銠與鉑及/或鈀的分離方法

            文檔序號:3428882閱讀:1196來源:國知局

            專利名稱::銠與鉑及/或鈀的分離方法
            技術領域
            :本發明涉及從含有銠及至少含有鉑及/或鈀的原料中將銠與鉑及/或鈀簡單地分離的方法。
            背景技術
            :從銅電解沉淀物中蒸餾硒而回收的殘渣(以下稱作硒蒸餾殘渣)或將汽車廢氣催化劑之類的包含銠、鉬、鈀的鉑族金屬的廢料處理后的殘渣(以下稱作銠處理廢物)含有銠、鉬、鈀的鉑族金屬。日本專利第4116490號公報(專利文獻l)中,作為從含有鉑族金屬的溶液中將銠、鉬、鈀提純而回收的方法,公開有如下的方法,即,向該溶液中加入溴酸鈉而將釕氧化,利用蒸餾將Ru04分離,然后制成鹽酸性水溶液而將鈀利用硫化二正己基酯(DHS)的溶劑提取、將鉑及銥利用磷酸三丁酯(TBP)的溶劑提取依次分離。(專利文獻1:日本專利第4116490號公報)銠、鉬、鈀之類的鉑族金屬在通常的條件下很難溶解于無機酸中。王水或強氧化劑與鹽酸的混合液雖然可以溶解鉑、鈀,但是無法溶解銠。如果將混合有銠與鉑、鈀的原料用王水或強氧化劑與鹽酸的混合液溶解,則雖然可以溶解與酸接觸了的鉑、鈀,但是無法溶解銠,因此未溶解的銠中所包含的鉑、鈀就無法溶解。由此,很難從混合有銠與鉑、鈀的原料中有效地回收銠和鉑、鈀。溶解硒、碲以及銠、鉬、鈀之類的鉑族金屬的方法有加入氫氧化鈉和硝酸鈉而熔融,將硒、碲用水浸出,向含有鉑族的殘渣中添加過氧化氫和鹽酸而將鉑族元素溶解的方法(專利文獻2:日本專利第4016680號公報);在氯氣氛中進行氯化揮發處理,除去了硒、碲后,加入氯化鈉而利用氯化焙燒處理將鉑族元素變為可溶性鹽,用水浸出而將鉑族元素溶解的方法(專利文獻3:日本專利第3943564號公報)。但是,這些方法中銠、鉬、鈀全都成為水溶液而混合。對含有高濃度的銠、鉬、鈀的溶液進行溶劑提取會導致相互污染,有分離效率差的問題。為此就要反復進行溶劑提取,而這會導致成本上升。由此,為了有效地回收銠、鉬、鈀,希望在制成水溶液之前用簡單的方法預先分離。專利文獻1:日本專利第4116490號公報專利文獻2:日本專利第4016680號公報專利文獻3:日本專利第3943564號公報非專利文獻1:著作者名虎巖明德,安部吉史,標題銅沉淀物濕式處理技術的開發,雜志名資源與材料,vol.116.pp.484-492(出版日2000年)
            發明內容本發明的目的在于,找出從含有銠及至少含有鉑及/或鈀的原料中容易地將銠與鉑及/或鈀分離的方法。SP,本發明提供(1)銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,將含有銠且至少含有鉑及/或鈀的,然后將該處理物用水浸出,將鉑及/或鈀制成溶液而過濾分離,在殘渣中殘留銠。(2)如(1)所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,將所述的含有銠且至少含有鉑及/或鈀的原料粉碎至粒徑為500m以下,與炭粉混合。(3)如(1)或(2)所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,所述的氯化處理在75088(TC的加熱溫度下進行。(4)銠的回收方法,其特征在于,向利用(1)(3)中任一項所述的方法分離了鉑及/或鈀的銠中混合氯化鈉,在氯氣氛中進行氯化處理而將銠變為可溶性鹽后,用水浸出而將銠作為溶液進行過濾分離,向銠溶液中加入溴酸鈉,將釕利用氧化蒸餾分離,然后利用溶劑提取依次分離鈀、鉬、銥。利用上述發明,可以從含有銠及至少含有鉑及/或鈀的原料中,將銠與鉑及/或鈀很容易地分離,可以有效地回收銠。圖1是作為本發明的一個方式的處理流程圖。具體實施例方式下面對本發明進行詳細說明。本發明的處理對象物是含有比較高濃度的銠、鉬、鈀的粉體狀的材料。例如有從銅電解沉淀物中蒸餾硒而回收之時產生的硒蒸餾殘渣;將汽車廢氣催化劑之類的含有銠、鉬、鈀的鉑族金屬的廢料處理后的銠處理廢物。如果是像從銅電解沉淀物中蒸餾硒而干透的原料那樣成為500ym以下的粉體狀,則可以直接處理。