從熔煉捕集料中回收鉑族金屬的方法

2023-06-30 21:10:06 1

專利名稱：：從熔煉捕集料中回收鉑族金屬的方法從熔煉捕集料中回收鉑族金屬的方法本發明涉及回收鉑族金屬的方法，尤其是從熔煉捕集料中回收鉑族金屬的方法。用等離子體熔煉從汽車尾氣淨化失效催化劑及化工催化劑中回收鉑族金屬是八十年代中期才出現的高新技術。1989年8月，北京工業大學出版社出版JeromeF肪man主編的《等離子體技術在冶金中的應用》一書作了這方面的闡述。這種技術是用鐵作捕集劑在約16001800*0的高溫下使催化劑中的鉑族金屬富集在鐵相中，該裝置能夠連續地分離和排出爐渣，間隙式地排放金厲。《PlatinimiMetBull》1985年4期曾報導了美國TexasgulfMineralandMetalsInc.於1984年9月建成了3MW的等離子體電弧熔煉爐，該設備可年生產含212625公斤鉑族金屬的等離子體物料30餘噸。目前美國每年產生等離子體富集物數十噸，含鉑族金展數噸，但由於經濟和技術上的原因，美國目前還缺乏有效的處理等離子體富集物回收怕族金屬的生產工藝。因此，產自美國的數噸等離子體富集物，其中鉑族金屬含量約300公斤，目前是由我公司購買處理，今後有擴大購買處理的技術基礎和經濟基礎。在富集了鉑族金屬的鐵粉中，亦稱捕集金屬或捕集料，鉑族金屬的品位可高達百分之幾。儘管捕集料中鉑族金屬的品位已很高，從中回收鉑鈀銠在技術上卻相當困難。主要是這種捕集料具有很強的抗腐蝕性，用常用的鹽酸加氣化劑處理(如HCl十a2，HCl十NaCK)3等)不能溶完全，甚至用王水處理也很難溶完，而且在溶解過程中還產生相當數量的矽膠，使畫液分離無法進行。《Metals》1988年第6期刊載的J.E.Hoffman的文章指出，在等離子體熔煉溫度下，高溫超過2000"C，如果物料中含碳，則催^99.66%，Pd>99.7%，Rh>98.1%;所用主要試劑均為普通的酸鹼，試劑消耗少，設備投資低，操作簡單，工作氣氛好。工藝方法中的焙燒產物與固體氫氣化物混合鹼熔、水浸，排出了絕大部分的矽，破壞了鉑族金厲與鐵形成的合金，解決了鐵捕集劑熔煉捕集料中鉑族金屬極難轉入溶液的難題。若使捕集料先與濃硫睃反應，則可排出大部分賤金屬鐵，節省昂貴的固體鹼用量。本發明所用試劑的純度為化學純或工業純，所述傳統回收工藝為傳統沉澱法、陽離子交換一化學試劑還原法、傳統溶劑萃取法。本發明所應用的捕集料之一呈灰色細粉狀，具有導磁性，可被磁鐵吸起。該捕集料混勻後四分法取樣的化學分析結果列於表1。表l物料的化學分析結果(％)tableseeoriginaldocumentpage6實施例10)取50O0克粉狀捕集料進電爐焙燒，控溫1000'C,反應時間5小時。②焙燒產物與重量3倍的固體NaOH+BaO混合均勻，盛入鐵坩堝中，進行鹼烙，溫度700'C，時間4小時，出爐稍冷轉移入大體積水中，充分攪拌以完全溶解二氧化矽，進行固液分離，鹼性廢液中除含痕量的Pt外，不含Pd和Rh。③鹼性浸出渣用HCl+NaC103+H2S04溶解，溶解液過濾一次，d)用鐵粉+鋅粉置換富集，置換液中Pt、Pd、Rh的濃度都《ppm。⑤置換渣用HCl並通入Cl2溶解，過濾溶解液，所得濾液中貴金屬的回收率分別為Pt98.5%，Pd98.5%，Rh97.0%。此種貴金厲富集液可用傳統沉澱法進行分離提純。