金铂钯合金制备

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铂族金属旧料中回收铂、钯、铑生产流程

铂族金属旧料中回收铂、钯、铑生产流程

从铂族金属旧料中提纯铂、钯、金生产流程北京金飞腾科技有限公司原料对象主要是贵金属首饰厂家的边角旧料和生产旧料,铂族金属品位在X‰-XX%,金属提纯纯度为:99.9%以上,铂、钯一次直接回收率皆在99.7%以上,金的回收率在99.95%以上。

这里重点介绍一下铂族金属三元旧料铂、钯、金的分离和精制提纯工艺过程。

一、从以铂为主的三元旧料分离含量大约为93%铂、5%钯、2%金的工艺流程:三元旧料↓预处理(铸条)↓压片至0.1-0.2毫米↓王水溶解↓先用甲酸赶硝酸,最后用盐酸赶硝酸,溶解完成后过滤↓加亚硫酸钠还原金↓滤液滤渣↓↓丁二酮肟沉淀钯送金的提取和精炼↓过滤分离钯↓滤液用氯化铵沉铂↓氯铂酸铵↓煅烧↓99.9%铂二、硝酸溶解—高含量75%-95%钯的提纯分离先将物料放入玻璃反应釜内,加少量水润湿,缓慢加入硝酸,待反应平稳后,接通蒸汽开始加热。

溶解开始时,反应非常剧烈,视反应情况,缓慢补加硝酸,注意反应滞后,冒缸,等液面较为平稳时,再补加少量硝酸,溶解结束后,继续加热浓缩,趁热加入试剂A(可缩短赶硝时间)进行赶硝作业,直至无黄烟冒出时为终点。

钯在浓硝酸作用下发生如下反应:Pd+4HNO3⇋Pd(NO3)2+2NO2↑+2H20钯在稀硝酸作用下发生如下反应:3Pd+8HNO3⇋3Pd(NO3)2+2NO↑+4H20采用单纯硝酸溶解,钯溶解进入溶液,此时铂、金进入不溶残渣而实现铂、金与钯的分离。

过滤除去不溶物,滤出钯的溶液,在沉淀时必须加入氧化剂氯酸钠、硝酸、双氧水等,使二价钯氧化成四价钯。

一般情况下在母液中直接加工业盐酸,过1小时后,加入氯化铵,再过1小时后,取小样过滤母液,滤液加氯化铵看有无混浊或红色沉淀(反应完全后,颜色为黄绿色)。

过滤得到氯钯酸铵,用酸化的10%氯化铵溶液洗红色的滤饼几遍后,称重送钯的精制。

其化学反应方程式为H2PdCl4+2NH4Cl+Cl2⇋ ( NH4) 2Pd Cl6↓+2HCL三、王水溶解—铂的提纯分离先将物料放入玻璃反应釜内,加少量水润湿,缓慢加入盐酸,接通导热油开始加热至沸腾,加入硝酸,溶解开始,反应非常剧烈,视反应情况,缓慢补加硝酸,注意反应滞后,冒缸,等液面较为平稳时,,再补加少量硝酸,溶解结束后,继续加热浓缩,趁热加入试剂A进行赶硝作业,直至无黄烟冒出时为终点。

万用萃取器萃取金铂钯的技术规则

万用萃取器萃取金铂钯的技术规则

万用萃取器萃取金铂钯的技术规则1、水相酸度在0.1~1MOL之间。

用0.1%的甲基红无水乙醇溶液作指示剂,用1MOL的氢氧化钠标准液鉴定水相酸度。

2、在萃取过程中各有机相和水相的相比分配可根椐实际情况可灵活调整:当贵金属含量高时可采用油相多于水相的原则,当贵金属含量低时,油相可少于水相的原则。

3、萃取级数可根椐实际情况灵活撑握,当贵金属含量高时,宜采用多级萃取,当含量低时可采用1、2级萃取。

4、a黄金的萃取一般可采用相比O/A=1、3级萃取,室温,混合澄清时间各为5min,料液酸度为1MOL。

b洗涤:0.5MOL盐酸,相比O/A=1、3级,室温。

混合澄清时间各为5min,萃取洗涤均在万用萃取器中进行。

C黄金的反萃在万用反应器中用5%的草酸溶液是进行反萃,反萃温度70度到80度。

草酸用量为理论量的1.75倍黄金纯度大于99.99%。

也可用常温反萃,常温的反萃药剂配方如下:5%的亚硫酸钠溶液用20%的氢氧化钠溶液调PH值8~9,然后由分析纯盐酸回调PH值3~4即可,在万用反应器中进行常温反萃。

