始沉淀，Bi(Ⅲ)开始水解的pH在0.5左右，即[H⁺]增大可以抑制Bi(Ⅲ)和Fe(Ⅲ)离子的水解。在不同[Cl^-]下，Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)在溶液中的存在形式各异，当HCl浓度为0.5 mol/L时，Bi(Ⅲ)以[BiCl₄]^-、[BiCl₅]^2-和[BiCl₆]^3-三种形态共存，[BiCl₅]^2-为溶液中Bi(Ⅲ)的主要形态；Fe(Ⅲ)主要以[FeCl₂]⁺的形态和Fe³⁺、[FeCl]²⁺共存于溶液中；[Cl^-]的增加使Bi、Fe呈现高配位稳定趋势，以促进浸出反应向右进行，提高Bi、Fe的浸出率。综合考虑，选择2 mol/L为适宜的HCl浓度。

图5  HCl浓度对Bi、Fe浸出率的影响

Fig. 5  Effect of hydrochloric acid concentration on leaching efficiency of bismuth and iron

2.2  [Cl^-]对Bi、Fe浸出率的影响

量取2 mol/L的HCl溶液300 mL于500 mL烧杯，加入不同质量的CaCl₂以调节[Cl^-]，倒入10.00 g铂钯精矿80 ℃恒温搅拌反应2 h，考察[Cl^-]对Bi、Fe的浸出率的影响，结果如图6所示。

由图6可知，随着[Cl^-]增加，Bi的浸出率基本稳定在97%左右，Fe的浸出率由82.54%升至91.70%。[Cl^-]对Fe的浸出率影响较大，当[Cl^-]= 1 mol/L时，溶液中Bi(Ⅲ)主要以[BiCl₆]^3-形式存在，已为最高配位稳定存在形式，溶液中Fe(Ⅲ)的存在形式为[FeCl]²⁺、[FeCl₂]⁺、FeCl₃，主要存在形式为[FeCl₂]⁺；随着[Cl^-]增大，Fe(Ⅲ)的存在形式逐渐向更稳定的高配位络合物转变，因此增大[Cl^-]对Fe浸出率的影响较Bi大；当[Cl^-]由1 mol/L增加到5 mol/L，渣率由38.49%下降到25.59%，Fe的浸出率仅由82.54%增加到92.70%。此时含量较高的贵金属Ag是否溶出十分关键。由于Ag与HCl反应生成的AgCl可与Cl^-进一步络合生成可溶性络合物，当不添加Cl^-时，Ag的浸出率仅为0.66%，但当[Cl^-]=5 mol/L时，Ag的浸出率上升至82.92%，因此综合考虑不额外添加Cl^-。

图6  Cl^-浓度对Bi、Fe浸出率的影响

Fig. 6  Effect of chloride ion concentration on leaching efficiency of bismuth and iron

2.3  浸出温度对Bi、Fe浸出率的影响

量取2 mol/L的HCl溶液300 mL于500 mL烧杯，在不同温度下搅拌加热，温度达到设定值后倒入10.00 g铂钯精矿，恒温反应2 h，考察反应温度对Bi、Fe浸出率的影响，结果如图7所示。

图7  浸出温度对Bi、Fe浸出率的影响

Fig. 7  Effect of leaching temperature on leaching efficiency of bismuth and iron

由图7可知，随着浸出温度的提高，Bi的浸出率略微增大，Fe的浸出率明显增加。当温度由20 ℃上升至80 ℃，Bi的浸出率由95.78%上升至97.02%，铁的浸出率由82.33%升至96.62%。提高浸出温度可以增加反应物分子运动速率，进而提高反应物分子间的有效碰撞，增加溶液中活化分子占比，有利于浸出反应向右进行以提高Bi、Fe浸出率；但当浸出温度高于50 ℃，HCl的挥发较大，溶液中HCl浓度降低并恶化反应环境，Bi、Fe浸出率增加趋势变缓，因此综合考虑浸出温度50 ℃为宜。