實施例2①取8O0O克粉狀捕集料進電爐焙燒，控溫70O'C，反應時間4小時。②焙燒產物與重量4倍的固體NaOH+KOH混合均勻，盛入鐵坩堝中，進行鹼熔，溫度600t:，時間3小時，出爐稍冷轉移入大體積水中，充分攪拌以完全溶解二氧化矽，進行固液分離，鹼性廢液中除含痕量的Pt外，不含Pd和Rh。③鹼性浸出渣用HC1+HC10溶解，溶解液過濾一次，④用鐵粉+鋅粉+鎂粉置換富集，置換液中Pt、Pd、Rh的濃度都々ppm。(D置換渣用HC1+HN03混合液溶解，過濾溶解液，所得濾液中貴金屬的回收率分別為Pt98.5H，Pd98.5%，Rh97.0%。此種貴金屬富集液可用傳統陽離子交換一化學試劑還原法製取鉑鈀銠三元浪合金屬。實施例3①取濃硫酸1.5升於一小鐵鍋中，加入450克捕集料，用小鐵鏟不斷撥動，用電爐從鍋底緩緩加熱至最高溫度1601C，保溫6小時後，將濃稠的反應物用鐵勺轉入10升水中，所生成的大量硫酸鐵被溶解，過濾產出黑色的富貴金屬渣。②所得硫酸浸煮富貴金屬渣經烘乾後進電爐於800'C焙燒2小時。③將該焙燒產物與重量2倍的固體NaOH混合均勻，盛入鐵坩堝中，於50(TC下鹼熔2小時，出爐稍冷轉移入水中以完全溶解二氧化矽'之後畫液分離，鐵坩堝用水洗。水浸的鹼性浸出渣用HC1溶解，溶解液過濾一次，⑤隨後用鐵粉+鋁粉+鎂粉置換富集溶液中的貴金屬。⑥二次置換富貴金屬渣用HC1+H202溶解，過濾溶解液，所得濾液中貴金屬的回收率分別為Pt98.8°/o，Pd98.9%，Rh97.7%。用傳統沉澱法分離提純所得貴金屬富集液。實施例4①取濃硫酸1.5升於一小鐵鍋中，加入700克熔煉捕集料，用小鐵鏟不斷攪動，用電爐從鍋底緩緩加熱至最高溫度220'C，保溫2小時後，將濃稠的反應物用鐵勺轉入10升水中，生成的大量硫酸鐵被溶解。過濾後產出黑色的富貴金屬渣。檢測廢酸液中貴金屬濃度(按ppm表示)；Pt<l，Pd<l，Rh<7.0，賤金屬濃度Fe10.65,Ni1.05，Cu<0.0005。②硫酸浸煮渣烘乾後進電爐焙燒，控溫800"，保溫4小時。③，產物與重量4倍的固體NaOH+BaO混合，盛入鐵坩堝中，進行鹼熔，溫度600'C，時間4小時，出爐稍冷轉移入水中以完全溶解二氧化矽，鐵坩堝用水洗。鹼性液基本無色，固液分離後鹼性廢液中含Pt:7.8ppm，Pd、RlK2pptn，此步排出了總矽量的89，/。。④鹼性浸出渣用HCl+NaC103溶解，溶解液過濾一次，⑤用鐵片置換富集，置換廢液中Pt、Pd、Rh的濃度都《ppm。⑥二次置換渣用HC1+H202溶解，過濾溶解液，調整體積為一升，分析其中主成份濃度為(g/L):Pt35.0，Pd6.7,Rh4.9，Cu6,0，Zn1.9。此種貴金屬富集液可用傳統溶劑萃取法進行分離提純。貴金屬的回收率分別為Pt97.7%，Pd100%,Rh98.8%。實施例5①取濃硫酸2升於一小鐵鍋中，加入1000克捕集料，用小鐵鏟不斷攪動，用電爐從鍋底緩緩加熱至最高溫度25or:之間，保溫2小時後，將濃稠的反應物用鐵勺轉入10升水中，生成的大量硫酸鐵被溶解。過濾後產出黑色的富貴金屬渣。排出的廢酸液中貴金屬濃度(按ppm表示)Pt<l，Pd<l，Rhl7。②硫酸浸煮渣烘乾後進電爐焙燒，控溫1100'C，保溫2小時。