d金粉的洗涤用1:1盐酸渚洗金粉,再用酒精渚洗金粉。

e萃取剂的再生用3~5MOL的盐酸洗涤,洗涤后即可反回过程中使用。

5、a钯的萃取相比一般可采用相比O/A=1、3级萃取,室温,混合澄清时间各为5~10min,料液酸度为1MOL。

b洗涤:0.5MOL盐酸,相比O/A=1、3级,室温。

混合澄清时间各为5min,萃取、洗涤、反萃、再生均在万用萃取器中进行.c反萃:载钯有机相用1:5或1:7的氨水进行反萃。

d反萃液可用盐酸沉淀出二氯二氨络亚钯。

然后用联氨还原出纯钯,钯纯度一般大于99.99%。

也可用水合肼在反萃液中沉淀出钯,钯纯度一般在99.95%左右.e有机相的再生:反萃后的有机相用5%~10%的氯化钠溶液洗涤两级.再用1MOL的盐酸洗涤一级即可反回过程中使用.6、a铂的萃取一般可采用相比O/A=1、3级萃取,室温,混合澄清时间各为5~10min,料液酸度为1MOL。

从铜阳极泥中提取铂钯的方法

从铜阳极泥中提取铂钯的方法

从铜阳极泥中提取铂钯的方法一、方法概要我们在这里研究的是从铜阳极泥中提取铂钯的方法,方法的特点是采用二次金粉氯化分金液进行提取铂钯,工艺步骤为:首先铜阳极泥经硫酸化焙烧,一次氯化分金,二氧化硫气体还原得到一次还原后液,然后锌粉置换使金、银、铂、钯富集于二次金粉中;再将二次金粉溶解除杂,过滤得到的滤渣进行二次氯化分金,滤液加入氯化铵及还原抑制剂氯酸钠,反应得到铂盐、钯盐沉淀;最后将滤液采用液体二氧化硫还原沉金。

该法工艺设备配置简单,操作方便,提高了铜阳极泥中金的回收率,同时有效将铂钯富集于铂钯精矿中。

二、技术理论本方法是研究湿法冶金工艺技术铜冶炼电解阳极泥,即从铜阳极泥中提取铂钯的方法。

目前很多铜阳极泥处理生产厂家为了回收铂钯产品,主要采用从一次还原金粉后液中沉淀铂钯的处理工艺,影响了金的回收率,一次还原后液中金含量约 2-10mg/L,若控制操作不当,金的损失率会更高,直接在一次还原后液中回收铂钯,铂钯还原率也较低,铂还原率为 50% 左右,钯还原率为 60% 左右,不但造成金铂钯等贵金属资源浪费,也不利于环保。