在含有像在貴金屬回收處理的過程中部分熔融了的銠處理廢物那樣的塊狀物的原料的情況下,預先使用破碎機或錘擊式粉碎機等粉碎至粒度達到500iim以下。另外,如果原料含有很多水分,則由于在氯氣流中加熱之時會釋放水蒸氣,有可能將氯分壓暫時地降低,或生成氧化物,因此最好預先充分地干燥。干燥條件沒有特別限定,然而可以是10012(TC下615小時。而且,在使用水分極少的原料的情況下,當然也可以省略干燥工序。雖然鉑族金屬是難以氧化的元素,然而會有在表面產生氧化層的情況。如果在后續工序的氯化處理工序中產生原料中的銠、鉬、鈀的氧化物,或因殘留于氣氛中的氧而產生氧化物,則無法形成氯化物。由此,通過向粉碎、干燥了的原料中預先混合炭粉,將銠、鉬、鈀的氧化物還原為金屬,就可以形成氯化物。所混合的炭粉的量由于隨著原料的氧化狀態或氣氛氣體中的氧量而變化,因此無法限定,然而優選為將氧化物還原的反應當量的24當量。當將混合有炭粉的銠、鉬、鈀的原料進行在氯氣流中升溫、加熱的氯化處理時,就會生成作為銠、鉬、鈀的氯化物的RhCl3、PtCl4、PdCl3。優選的加熱溫度為75088(TC,特別優選從78(TC到850°C的廢物。如果加熱溫度過低,則由于氯化反應不能充分地進行,因此鉑、鈀就不會變為氯化物,在后續工序的水浸出工序中無法將鉑、鈀充分地分離。另外,如果加熱溫度過高,則所生成的氯化物就會揮發掉,回收率降低。以下給出利用氯化處理將銠、鉬、鈀變為氯化物的反應2Rh+3Cl2—2RhCl3Pt+2C12—PtCl42Pd+3Cl2—2PdCl3另外,在氯化處理工序中,原料中所含的雜質成分的大部分變成氯化物。硒、碲等容易以氯化物揮發的成分揮發而可以與鉑族元素分離。在含有大量容易揮發的成分的情況下,最好在升溫的途中以氯化物揮發的溫度保持,進行揮發分離。對于硒的情況約為200°C,對于碲的情況約為44(TC,通過保持1小時左右就可以分離。氯化處理中所用的氯氣量沒有特別規定,然而最低限度需要在以上述的反應式表示的反應式的當量中加上將爐內維持為氯氣氛的量的量,另外考慮到原料中的雜質與氯氣反應的情況,要過量地使用。氯化處理時間沒有特別限定,然而優選保持110小時左右,特別優選保持36小時左右。然后將該處理物水洗,將鉑、鈀的氯化物溶解,通過將其過濾,就可以將難溶性的銠的氯化物殘留在殘渣中而分離。這里銅的氯化物之類的水溶性的成分當然就與鉑、鈀一起轉移到溶液中,釕、銥的氯化物之類的難溶性的成分當然就與銠一起殘留在殘渣中。水洗中所用的液量沒有特別規定,然而由于如果溶液殘留在附著水中,則分離就會變差,因此最好將殘渣充分地水洗。另一方面,對于溶液中的鉑、鈀的回收,如果濃度降低則不夠理想,因此優選利用加熱溶液等方法來濃縮。進行水洗的溫度沒有特別規定,然而鉑及鈀的氯化物即使在常溫下也可以充分地溶解。利用水洗得到的溶液中的鉑、鈀可以利用公知的方法回收。例如像虎巖明德,安部吉史,銅沉淀物濕式處理技術的開發,資源與材料,vol.116.pp.484-492(2000年)(非專利文獻l)那樣,公開有從含有鉑族的溶液中使用溶劑提取法將鉑、鈀回收的方法。根據該方法,將鉑用磷酸三丁酯(TBP)提取,進行反提取、提純,添加氯化銨而析出氯化鉑酸銨晶體。將其加熱分解而變為鉑海綿。將鈀用硫化二正己基酯(DHS)提取,將反提取的液體用鹽酸中和而析出二氯二氨基鈀晶體。將其加熱分解而變為鈀海綿。將含有銠的水洗殘渣干燥而粉碎。向粉碎物中添加氯化鈉和炭粉,充分地混合。將該混合物放入石英制的容器,當在氯氣流中加熱,進行氯化焙燒處理時,銠即變為可溶性鹽。優選的加熱溫度為70085(TC,特別優選從75(TC到83(TC的范圍。另外,處理時間沒有特別限定,然而優選設為110小時左右,特別優選設為36小時左右。以下給出利用氯化焙燒處理將銠變為作為可溶性的鹽的Na3RhCl6的反應2RhCl3+6NaCl—2Na3RhCl6雖然在該反應式中氯氣不參與反應,然而由于銠的氯化物在55(TC以上的溫度下解離而釋放出氯氣,因此需要維持為氯氣氛。氯氣具有抑制氯化物的分解的作用,必須以至少550°C以上維持氯氣氛。氯化焙燒處理中所用的氯氣量沒有特別規定,然而最低限度需要維持氯氣氛的量。這里,釕、銥也與氯化鈉反應而產生可溶性的鹽。另外,未轉移到溶液中的少量的鉬、鈀也同樣地與氯化鈉反應而成為可溶性的鹽。氯化鈉的添加量優選為上述的反應式中所示的反應當量的17倍。