2.4  液固比对Bi、Fe浸出率的影响

量取不同体积2 mol/L HCl溶液于500 mL烧杯，水浴锅控温50 ℃，倒入10.00 g铂钯精矿于烧杯中恒温反应2 h，考察液固比对Bi、Fe的浸出率的影响，结果如图8所示。

图8  液固比对Bi、Fe浸出率的影响

Fig. 8  Effect of liquid-solid ratio on leaching efficiency of bismuth and iron

由图8可知，随着液固比增加Bi、Fe的浸出率均略有增加，Bi的浸出率由94.83 %升至95.73%，Fe的浸出率由90.08%升至92.23%。液固比较小时矿浆黏度较大、酸量低不利于Bi、Fe的浸出，随着液固比的增大，液固两相之间的传质得到强化，当液固比达到20:1时，Bi的浸出率达到95.42%，再增加液固比浸出率变化不大，综合考虑液固比20:1为宜。

2.5  浸出时间对Bi、Fe浸出率的影响

量取2 mol/L的HCl溶液200 mL于500 mL烧杯，控制温度50 ℃，倒入10.00 g铂钯精矿恒温反应不同时间，考察浸出时间对Bi、Fe浸出率的影响，结果如图9所示。

由图9可知，在所取时间范围内Bi和Fe均有较高浸出率，随着浸出时间的延长，二者的浸出率均呈略微降低趋势，Bi的浸出率由96.28%降至95.73%，Fe的浸出率由94.31%降至93.21%。精矿中的Bi、Fe主要以铋酸盐和铁氧化物的形式存在，与HCl反应较快，但随着浸出时间的延长，HCl的挥发量增加，大量盐酸消耗和部分挥发使矿浆酸度快速降低，反应溶出的Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)发生部分水解沉淀于渣中，导致随反应时间的增加浸出率呈略微下降趋势，因此选择铂钯精矿的浸出时间为1 h。

图9  浸出时间对Bi、Fe浸出率的影响

Fig. 9  Effect of leaching time on leaching efficiency of bismuth and iron

2.6  HCl浸出优化实验

在HCl浓度2 mol/L、液固比20:1、50 ℃恒温反应1 h的优化条件下，对铂钯精矿进行了3次浸出优化实验，浸出渣率仅为24.37 %，主要杂质元素Bi、Fe、Ti和Te的浸出结果如表3所列，浸出渣化学成分如表4所列，浸出渣XRD谱和SEM-EDS图分别如图10和11所示。

表3  铂钯精矿优化浸出实验结果

Table 3  Experimental results of optimum leaching of platinum palladium concentrate

表4  浸出渣的元素组成

Table 4  Element component of leaching residue (mass fraction, %)

图10  浸出渣XRD谱

Fig. 10  XRD pattern of leaching residue

图11  浸出渣SEM像及EDS谱

Fig. 11  SEM images ((a), (b), (c), (d)) and EDS patterns ((a′), (b′) ,(c′) ,(d′)) of leaching residue

由表3可知，在优化条件下，Bi、Fe的平均浸出率分别为96.24%和93.08%，原料中含量相对较低的杂质元素Ti、Te的浸出率分别为76.02%和57.54%，Ti的浸出率较Bi、Fe低，可能是存在反应生成的TiCl₄水解产生TiO₂沉淀进入浸出渣中。

由表4可知，浸出渣中Bi含量由铂钯精矿中的23.78%降低到3.62%，浸出率达到96.24%，Fe含量由铂钯精矿中的21.19%降至5.87%，浸出率为93.08%，浸出渣率为24.37%，使贵金属富集了近5倍，浸出渣中贵金属Ag含量由5.23%上升至20.22%，Au、Pt、Pd的合计品位为6240 g/t。