三、主要技术内容本方法研究的目的是克服已有湿法冶炼技术的不足,而提供的一种从铜阳极泥中提取铂钯的方法。

为了达到上述目的,我们是这样实现的:从铜阳极泥中提取铂钯的方法,它包括如下工艺步骤:a回转窑焙烧:铜阳极泥经 93%浓硫酸浆化,进入回转窑焙烧 4-7h,产出焙砂,向焙砂中加入硫酸浸出铜银,固液分离后,滤液进入传统的沉银工艺回收银,铜银浸出渣进入下步工序;b 一次氯化分金:按照 4 ~ 6 :1 的液固比向铜银浸出渣中加清水,再加入氯化钠、93% 浓硫酸、氯酸钠,氯酸钠加入量与铜银浸出渣金含量比值为10 :1,氯化钠与氯酸钠重量比 1: 1,硫酸与铜银浸出渣中铅的重量比 1:1,升温至 85-95℃,搅拌 2-4 小时,确保金完全溶解,然后固液分离,含硫酸铅沉淀的分金渣进入传统的分银工艺,一次氯化分金后液进入下步工序;Pb+H2SO4==PbSO4 ↓ +H2 ↑2Au+ClO3- +6H++7Cl-=2AuCl4- +3H2O3Pt+ClO3- +6H++11Cl-=3PtCl42- +3H2O3Pd+ClO3- +6H++11Cl-=3PdCl42- +3H2O3PtCl42- +ClO3- +6H++5Cl-=3PtCl62- +3H2O3PdCl42- +ClO3- +6H++5Cl-=3PdCl62- +3H2Oc 一次金粉还原:向分金液中通入 SO2 气体还原金粉,反应结束后固液分离,得到一次还原金粉和一次还原后液;2HAuCl4+3SO2+6H2O=2Au ↓ +3H2SO4+8HCld 锌粉置换:将一次氯化分金还原后液打入反应釜中,温度控制在35-50℃,加入锌粉搅拌进行置换,待还原后液金含量< 0.5mg/L 后停止搅拌,进行固液分离得到二次金粉,置换后液污水处理;Zn+PtCl42- =Zn2++4Cl-+Pt ↓Zn+PdCl42- =Zn2++4Cl-+Pd ↓3Zn+2AuCl4- =3Zn2++8Cl-+2Au ↓e 二次氯化分金:将二次金粉参照步骤 b 进行二次氯化分金,得到二次氯化分金后液及二次分金渣,二次分金渣进入传统的分银工艺,二次氯化分金后液进入下步工序;f 沉淀铂钯:向二次氯化分金后液中按照 8-15kg/m3 加入还原抑制剂氯酸钠,然后逐步加入氯化铵,反应 2-3h,至不产生沉淀,得到的铂钯沉淀,再经常规方法分离提取得到铂钯;2NH4Cl+PtCl62-=(NH4)2PtCl6 ↓ +2Cl- 2NH4Cl+PdCl62-=(NH4)2PdCl6 ↓ +2Clg二次金粉还原:向铂钯还原后液中通入液体二氧化硫还原得到金粉。

萃取法分离金钯铂工艺研究

萃取法分离金钯铂工艺研究
平均
萃取条件
O/A
pH
1
4
1
4
1
4
14萃取时间Pt10min3.10
10min
3.11
10min
3.09
10min
3.10
萃余液元素浓度
Pd
Au
Rh
0.56
0.0044
0.32
0.54
0.0043
0.33
0.55
0.0043
0.32
0.55
0.0043
0.32
Ir
钯萃取率
0.25
80.12%
0.24
量的关系,以及萃取时间与萃取率及水相中金含量关系。由
MIBK 萃取低含量的含金贵液中的金,不但回收率高而且萃
取速度快,7min 内即可实现单级金萃取率达 98.4% 以上。
MIBK 萃取金是按照氧盐机理萃取的,即金在有机相中 主要是以 [RH+][AuCl4-] 缔合物的形式存在。采用 MIBK 萃
图 2 pH 对钯萃取的影响
当 pH=4,常温,O/A=1,萃取时间 10min,静置分层 15min,考察不同钯浓度对钯萃取的影响,其结果如图 3 所 示。
图 1 盐酸浓度与金萃取率及分配比
当 反 应 条 件 为 HCl 浓 度 0.5mol/L、相 比 0.1,单 级 萃
取,相比(O/A)与分配比(LgD)、金萃取率及水相中金含
10min
0.30
萃余液元素浓度
Pd
Au
Rh
0.55
0.0043
0.32
0.55
0.0042
0.31
0.54
0.0042
0.31
0.55

贵金属合金的分离提纯

贵金属合金的分离提纯

贵金属合金的分离提纯步骤:对含有八种贵金属的合金的精炼处理工艺:金、银、铂(Pt)、钯(Pd)、铹(Rh)、铱(Ir)、锇(Os)、钌(Ru):像通常处理这些多种有价金属的方法一样,湿法化学提取已经得到肯定,这里介绍的是用其它方法提取它们,这里有各种类型的、能完成它们的实用仪器装置。