而且,如果氯化鈉的添加量增多,則相對于可以裝入爐中的總量來說被氯化揮發處理物的比例就會變少,處理效率變差,因此特別優選為35倍的范圍。由于釕、銥等鉑族成分也會反應而消耗氯化鈉,因此要考慮到氯化鈉的添加量中。炭粉的添加量只要可以將在殘渣的干燥中產生的氧化物層還原以及將氣氛氣體中的氧除去即可,也可以是少量的。將氯化焙燒處理物用水浸出,將銠的可溶性鹽溶解。作為水浸出的條件沒有特別限定,然而由于氯化焙燒處理物的一部分會熔融,容易浸出,因此優選使用509(TC的溫水。這里,銥及未轉移到溶液中的少量的鉑、鈀也溶解于水中。將含有未溶解于水中的未反應的銠、炭粉、不溶性的雜質的殘渣過濾,得到含有雜質的銠的浸出液。將含有雜質的銠的浸出液利用氧化蒸餾法分離釕而回收。在蒸餾裝置內向含有雜質的銠的浸出液中加入作為氧化劑的溴酸鈉,將釕變為四氧化釕。由于四氧化釕的沸點約為13(TC,因此當加熱為7095t:時,就很容易氣化,所以向釕的浸出液沖流空氣而將四氧化釕導入鹽酸溶液中,變成釕的氯化物而回收。從分離了釕的含有銠的溶液中,利用如下所示的方法提純就可以回收銠。(1)從含有銠的溶液中用二(2-乙基己基)磷酸(D2EHPA)提取銅、鐵、鋅等。(2)向(1)的溶液中加入次氯酸鈉等氧化劑而加熱,將溶液中的銥氧化為4價,用鹽酸調整為酸性溶液后,用TBP提取銥及鉑。(3)從(2)的溶液中用DHS提取鈀。(4)將(3)的溶液用氫氧化鈉中和而得到銠的中和物,將中和物水洗而除去鈉后,用鹽酸將銠溶解。(5)向(4)的溶液中添加氯化銨而析出氯化銠酸銨晶體。(6)將氯化銠酸銨用純水溶解,添加甲酸而將銠還原,得到銠黑。(7)將銠黑在氫-氬混合氣體中燒成而將氧除去,得到銠海綿。利用上述的方法回收的銠雜質很少,可以得到99.9質量%以上的等級。[實施例](實施例1)下面對本發明的實施例進行說明。向從銅電解沉淀物中蒸餾硒而回收的硒蒸餾殘渣10kg中,混合用于還原表面氧化層以及防止氧化的炭粉450g。硒蒸餾殘渣由于粒徑細小,達到500iim以下,因此不用特別地進行粉碎。表1中給出硒蒸餾殘渣的組成和含量。這里相對于硒蒸餾殘渣中所含的銠量,鈀量為1.75倍,鉬量為1.4倍。表1硒蒸餾殘渣的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage6</column></row><table><table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>將該混合物裝入石英舟中,在爐心管為石英制的管狀爐內,從開始升溫起在流過氯氣的同時以20(TC及44(TC分別保持1小時,繼而進行了加熱為85(TC而保持5小時的氯化處理。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鉑及鈀的水洗液12L。表2中給出浸出液的組成、含量、浸出率。雖然Pt及Pd溶解于水洗液中,而Rh、Ru、Se基本上未轉移到水洗液中。水洗液的pH為1.2,是酸性。這是因為,由于氯化處理物吸附氯氣,因此在水洗液中生成了鹽酸。表2氯化處理物的水洗液的組成和含量Rh<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>將水洗殘渣在設定為IO(TC的干燥機內干燥12小時。干燥后的重量為2050g。干燥后的重量大幅度減少的理由是因為,在氯化處理中生成蒸氣壓大的硒及釕的氯化物,產生了揮發。向其中混合氯化鈉4.2kg、炭粉280g。將該混合物裝入石英舟中,在爐心管為石英制的管狀爐內,進行了在流過氯氣的同時加熱為78(TC而保持3小時的氯化焙燒處理。將該處理物在保持為8(TC的溫水中浸出,使用真空過濾器過濾。得到了含有雜質的銠的浸出液27L。表3中給出浸出液的組成、含量、分配率。浸出液中的鈀及鉑的濃度為銠的1/10以下。另外,銠相對于硒蒸餾殘渣的分配率為93%,基本上可以將全量用水浸出。鈀及鉑的分配率分別為1.5%和4.1%。像這樣,就可以從含有銠及至少含有鈀及鉑的原料中,將銠與鈀及鉑很容易地分離。另一方面,釕在水浸出液中的分配率低到37%。這是因為,由于氯化處理的保持溫度高,因此釕的氯化物揮發掉。銠的氯化物由于與釕的氯化物相比難以揮發,因此得到了高分配率。