技术领域
[0001] 本
发明属铂族金属的提纯与精制领域，具体涉及到铂族金属萃取液的制备方法。
背景技术
[0002] 利用物质在两种不相溶(或微溶)的
溶剂中分配系数地不同，将其从一种溶剂内转移到另外一种溶剂中的过程称之为萃取，通过选择合适的萃取剂、溶剂、工艺和操作条件，萃取法可将溶液中的组分相分离，达到富集或提纯物质的目的。与其他分离方法相比，萃取法具有分离效率高、运行成本低、元素直收率高等优点，近年来发展迅速，在炼油、
冶金、食品及
原子能等行业获得了广泛的应用。
[0003] 自英国Acton的Inco精炼厂和Royston的MRR精炼厂，以及南非的Lonrho精炼厂首先采用萃取法分离铂族金属以来，萃取法分离铂族金属在世界范围内获得越来越广泛的应用，代表着铂族金属分离技术的发展方向。目前，要采用萃取法分离铂族金属，首先就得制备铂族金属萃取原液，原液中杂质元素种类和含量对铂族金属萃取影响巨大，杂质元素种类少、含量低的原液在萃取时不仅分离效果好且容易分相。人们已发展出多种不同的铂族金属萃取液制备方法，这些制备方法一般都由脱除贱金属和分离金
银两部分构成，如选择性氯化-深度氯化-金还原法、
氧化
焙烧-酸浸-氯化-金还原法、加压氧化
碱浸-离子交换-氯化-金萃取法等等；这些方法虽然都在一定程度上制得了满足萃取要求的铂族金属溶液，但普遍存在杂质脱除效果差，铂族金属分散严重、能耗高、操作复杂等许多问题。
发明内容
[0004] 针对上述问题，本发明提供一种铂族金属萃取液的制备方法，与其它制备方法相比，本发明方法除杂效果好，铂族金属分散程度小，能耗低，操作简单，而且对原料的适应性强。
[0005] 本发明的技术方案是：一种铂族金属萃取液的制备方法，包括以下依次进行的步骤：
[0006] 步骤1：将铂族金属精矿与含氯离子的酸性液混合，液固比为5.0～20.0∶1，加热至
温度为40～90℃，加入
氧化剂，进行氯化
浸出，得到氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序；
[0007] 步骤2：采用不含重金属元素的物质为还原剂，对氯化液进行一次控制电位还原，得到一次粗金粉和一次还原后液，一次粗金粉与含氯离子的酸性液混合，加入氧化剂，进行氯化浸出，得到氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序，氯化液进行二次控制电位还原，得到二次粗金粉和二次还原后液，二次粗金粉送精制；
[0008] 步骤3：将一次还原后液和二次还原后液混合，进行
氯化铵沉淀，得到沉淀后液和沉淀渣，沉淀后液返回铂族金属精矿生产工序；
[0009] 步骤4：沉淀渣与液体混合，搅拌形成浆料后加热至一定温度，再加入碱性物质调节浆料pH，至pH＞12时停止，然后在一段时间内加入一定量的不含重金属元素的还原性物质，还原性物质加入完毕后过滤反应液，得滤液和滤渣，滤液返回沉淀渣浆化；
[0010] 步骤5：滤渣与含氯离子的酸性液混合，加入氧化剂，进行氯化浸出，得到氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序，氯化液即为铂族金属萃取液。
[0011] 进一步，步骤1、步骤2和步骤5中含氯离子的酸性液为30～220g/L
盐酸溶液和/或50～350g/L
氯化钠加50～300g/L
硫酸组成的溶液。
[0012] 进一步，氧化剂为氯酸钠、氯酸
钾、
次氯酸钠、高氯酸、氯气及液氯中的一种或几种组合，氧化剂加入量为0.1～5.0mol/L，反应时间0.5～4h。
[0013] 进一步，步骤2中反应温度为0～40℃，一次还原时控制电位为500～650mV，二次还原时控制电位为380～490mV。
[0014] 进一步，所述不含重金属元素的还原剂为亚硫酸钠、亚硫酸氢钠、焦亚硫酸钠、焦亚硫酸氢钠、二氧化硫及
草酸中的一种或几种的组合。