步骤1、用王水(一份硝酸三份盐酸)溶解物料,把溶液煮沸至粘稠状,每加入盐酸后进行蒸发,反复三次。

步骤2、用3-4体积的水稀释最后的蒸残物并过滤,过滤后的残渣是铱、钌、铑、锇、氯化银,原有溶液含铂、钯和金。

步骤3、使SO2气体通过含铂、钯和金的溶液,沉淀褐色金粉。

过滤溶液、水洗、干燥,把金沉淀物放置一旁以备提纯。

步骤4、除去金的溶液含有铂、钯。

加入氯化铵饱和溶液到母液中,使铂呈氯铂酸铵橙色沉淀物沉下。

将其过滤、洗涤,放置一旁以备还原成海绵铂。

步骤5、这时此溶液只含有钯,加氯酸钠结晶物到溶液中,将钯沉淀成红色粉末状的氯钯酸铵。

将其过滤、洗涤,放置一旁以备还原成海绵钯。

(另一种方法是用DMG-二甲基乙醛,丁烷二肟沉淀钯)此时溶液已无有价成分,经点滴试验后将其弃去。

它将表明,不管沉淀怎样完全,铂都是微量。

步骤6、用王水浸出的铱、钌、铑、锇、氯化银的残渣加铅再进行熔炼,步骤7、制成颗粒并在硝酸中溶解铅熔化物,然后稀释此溶液并进行过滤。

过滤后的残渣是铱、钌、铑、锇。

滤液中的银离子用盐酸或食盐使其沉淀成氯化银。

从溶液中过滤出氯化银,经洗涤、干燥,将它放在黑暗处,直到用置换法或火法还原法将它还原成金属银,再进行电解精炼。

溶液经点滴试验后弃去。

步骤8、将步骤7中的残渣用硫酸氢钠进行熔炼,在铸铁研钵中研碎熔化物,放入水溶解。

此时铑在水中被提取,铱、钌、锇是从在水中的残渣中提取。

过滤出残渣并在过滤器上洗涤,取出搁置一旁。

将含有铑的溶液及洗涤水放入洁净的烧瓶中。

步骤9、把2%的氯化钡溶液加到用水提取的含铑离子的溶液中并加热,应有沉淀物产生。

铂钯浮选金矿几种工艺的讨论.

铂钯浮选金矿几种工艺的讨论.

铂钯浮选精矿几种处理工艺的讨论余彬20071350摘要: 云南金宝山铂矿是我国目前发现的第一个具有工业开采价值的原生铂矿。

已公开的处理其浮选精矿的冶炼工艺包括: 微波加热或硫酸熟化预处理后湿法提取铂钯; 火法造锍熔炼富集后再湿法处理高镍锍或低镍锍; 直接加压氧化酸浸后加压氰化浸出铂钯。

本文针对上述几种工艺以云南金宝山矿进行比较讨论。

关键词: 浮选精矿; 铂族金属; 湿法冶金; 火法冶金我国铂族金属矿产资源稀少, 已探明的金属储量仅300 多t 。

甘肃省金川硫化铜镍矿中的伴生铂矿占总资源量的60 %以上,云南的铂族金属矿产资源居全国第二位,其中大理地区的金宝山矿已探明可供开采的铂钯储量为45 t , A +B + C + D 级储量为82 t , 占云南省已探明总储量的67 % , 是我国目前发现的第一个具有工业开采价值的原生铂钯矿。

金宝山矿中铂加钯平均品位为1. 4555 g·t - 1 , 矿物种类繁多, 嵌布粒度极细。

铜、镍平均品位分别为0. 14 %和0. 22 % , 均在工业开采的边界品位以下, 而影响火法熔炼温度的MgO 含量却高达27 %~29 %。

原矿的物相分析表明, 主要矿物的相对含量为: 黄铜矿0. 38 % , 紫硫镍矿0. 36 % , 镍黄铁矿0. 02 % , 黄铁矿0. 71 % , 磁铁矿10. 73 % , 铬铁矿0. 94 % , 而橄榄石、蛇纹石等脉石成分高达87.51 % 。