由图10可以看出，浸出渣中主要出现AgCl衍射峰，AgCl为精矿中的单质Ag还原FeCl₃所得，其他元素含量较低或以非晶态形式存在未出现明显衍射峰。由图11(a)、(b)、(c)、(d)可知，浸出渣呈大小不一的细颗粒或粉末状；由图11(a′)、(c′)、(d′)可知，图11(a)、(c)、(d)所示区域由O、Cl、Ti、Ag等元素组成，根据Cl原子和Ag原子的质量分数计算其原子摩尔比，所得结果均为1左右，结合浸出渣XRD谱，图11(a)、(c)、(d)所示区域的Ag应主要以AgCl的形式存在，而图11(a′)、(c′)、(d′) EDS能谱图中O原子的占比均为66%以上，推测图11(a)、(c)、(d)所示区域Fe、Ti、Cu主要以氧化物形式存在；图11(b)所示区域主要元素为Ti、Si、Te，但Ti的含量明显较图11(a)、(c)、(d)所示区域高；主要杂质元素Bi由于含量较低且较为分散未能在所示区域的EDS能谱中出现衍射峰。

3  结论

1) 绘制了在不同[Cl^-]下Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)的组分图，Bi³⁺、Fe³⁺在氯化体系下均可与Cl^-形成可溶性络合物，[Cl^-]=2 mol/L时，Bi(Ⅲ)主要以[BiCl₆]^3-的形态存在于溶液中，Fe(Ⅲ)的主要存在形态为[FeCl₂]⁺。

2) 在HCl浓度为2 mol/L、液固比为20:1、50 ℃恒温反应1 h的优化条件下，渣率为24.37%，Bi、Fe的浸出率分别达到96.24%、93.08%，Ti、Te杂质被协同分离，浸出率分别为76.02%和57.54%。

3) 浸出渣主要物相为AgCl，主要成分为Ag，含量达到20.22%，贵金属Au、Pt、Pd的合计品位为6240 g/t，贵金属富集了近5倍，浸出渣微观形貌呈大小不一的颗粒或粉末状。

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Enrichment of precious metals by hydrometallurgical separation of Bi and Fe from platinum palladium concentrate

DENG Yu-qing, ZHANG Fu-yuan, ZHANG Jin-chi, XU Liang, ZHAO Zhuo

(School of Metallurgical Engineering, Anhui University of Technology, Maanshan 243032, China)

Abstract: The platinum palladium concentrate from copper anode slime was used as raw material. According to its mineral characteristics, HCl was selected as leaching agent to remove the main base metals such as Bi, Fe and enrich the precious metals such as Au, Ag, Pt and Pd. The composition distribution of Bi(Ⅲ) and Fe(Ⅲ) in hydrochloric acid system was plotted by thermodynamic calculation. The influences of the concentrations of HCl and Cl^-, reaction temperature and time, and other factors leaching on efficiencies of Bi and Fe were investigated experimentally. The results show that the leaching efficiencies of Bi and Fe are 96.24% and 93.08%, respectively, when the HCl concentration is 2 mol/L, no chloride ion is added, the liquid-solid ratio is 20:1 and at 50 ℃ for 1 h. Bi (Ⅲ) and Fe (Ⅲ) in the leaching solution are mainly in the forms of [BiCl₆]^3- and [FeCl₂]⁺ complexes. The main components of the leaching residue are Ag, Ti, Fe and Te, with the contents of 20.22%, 15.25%, 5.87% and 4.57%. The grades of Au, Pt and Pd are 2930 g/t, 1980 g/t and 1330 g/t. The SEM images show that the leached residue is granular with uneven size. The EDS images show that the leached residue contains Fe, Ti, Ag and other metal elements. The results of XRD show that the main phase of the residue is AgCl, which realizes the separation of impurities and the enrichment of precious metals.

Key words: platinum palladium concentrate; precious metals; acid leaching; enrichment; leaching efficiency

Foundation item: Projects(U1703130, 51904003) supported by the National Natural Science Foundation of China; Project(SKF18-01) supported by the Metallurgical Engineering & Resources Recycling Foundation of Anhui Province Key Laboratory, China

Received date: 2020-03-27; Accepted date: 2020-09-17

Corresponding author: ZHANG Fu-yuan; Tel: +86-13939816876; E-mail: sanzhfy@163.com

(编辑  王  超)

基金项目：国家自然科学基金资助项目(U1703130，51904003)；安徽省重点实验室开发基金资助项目(SKF18-01)

收稿日期：2020-03-27；修订日期：2020-09-17

通信作者：张福元，教授，博士；电话：13939816876；E-mail：sanzhfy@163.com