③焙燒產物與重量6倍的固體BaO混合，盛入鐵坩堝中，進行鹼熔，溫度800'C，時間4小時，出爐稍冷轉移入水中以完全溶解二氧化矽，鐵坩堝用水洗。鹼性液基本無色，固液分離後鹼性廢液中含Pt:4.0ppm，Pd<lppm，Rh<2ppm，排出原料中總矽量的95,4%。④鹼性浸出渣用HCl+H2S04+NaC103溶解，溶解液過濾一次，⑤用鋅粉置換富集，置換廢液中Pt、Pd、Rh的濃度都。ppm。⑥二次置換渣用HCl+HN03溶解，過濾溶解液，分析其中主成份濃度為(g/L):Pt51.2，Pd9.6，Rh7.4。貴金屬的回收率分別為Pt100%，Pd100°/。，Rh98%。實施例6(D取5000克粉狀捕集料進電爐焙燒，控溫1000'C，反應時間5小時。②焙燒產物與重量3倍的固體NaOH+BaO混合均勻，盛入鐵坩堝中，進行鹼熔，溫度700'C，時間4小時，出爐稍冷轉移入大體積水中，充分攪拌以完全溶解二氧化矽，進行固液分離，鹼性廢液中除含痕量的Pt外，不含Pd和Rh。,性浸出渣用HC1+H202+H2SCU溶解，溶解液過濾一次，④用鐵塊+鋅塊置換富集，置換液中Pt、Pd、Rh的濃度都〈ppm。⑤置換渣用HCl並通入Cb溶解，過濾溶解液，所得濾液中貴金屬的回收率分別為Pt98.5*/。，Pd98.5%，Rh97.0%。此種貴金屬富集液可用傳統沉澱法或溶劑萃取法進行分離提純。實施例70)取濃硫酸2升於一小鐵鍋中，加入1200克捕集料，用小鐵鏟不斷攪動，用電爐從鍋底緩緩加熱至最高溫度2001C，保溫5小時後，將濃稠的反應物用鐵勺轉入10升水中，生成的大量硫酸鐵被溶解。過濾後產出黑色的富貴金屬渣。排出的廢酸液中貴金屬濃度(按ppm表示):Pt<l，Pd<l，Rh<7.0，賤金厲濃度(g/L);Fe:10.65,Ni:1.05,Cu<0.0005。(D硫酸浸煮渣烘乾後進電爐焙燒，控溫900t;，保溫3小時。③焙燒產物與重量3倍的固體NaOH+KOH十BaO混合均勻，盛入鐵坩堝中，進行鹼傳，溫度750'C，時間3小時，出爐稍冷轉移入水中，充分攪拌以完全溶解二氧化矽，鐵坩堝用水洗。鹼性液基本無色，固液分離後鹼性廢液中含Pt-7.8ppm，Pd、Rh<2ppm，此步排出總矽量的89.5%。④鹼性浸出渣用HC1+HC10溶解，溶解液過濾一次，⑤用鋁粉+鋅粉置換富集，置換後廢液中Pt、Pd、Rh的濃度都《ppm。⑥二次置換渣用HCl+NaC103溶解，過濾後溶解液中的主成份濃度為(g/L):Pt:35.0，Pd:6.7,Rh:4.9，Cu:6.0，Zn:1.9。此種貴金屬富集液可以採用傳統溶劑萃取法進行分離提純。貴金屬的回收率分別為Pt97.7%，Pd100%，Rh98.8%。權利要求1.一種從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，依次包括下列工藝步驟①將物料於700～1100℃下焙燒2～6小時；②按相同單位重量比焙燒渣∶固體鹼＝1∶2～6，將①步所得焙燒渣與固體鹼混合，於400～800℃下加熱2～6小時，固體鹼為NaOH、KOH、BaO之至少一種；③用大量水浸出②步所得鹼熔物，澄清，固液分離④用酸性溶液HCl或HCl+H2SO4之任一種溶解③步所得水浸渣⑤用活潑金屬鋅、鎂、鋁、鐵之至少一種從④步所得酸性溶液中置換出貴金屬渣，；⑥用酸性溶液HCl+H2O2、HCl+NaClO3、HCl+Cl2、HCl+HNO3之任一種溶解⑤步所得貴金屬渣，得到富含貴金屬的富液，之後採用傳統回收工藝提取其中的鉑、鈀、銠。