表3氯化焙燒物的水浸出液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table><table>tableseeoriginaldocumentpage8</column></row><table>如表3所示,水浸出液含有很多釕。向該水浸出液中加入作為氧化劑的溴酸鈉,在8(TC進行2小時的蒸餾處理,除去了釕。另外,由于含有少量的鉑及鈀等雜質,因此在利用溶劑提取法等方法將銠提純后,用甲酸還原而變為銠黑回收。銠黑由于含有氧,因此在5%氫-氬氣體中燒成,得到了銠。該銠粉的等級是對金屬成分利用輝光放電質譜法(GDMS法),用Leco公司制氧分析裝置測定了氧含量。表4中給出銠的分析結果。所回收的銠的雜質很少,是99.9質量%以上的等級。表4從硒蒸餾殘渣中回收的銠的組成(質量卯m)<table>tableseeoriginaldocumentpage8</column></row><table>(實施例2)實施例2以將汽車廢氣催化劑之類的含有銠、鉬、鈀的鉑族金屬的廢料處理后的銠處理廢物作為原料。將銠處理廢物用錘擊式粉碎機粉碎,得到穿過網眼500iim的篩子的粉體試樣。表5中給出粉碎了的銠處理廢物的組成和含量。這里相對于銠處理廢物中所含的銠量,鈀量為2.6倍,鉬量為1.7倍。表5銠處理廢物的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage8</column></row><table>在粉碎了的銠處理廢物90g中,為了還原表面氧化層以及防止氧化,混合了炭粉22g。將該混合物裝入容積200mL的石英制燒杯,在爐心管為石英制的管狀爐內,從開始升溫時起在流過氯氣的同時以20(TC及44(TC分別保持1小時,繼而進行了加熱為780°C而保持3小時的氯化處理。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鈀及鉑的水洗液1.2L。表6中給出浸出液的組成、含量、浸出率。雖然Pt、Pd及Cu溶解于水洗液中,然而Rh、Ru、Ir基本上未轉移到水洗液中。水洗液的pH為1.4,是酸性。表6氯化處理物的水洗液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage9</column></row><table>在將水洗殘渣用與實施例l相同的方法干燥后混合氯化鈉148g及炭粉3.5g,進行了氯化焙燒處理。將該混合物裝入石英制燒杯,在爐心管為石英制的管狀爐內,進行了在流過氯氣的同時加熱到78(TC并保持3小時的氯化焙燒處理。將該處理物在保持為8(TC的溫水中浸出,使用真空過濾器過濾。得到了含有雜質的銠的浸出液0.55L。表7中給出浸出液的組成、含量、分配率。浸出液中的鈀及鉑的濃度分別為銠的1/19、1/29。另外,銠相對于銠處理廢物的分配率為95%,基本上可以將全部量用水浸出。鈀及鉑的分配率為2.0%及1.9%。像這樣,從含有銠及至少含有鈀及鉑的原料中,可以很容易地將銠與鈀及鉑分離。表7氯化焙燒物的水浸出液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage9</column></row><table>在將該水浸出液用與實施例1相同的方法將釕利用蒸餾分離后,利用溶劑提取法等方法將銠提純,進行甲酸還原、燒成而得到銠。表8中給出銠的分析結果。所回收的銠的雜質很少,是99.9質量%以上的等級。表8從銠處理廢物中回收的銠的組成(質量卯m)<table>tableseeoriginaldocumentpage9</column></row><table>(實施例3)實施例3除了對于與實施例2相同的粉碎了的銠處理廢物90g,將氯化處理的保持溫度加熱改為85(TC而保持5小時以外,利用與實施例2相同的方法進行了氯化處理。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鈀及鉑的水洗液1.3L。表9中給出浸出液的組成、含量、浸出率。雖然Pt、Pd及Cu溶解于水洗液中,然而Rh、Ru、Ir基本上未轉移到水洗液中。水洗液的pH為1.5,是酸性。