[0015] 进一步，步骤3中氯化铵加入量为40～140g/L，沉淀温度为40～80℃，还加入5～25g/L的氧化剂，氧化剂为氯酸钠、氯酸钾、次氯酸钠、高氯酸、氯气及双氧
水中的一种或几种组合。
[0016] 进一步，步骤4中浆化时液固比为0.5～5.0，浆化用的液体为水或其它回用的溶液，浆料加热至温度为40～90℃，调节浆料pH的碱性物质为氢氧化钠固体、氢氧化钠水溶液、氢氧化钾固体、氢氧化钾水溶液中的一种或几种组合。
[0017] 进一步，所述步骤5中所述的一段时间为0.5～5h，加入量为理论量的1.0～3.0倍；所述不含重金属元素的还原性物质为甲
醛、水合肼、
硼氢化钠、盐酸羟胺中的一种或几种组合。
[0018] 与现有制备方法相比，本发明方法的有益效果和突出优点在于：
[0019] 1)杂质脱除效果好，经本发明方法制备得到的铂族金属萃取液中一些杂质元素浓度为：Au＜30mg/L、Ag＜20mg/L，Te＜500mg/L，Se＜300mg/L，Cu＜400mg/L，Pb＜600mg/L；
[0020] 2)铂族金属分散程度小，原料中98.5％的铂族金属最后都转移至萃取液中；
[0021] 3)对原料适应性强，本发明工艺对Au、Ag、Cu、Pb、Te、Se等元素含量很高的铂族金属精矿均具有很好的除杂效果；
[0023] 图1为该发明一种铂族金属萃取液的制备方法的
流程图。
具体实施方式
[0024] 以下通过
实施例对本发明作进一步的详细描述，但本发明的范围不限于这些实施例。
[0025] 如图1所示，本发明一种铂族金属萃取液的制备方法，包括以下依次进行的步骤：
[0026] 步骤1：将铂族金属精矿与含氯离子的酸性液混合，液固比为5.0～20.0∶1，加热至温度为40～90℃，加入氧化剂，进行氯化浸出，得到氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序；
[0027] 步骤2：采用不含重金属元素的物质为还原剂，对氯化液进行一次控制电位还原，得到一次粗金粉和一次还原后液，一次粗金粉与含氯离子的酸性液混合，加入氧化剂，进行氯化浸出，得到氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序，氯化液进行二次控制电位还原，得到二次粗金粉和二次还原后液，二次粗金粉送精制；
[0028] 步骤3：将一次还原后液和二次还原后液混合，进行氯化铵沉淀，得到沉淀后液和沉淀渣，沉淀后液返回铂族金属精矿生产工序；
[0029] 步骤4：沉淀渣与液体混合，搅拌形成浆料后加热至一定温度，再加入碱性物质调节浆料pH，至pH＞12时停止，然后在一段时间内加入一定量的不含重金属元素的还原性物质，还原性物质加入完毕后过滤反应液，得滤液和滤渣，滤液返回沉淀渣浆化；
[0030] 步骤5：滤渣与含氯离子的酸性液混合，加入氧化剂，进行氯化浸出，得到氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序，氯化液即为铂族金属萃取液。
[0031] 进一步，步骤1、步骤2和步骤5中含氯离子的酸性液为30～220g/L盐
酸溶液和/或50～350g/L氯化钠加50～300g/L硫酸组成的溶液。
[0032] 进一步，氧化剂为氯酸钠、氯酸钾、次氯酸钠、高氯酸、氯气及液氯中的一种或几种组合，氧化剂加入量为0.1～5.0mol/L，反应时间0.5～4h。
[0033] 进一步，步骤2中反应温度为0～40℃，一次还原时控制电位为500～650mV，二次还原时控制电位为380～490mV。
[0034] 进一步，所述不含重金属元素的还原剂为亚硫酸钠、亚硫酸氢钠、焦亚硫酸钠、焦亚硫酸氢钠、二氧化硫及草酸中的一种或几种的组合。
[0035] 进一步，步骤3中氯化铵加入量为40～140g/L，沉淀温度为40～80℃，还加入5～25g/L的氧化剂，氧化剂为氯酸钠、氯酸钾、次氯酸钠、高氯酸、氯气及双氧水中的一种或几种组合。