2,根據權利要求1所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於在進行所述步驟①之前，於160250'C下用濃硫酸浸煮熔煉捕集料26小時，隨後用大量水稀釋，之後固液分離，所得固體物茅鬥用所述步驟(D、②、⑨、④、、⑥順序處理。3.根據權利要求2所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於所述濃硫酸浸煮步驟中的濃硫酸用量為濃硫酸容積物料重量=1升300600克。4.根據權利要求3所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於所述濃硫酸浸煮溫度為160220'C，浸煮時間為24小時，濃硫酸浸煮用量為濃硫酸容積物料重量=1升4SO550克。5.根據權利要求1所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於步驟①所述焙燒溫度為8001000'C，焙燒時間為2~4小時。6,根據權利要求1所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於步驟②所述焙燒渣固體鹼=1:35，加熱溫度為450750t:，加熱時間24小時，固體鹼為NaOH。7.根據權利要求1所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於在進行步驟④的過程中，加入11202、HCIO、NaCK)3之任一種。8.根據權利要求1所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於步驟⑤所述用於置換的活潑金屬為粉末。9.根據權利要求1所述的從熔煉捕集料中回收鉑鈀銠的方法，其特徵在於在進行所述步驟①之前,於160220'C下用濃硫酸浸煮熔煉捕集料24小時，濃硫酸浸煮用量為濃硫酸物料-i升4SO550克，隨後用大量水稀釋，之後固液分離，所得固體物料用所述步驟0)、②、③、④、⑤、⑥順序處理，所述步驟①焙燒溫度為80010(XrC，焙燒時間為24小時，所述步驟②焙燒渣固體鹼=1:35，加熱溫度為450750°C，加熱時間2~4小時，固體鹼為NaOH，在進行所述步驟④時，加入H202、HCIO、NaC103之任一種，所述步驟⑤用於置換的活潑金屬為粉末或塊體。全文摘要本發明涉及從等離子體熔煉捕集料回收鉑族金屬的方法，步驟為①濃硫酸浸煮物料，②焙燒硫酸浸煮渣，③焙燒產物與固體氫氧化物混合後鹼熔，④鹼性浸渣用HCl等溶解，⑤溶解液用活潑金屬鐵等置換，⑥置換渣用HCl+H2O2等溶解得到鉑族金屬富液。貴金屬富液中含少量銅、鋅和微量鉛、錫、鐵，達到回收率指標Pt＞99.66％、Pd＞99.7％、Rh＞98.1％。發明解決了等離子熔煉捕集料中貴金屬極難轉入溶液的難題，適於處理含矽高、抗腐蝕性強的物料。文檔編號C22B3/00GK101575674SQ01122339公開日2009年11月11日申請日期2001年6月28日優先權日2001年6月28日發明者謝明進,景陳,陳奕然申請人:貴研鉑業股份有限公司