表9氯化處理物的水洗液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage10</column></row><table>將水洗殘渣在與實施例2相同的方法、條件下進行了氯化焙燒處理。將該處理物在保持為8(TC的溫水中浸出,使用真空過濾器過濾。得到了含有雜質的銠的浸出液O.52L。表10中給出浸出液的組成、含量、分配率。浸出液中的鈀及鉑的濃度分別為銠的1/20、1/35。另外,銠相對于銠處理廢物的分配率為92%,基本上可以將全部量用水浸出。鈀及鉑的分配率為1.8%及1.6%。像這樣,從含有銠及至少含有鈀及鉑的原料中,可以很容易地將銠與鈀及鉑分離。另一方面,釕向水浸出液中的分配率低到43%。這是因為,由于氯化處理的保持溫度高,因此釕的氯化物揮發掉。銠的氯化物由于與釕的氯化物相比難以揮發,因此得到高分配率。表10氯化焙燒物的水浸出液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage10</column></row><table>對該水浸出液用與實施例1相同的方法將釕利用蒸餾分離后,利用溶劑提取法等方法將銠提純,進行甲酸還原、燒成而得到銠。表ll中給出銠的分析結果。所回收的銠的雜質很少,是99.9質量%以上的等級。表11從銠處理廢物中回收的銠的組成(質量卯m)<table>tableseeoriginaldocumentpage10</column></row><table>(比較例1)下面對本發明的比較例進行說明。比較例1除了未將實施例2的表5所示的銠處理廢物粉碎而直接與炭粉混合以外,利用與實施例2相同的方法進行了氯化處理。這里粉碎前的銠處理廢物是粒徑為0.2mm2mm左右的顆粒狀。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鉑及鈀的水洗液1.4L。另外,將濾紙上的回收物干燥,得到水洗殘渣69.5g。表12中給出水洗液的組成、含量、分配率。另外,表13中給出水洗殘渣的組成、含量、分配率。雖然鈀、鉬及銅溶解于水洗液中,然而分配率很低,分別為29%、16%、40%。在水洗殘渣中殘留有鈀及鉑,無法與銠充分地分離。對水洗殘渣的形態進行了X射線衍射測定,其結果為,鈀及鉑的形態為金屬,說明由于粒子大,因此氯化反應并未推進到粒子內部。表12氯化處理物的水洗液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage11</column></row><table>表13銠處理廢物的水洗殘渣的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage11</column></row><table>(比較例2)比較例2將表5所示的銠處理廢物粉碎,未向穿過網眼500iim的篩子的粉體試樣中混合炭粉,除此以外,利用與實施例2相同的方法進行了氯化處理。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鉑及鈀的水洗液1.3L。另外,將濾紙上的回收物干燥,得到水洗殘渣54.9g。表14中給出水洗液的組成、含量、分配率。另外,表15中給出水洗殘渣的組成、含量、分配率。雖然鈀、鉬及銅溶解于水洗液中,然而分配率很低,分別為46%、33%、55%。在水洗殘渣中殘留有鈀及鉑,無法與銠充分地分離。對水洗殘渣的形態進行了X射線衍射測定,其結果為,檢測出鈀及鉑的氧化物,說明由于有表面氧化層,因此氯化反應并未推進。表14氯化處理物的水洗液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage12</column></row><table>表15銠處理廢物的水洗殘渣的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage12</column></row><table>(比較例3)比較例3除了將表5所示的銠處理廢物的氯化處理的溫度設為700°C以外,利用與實施例2相同的方法進行了氯化處理。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鉑及鈀的水洗液1.2L。另外,將濾紙上的回收物干燥,得到水洗殘渣52.9g。