由于铂族金属是我国急需的重要战略资源, 有关部门及冶金界对金宝山铂钯矿的开发利用研究十分重视。

1997 年9 月,“云南金宝山低品位铂钯矿资源综合利用”项目被批准列入“九·五”国家重点科技攻关项目计划。

1998 年底, 承担选矿研究任务的广州有色金属研究院首先取得了突破性进展, 研究成功的浮选工艺可使铂、钯、铜、镍的回收率分别达到( %) : 77. 35 , 76. 93 , 88.13 和57.14 。

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金铂钯配合物稳定常数
配离子 金属离子
[AuCl4] [PtCl6]
- 2-
Cl
-
稳定常数lgK
1.17 ~16
[PdCl4]
2-
15.7 12.46
~18 14.9(13.1) 25.8
Br
- 4 [AuBr ]
[PtBr6]
-
2- 2-
[PdBr4]
OH
Pd(OH)2
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E /V
0.22233 1.002 0.68 1.288 0.755 0.62
Å
条件
+3e =Au+4Cl
2-
[PtCl6] +2e =[PtCl4] +2Cl [PdCl6]
2- - 2-
+2e =[PdCl4] +2Cl
2- - -

1M盐酸
[PtCl4] +2e =Pt+4Cl [PdCl4] +2e-=Pd+4Cl2-
金铂钯配位及电极电位
冯清福 指导老师:李世鸿
目录

金属离子半反应电位 常见配合物半反应电极电位 金铂钯配合物稳定常数 pH对电极电位的影响
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金属离子半反应电位
序号 1 2 电极过程(Electrode process) Ag +e═Ag Au +3e═Au
3+ +
E /V 0.7996 1.498
[PtBr4] +2e =Pt+4Br
4
[PdBr4] +2e =Pd+4Br
0.6
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金属配合物半反应电位
3.OH配位
序号
1 2 3 4 5
电极过程(Electrode process)
[AuOH4]

E /V
未找到 0.2 0.15 0.73 0.07
Å
+3e =Au+4OH


[Pt(OH)6]2-+2e-=Pt(OH)2+4OHPt(OH)2+2e-=Pt+2OHPd(OH)4+2e-=Pd(OH)2+2OHPd(OH)2+2e-=Pd+2OH-
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金铂钯合金方案
1、相对氯离子配合体系,溴离子配合体系中电位差 更小,单独使用溴体系,合金化程度应当更高。 2、原试验中没有保护剂,如果适当添加ctab,一方 面作为保护剂,提高分散性,另一方面,引入的溴 离子一定程度降低Au离子还原电位。 3、购买ORP电极,绘制pH-电位图。如2.5,2.6图,利 用图谱选择合适pH值。
Å
3
4 5
Pt +2e═Pt
Pd +2e═Pd 维c(抗坏血酸)
2+
2+
1.18
0.915 0.166【pH=4】
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金属配合物半反应电位
1.Cl配位
序号
1 2 3 4 5 6
电极过程(Electrode process)
AgCl+e =Ag+Cl [AuCl4]
2- - - - - - - -
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金属配合物半反应电位
3.OH配位【补】
序号
1 2 3 4
电极过程(Electrode process)
+ 3 Au(OH) +3H +3e═Au+3H2O
E /V
1.45 0.98 1.01 0.95
Å
Pt(OH)2+2H+ +2e-=Pt+2H2O PtO2+2H+ +2e-=Pt(OH)2 PdO2+2H+ +2e-=PdO+H2O
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数据来源
1、《兰氏化学手册》电化学。 2、配合物稳定常数(道客巴巴文档分享平台) 《料用银钯合金粉的 制备研究》
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1M盐酸
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金属配合物半反应电位
2.Br配位
序号 1 2 3 电极过程(Electrode process) [AuBr4] +3e =Au+4Br [PtBr6]
2- - 2- - - - -
E /V 0.854 0.59 0.58
Å
+2e =[PtBr4] +2Br
2- 2- - - - -
pH对电极电位的影响
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pH对电极电位的影响
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pH对电极电位的影响
能斯特方程
aA+bB=cC+dD E=E(标准)(RT)/(nF)ln(([C]∧c*[D]∧d)/([A]∧a*[B]∧b)) R≈8.314,单位J/(mol*K) F≈96485.3383〒0.0083,单位C/mol
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