[0036] 进一步，步骤4中浆化时液固比为0.5～5.0，浆化用的液体为水或其它回用的溶液，浆料加热至温度为40～90℃，调节浆料pH的碱性物质为氢氧化钠固体、氢氧化钠水溶液、氢氧化钾固体、氢氧化钾水溶液中的一种或几种组合。
[0037] 进一步，所述步骤5中所述的一段时间为0.5～5h，加入量为理论量的1.0～3.0倍；所述不含重金属元素的还原性物质为甲醛、水合肼、硼氢化钠、盐酸羟胺中的一种或几种组合。
[0038] 实施例1
[0039] 取500g烘干的铂族金属精矿，测得Pt含量为2.12％，Pd含量为9.36％，Rh含量为0.56％，Ir含量为0.23％，Ru含量为0.082％，将其加入至5.0L浓度为90g/L的盐酸溶液中，搅拌并加热至50℃后在2.5h内加入246g氯酸钠固体，冷却后作固液分离，固体返回铂族金属精矿生产工序，液体升温至30℃后，加入亚硫酸钠固体，并监测反应液电位，当反应液电位为560mV时停止加入亚硫酸钠，固液分离后得一次粗金粉和一次还原后液，一次粗金粉称得湿重为187.9g，加入至1.0L浓度为180g/L的盐酸溶液中，搅拌并加热至55℃后在1.5h内加入81g氯酸钠固体，冷却后作固液分离，固体返回铂族金属精矿生产工序，液体于室温下加入亚硫酸钠固体，并监测反应液电位，当反应液电位为450mV时停止加入亚硫酸钠，固液分离后得二次粗金粉和二次还原后液，二次粗金粉送精制。将一次还原后液和二次还原后液混合，分别按60g/L和10g/L加入氯化铵固体和氯酸钠固体，冷却后作固液分离得沉淀后液和沉淀渣，沉淀后液返回铂族金属精矿生产工序，沉淀渣称湿重得162g，与1.0L水混合后搅拌成浆料，加热至60℃并加入30％氢氧化钠水溶液将浆料pH调节至13，然后在2.5h内加入185g甲醛含量为36.5％的工业用甲醛溶液，完成后作固液分离，滤液返回用作浆化液，滤渣称湿重为202.5g，加入至2.0L浓度为180g/L盐酸溶液中，搅拌并加热至65℃后在2h内加入96g氯酸钠固体，冷却后作固液分离，得氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序，氯化液即为铂族金属萃取液，量体积为2.15L，测得其组成如表1所示。
[0040] 表1氯化液组成分析结果
[0041]
[0042] 实施例2
[0043] 取500g烘干的铂族金属精矿，测得Pt含量为0.12％，Pd含量为1.36％，Rh含量为2.56％，Ir含量为5.23％，Ru含量为0.83％，将其加入至4.0L浓度为160g/L氯化钠加196g/L硫酸组成的溶液中，搅拌并加热至60℃后在2.0h内加入196g氯酸钾固体，冷却后作固液分离，固体返回铂族金属精矿生产工序，液体于室温下加入草酸固体，并监测反应液电位，当反应液电位为520mV时停止加入草酸，固液分离后得一次粗金粉和一次还原后液，一次粗金粉称得湿重为88.0g，加入至1.5L浓度为140g/L的盐酸溶液中，搅拌并加热至55℃后在1.5h内加入45g氯酸钾固体，冷却后作固液分离，固体返回铂族金属精矿生产工序，液体于室温下加入草酸固体，并监测反应液电位，当反应液电位为470mV时停止加入草酸，固液分离后得二次粗金粉和二次还原后液，二次粗金粉送精制。将一次还原后液和二次还原后液混合，分别按100g/L和20g/L加入氯化铵固体和氯酸钾固体，冷却后作固液分离得沉淀后液和沉淀渣，沉淀后液返回铂族金属精矿生产工序，沉淀渣称湿重得192g，与2.0L水混合后搅拌成浆料，加热至50℃并加入氢氧化钾固体将浆料pH调节至13，然后在1.5h内加入116g水合肼含量为66.0％的工业用水合肼溶液，完成后作固液分离，滤液返回用作浆化液，滤渣称湿重为182.5g，加入至2.5L浓度为165g/L盐酸溶液中，搅拌并加热至55℃后在1.5h内加入147g氯酸钾固体，冷却后作固液分离，得氯化渣和氯化液，氯化渣返回铂族金属精矿生产工序，氯化液即为铂族金属萃取液，量体积为2.75L，测得其组成如表2所示。
[0044]