表16中給出水洗液的組成、含量、分配率。另外,表17中給出水洗殘渣的組成、含量、分配率。雖然鈀及鉑溶解于水洗液中,然而分配率很低,分別為49%、28%。在水洗殘渣中殘留有鈀及鉑,無法與銠充分地分離。對水洗殘渣的形態進行了X射線衍射測定,其結果為,鈀及鉑的形態為金屬,說明由于氯化處理溫度低,因此氯化反應并未推進。表16氯化處理物的水洗液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage12</column></row><table>表17銠處理廢物的水洗殘渣的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage13</column></row><table>比較例4除了將表5所示的銠處理廢物的氯化處理的保持溫度設為900°C以外,利用與實施例2相同的方法進行了氯化處理。將該處理物在室溫下在純水中水洗,使用真空過濾器過濾。得到含有鉑及鈀的水洗液1.3L。另外,將濾紙上的回收物干燥,得到水洗殘渣45.0g。表18中給出水洗液的組成、含量、分配率。另外,表19中給出水洗殘渣的組成、含量、分配率。鈀及鉑分別以分配率66%、67%溶解于水洗液中,在水洗殘渣中鈀及鉑很少,為5%以下,可以與銠充分地分離。另一方面,銠基本上未溶解于水洗液中,向水洗殘渣中的分配率低到67%。這是因為,氯化處理溫度高,在氯化處理中銠的氯化物揮發,回收率降低。表18氯化處理物的水洗液的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage13</column></row><table>表19銠處理廢物的水洗殘渣的組成和含量<table>tableseeoriginaldocumentpage13</column></row><table>權利要求銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,將含有銠且至少含有鉑及/或鈀的原料在氯氣氛中進行氯化處理而將鉑及/或鈀變為可溶性鹽,然后將該處理物用水浸出,將鉑及/或鈀制成溶液而過濾分離,在殘渣中殘留銠。2.根據權利要求1所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,將含有銠且至少含有鉑及/或鈀的原料粉碎至粒徑為500i!m以下,與炭粉混合。3.根據權利要求1或2所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,氯化處理在75088(TC的加熱溫度下進行。4.根據權利要求3所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,氯化處理的時間為110小時左右。5.根據權利要求1所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,在進行氯化處理之前,將所述原料充分干燥。6.根據權利要求2所述的銠與鉑及/或鈀的分離方法,其特征在于,所述炭粉的量為將所述原料中的氧化物還原的反應當量的24當量。7.銠的回收方法,其特征在于,向利用權利要求16中任一項所述的方法分離了鉑及/或鈀的銠中混合氯化鈉,在氯氣氛中進行氯化處理而將銠變為可溶性鹽后,用水浸出而將銠作為溶液進行過濾分離,向銠溶液中加入溴酸鈉,將釕利用氧化蒸餾分離,然后利用溶劑提取依次分離鈀、鉬、銥。全文摘要本發明提供一種方法,可以從含有銠且至少含有鉑及/或鈀的原料中,將銠與鉑及/或鈀簡單地分離,有效地回收銠。將含有銠且至少含有鉑及/或鈀的原料在氯氣氛中進行氯化處理而將鉑或鈀變為可溶性的氯化物,然后將該處理物用水浸出,將鉑及/或鈀作為溶液進行過濾分離,在殘渣中殘留不溶性的氯化銠。通過將殘渣與氯化鈉混合而在氯氣氛中焙燒,就可以將銠變為可溶性的鈉鹽,通過將其提純、回收來回收銠。文檔編號C22B7/00GK101713030SQ200910140580公開日2010年5月26日申請日期2009年5月8日優先權日2008年9月29日發明者永井燈文,河野雄仁申請人:日礦金屬株式會社
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